陕西某金矿石选矿试验研究

在对陕西某金矿矿石进行性质分析的基础上,进行了适宜磨矿细度,浮选调整剂碳酸钠、活化剂硫酸铜和组合捕收剂丁基黄药与丁铵黑药用量确定试验,并以条件试验为基础,完成了2粗2精2扫闭路浮选试验。对于金品位为3.37 g/t的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占70%情况下,可获得金品位90.66g/t、回收率为89.30%的金精矿。     

某低品位微细粒金矿石浮选试验研究

对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究, 确定了浮选工艺参数为：磨矿细度-0.074 mm粒级占87.07%, pH调整剂硫酸用量1 500 g/t, 活化剂硫酸铜用量500 g/t, 捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为75 g/t, 经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路浮选流程获得了精矿金品位21.30 g/t、尾矿金品位0.28 g/t、精矿产率7.20%、金回收率85.51%的选别指标。     

甘肃某金矿石选矿工艺研究

甘肃某金矿为含炭微细粒嵌布金矿石,金品位为2.38 g/t,为了高效利用该矿石,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 90%的情况下,采用1粗2精2扫工艺流程进行浮选闭路试验,可获得精矿金品位为40.76 g/t、回收率为87.68%的试验指标。     

某含金硫化矿石金的浮选试验

辽宁某含金原生硫化矿石属多金属硫化物石英脉型,有价元素金品位为5.11 g/t,金主要以自然金及含金矿物的形式存在。为合理开发利用该资源,对其进行浮选选金试验。在条件试验确定的粗选最佳磨矿细度为-0.074 mm占70%、p H调整剂石灰用量为500 g/t、捕收剂丁基黄药+丁铵黑药用量为240+120 g/t时,对原矿进行1粗2精2扫浮选闭路试验,可获得金品位为95.138 g/t、回收率为96.14%的金精矿。试验结果可为该含金矿石的开发利用提供技术借鉴。     

黔西南某微细浸染型金矿浮选提金探索研究

对黔西南某微细浸染型金矿开展了浮选试验研究, 初步探索了浮选法提金的较优工艺条件。在磨矿细度-0.075 mm粒级占73.17%, 丁基黄药与丁铵黑药配比为4∶1、总用量为100 g/t, 活化剂硫酸铜用量200 g/t, 起泡剂2^#油用量80 g/t条件下, 采用一粗一精一扫闭路浮选流程, 可得到金品位2.11 g/t、回收率39.28%的金精矿。     

河南某金矿石重选—浮选试验

河南某金矿石金品位3.40 g/t,金以微细粒嵌布为主,主要金属矿物为黄铁矿,脉石矿物以石英为主。为确定金回收的适宜选矿工艺流程,采用重选—浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 65%、尼尔森选矿机富集锥内离心加速度为重力加速度的60倍的条件下,以丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂,原矿经重选—重选尾矿1粗1精2扫闭路浮选,可获得金品位5 969.86 g/t的重选精矿和金品位43.94 g/t的浮选金精矿,总回收率94.36%的良好指标,可供确定该金矿石选矿工艺流程参考。     

山东某原生金矿石浮选试验研究

山东某金矿选矿厂以异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂,采用磨矿细度为-0.074 mm占60%的一粗二精二扫浮选工艺流程处理原生金矿石,金回收率仅59%左右。为此,着重对该矿石进行了浮选药剂条件和磨矿细度试验研究。试验结果表明：以BD-11为捕收剂、硫酸铜为活化剂、11号油为起泡剂,在-0.074 mm占60%的磨矿细度下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可获得金品位为30.83 g/t,金回收率为93.36%的金精矿,与现场生产相比,金回收率得到了大幅度提高。     

辽宁某含碳难选金矿石浮选试验研究

以辽宁某含碳难选金矿石为研究对象,通过X射线衍射、化学组成分析对原矿工艺矿物学性质进行了研究。结果表明,原矿金品位为2.45 g/t,并含有4.38%的碳,金主要赋存在硫化矿物中,主要载金矿物为黄铁矿,主要脉石矿物为石英。分别采用常规浮选和先脱碳后浮金流程进行了浮选对比试验,结果显示:在磨矿细度-0.071 mm占90%,CaO用量为800 g/t,CuSO_4用量为400 g/t,混合捕收剂总用量为60 g/t(其中丁基黄药和25~#黑药的比例为1∶5)的条件下,采用1粗2精3扫的浮选流程,获得了金品位14.33 g/t和金回收率67.60%的浮选精矿;相比于常规浮选流程,预先脱碳浮选指标较差。即矿石适宜采用常规浮选流程处理。     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率，本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%，pH=9.0，调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时，采用1粗2精2扫闭路试验流程，获得金品位24.30g/t，金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出，金浸出率可达92.31%。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

某金矿石选矿试验研究

对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占97.52%,采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂,2^#油为起泡剂,丁铵黑药为捕收剂,通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验,获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 g/t、精矿产率9.20%、金回收率94.89%的选别指标。     

甘肃某金矿阶段磨浮工艺提高金回收指标试验

甘肃某金矿选矿厂采用一段磨浮工艺回收细粒浸染型难选金矿石中的金,金回收率仅在78%左右。为提高金回收率,在探索试验基础上进行了阶段磨浮工艺研究。试验研究表明,采用阶段磨浮工艺流程处理金品位为2.86 g/t的矿石,在一段磨矿细度为-0.074 mm52%、二段磨矿细度为-0.074 mm87%、用氧化钙调矿浆p H值=8.0、丁基黄药用量为150 g/t、2#油用量为95 g/t情况下,闭路试验获得的综合精矿金品位为41.77 g/t、回收率为86.51%,金回收率提高约8个百分点,经济效益显著。     

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为 2. 83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所 产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现 阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。 基于矿石中金的嵌布特征, 开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研 究。 结果表明:在磨矿细度为-0. 043 mm 占 87%、重力倍数为 80 G、流 态化水量为 3 L/min 的条件下进行尼尔森重选, 可以获得金品位为 35. 44 g/t、金回收率为 55. 85%的重选金精矿和 金品位为 1. 34 g/t 的重选尾矿,对重选尾矿进行 2 粗 2 精 2 扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为 13. 80 g/ t、金回收率为 31. 38%的浮选金精矿。 矿石经尼 尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为 87. 24%、金品位为 22. 69 g/t,尾矿金品位为 0. 42 g/t 的指标。 研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。     

某金矿石浮选试验

某金矿石金品位1.82 g/t,金主要以单体金或裸露金的形式存在于黄铁矿裂隙中,并可伴随回收银、硫。为合理利用该矿石,采用浮选法进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074mm 50%的条件下,以碳酸钠作调整剂、丁基黄药+PAC作组合捕收剂、2~#油作起泡剂,原矿经1粗2精3扫闭路浮选流程选别,可获得金品位16.85 g/t、回收率90.01%的金精矿,实现了金的高效回收,并综合回收了银、硫,可为类似矿石资源综合利用提供技术参考。     

甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究

某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化矿物中,合计约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优化条件试验。获得粗选最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、硅酸钠用量为1600g/t、硫酸铜用量为200g/t、丁基黄药用量为100g/t、丁铵黑药用量为30g/t、二号油用量为100g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.85%,金回收率91.88%,尾矿品位为0.28g/t。精矿和尾矿X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿。说明本浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。     

某金矿石重选——浮选试验研究

某金矿石金品位1.98 g/t,嵌布粒度较粗,79.00%的金以裸露及半裸露金的形式存在。为合理开发利用该金矿资源,进行选矿试验研究。结果表明,矿石适宜采用尼尔森选矿机先回收粗粒金、重选尾矿采用丁基黄药+丁铵黑药作组合捕收剂进行浮选提金。在磨矿细度-0.074mm 69.8%的条件下,原矿1粗2精重选—重选尾矿1粗3精2扫闭路浮选试验可获得重选金精矿品位5 250.00 g/t、回收率53.03%和混合金精矿(重选中矿与浮选精矿合并)品位41.26 g/t、回收率42.52%的良好指标,实现了该金矿资源的高效回收利用。     

某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究

对某高砷含碳低品位难选金矿进行了浮选试验研究。采用碳酸钠和水玻璃为调整剂, 实现了矿泥分散和脉石矿物的选择性抑制; 采用Y89-0为捕收剂, 实现了对载金矿物(黄铁矿和砷黄铁矿)的选择性捕收。在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下, 采用一粗二精三扫闭路浮选流程, 在原矿金品位2.36 g/t时, 可获得精矿金品位36.08 g/t、回收率86.77%的良好指标。     

某金矿石矿物加工试验研究

为了给开发某金矿提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了可选性试验研究。采用异戊基黄药+BK903G为选金捕收剂,完成了两粗、两扫、两精闭路流程试验。对于金品位为2.87 g/t的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,可获得金品位51.94 g/t、金回收率为82.06%的金精矿。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明:（1）矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。（2）以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。