青海某金锑矿浮金试验研究

青海某金锑矿主要可回收利用元素为Au和Sb,金品位为3.50g/t、锑品位1.95%,有用金属矿物主要为辉锑矿和黄铁矿,金的嵌布粒度极细,主要包裹在黄铁矿中。对该矿进行浮选研究,结果表明:原矿磨至-0.074 mm占80.32%时,经一次金粗选,两次金扫选,金粗精矿再磨至-0.037 mm占95.45%时,经三次金精选的浮选闭路试验流程,可获得产率为4.01%,金品位为74.46g/t,锑品位为4.19%,金回收率为85.31%,锑回收率为8.62%的金精矿,产率为95.99%,锑品位为1.86%,金品位为0.54g/t,锑回收率为91.38%,金回收率为14.69%的浮金尾矿,较好地实现了从金锑矿中优先浮选金,浮金尾矿作为选锑原料进一步浮选锑的目的。     

云南某复杂难处理金矿工艺指标优化试验研究

为综合高效回收利用难处理金矿资源,以云南某复杂难处理金矿浮选尾矿(金品位为0.75 g/t)为研究对象,尾矿通过"再磨再选"浮选工艺获得金精矿,工艺指标良好,金精矿产率2.22%,金品位22.58 g/t,金回收率16.66%(对原矿)。全流程闭路试验获得的金精矿总产率6.67%,金品位41.62 g/t,金回收率92.25%,最终尾矿金品位降至0.25 g/t。研究结果为难处理金矿石的选别提供了有益参考。     

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。     

陕西安康某金矿选矿试验研究

陕西安康某以褐铁矿为载体矿物的次生氧化型含金矿石结构及矿物组合较简单,自然金成独立矿物相出现,粒度较细,金品位为3.91 g/t,裸露金、半裸露金占总金的89.53%;脉石矿物以石英为主,其次为云母、方解石、长石和绿泥石等。为高效开发利用该矿石资源进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1次摇床重选,重选中矿、尾矿合并1粗1精1扫闭路浮选的联合工艺流程处理,可获得金品位为43.72 g/t、金回收率为83.51%的摇床金精矿,以及金品位为23.81 g/t、金回收率为12.42%的浮选金精矿,总金精矿金品位为39.45 g/t、金回收率为95.93%,试验指标良好。     

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。     

甘肃两当某高硫金矿石选矿试验研究

甘肃两当地区某高硫金矿石,金品位0.93 g/t,硫含量较高。76.71%的金以包裹金、裂隙金的形式嵌布在黄铁矿中,嵌布粒度细,单体解离困难。为充分回收利用矿石中的金,进行了浮选试验研究。试验结果表明,以Na2S和Na2SO3分段抑制硫,Cu SO4为活化剂,丁基黄药+丁基铵黑药为组合捕收剂,原矿经2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选闭路试验选别,最终可获得金品位20.74 g/t、含硫39.33%,金回收率70.90%的金精矿,尾矿金含量仅0.29 g/t,实现了金的富集,降低了硫对金精矿质量的影响。选矿试验结果为该金矿石选别流程的最终确定提供技术依据。     

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。     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。     

贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,进行了选矿试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。     

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。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

老挝某难选金选矿试验研究

老挝某金矿中金品位为4.12g/t，金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中，属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金，开展了详细的选矿试验研究。对浮选条件进行逐级优化，确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”，扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验，获得了金品位为32.16g/t，回收率为57.06%的金精矿1；及金品位为31.48g/t，回收率为24.37%的金精矿2；得到了总回收率为81.43%的金精矿，且尾矿中金品位仅为0.85g/t，金的损失较小，取得了较为满意的生产指标。     

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

四川低品位含砷石英脉型金矿石浮选试验研究

对某低品位难选金矿进行的浮选试验研究表明,硫化矿包裹型金矿宜用浮选法进行分选,在处理该金矿时,组合捕收剂要比单一型的捕收剂效果好,在磨矿细度67.0%-74μm的条件下,金品位2.15 g/t的原矿,经过实验室闭路试验的一次异步混合浮选、两次精选、两次扫选流程的分选,可获得金精矿品位41.24 g/t、回收率85.83%的理想指标。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%，对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究，针对该矿石特点，在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下，以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10），Z-200为铜矿物捕收剂，经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%，含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿；浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH，以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集， 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

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。      

甘肃某低硫化物金矿选矿试验研究

本文根据甘肃某低硫化物金矿的矿石性质特点,采用重选-浮选联合流程对其进行回收利用,分别进行了磨矿细度试验、调整剂种类试验、捕收剂种类试验等条件试验,在此基础上进一步进行了闭路试验。矿石性质结果表明,该矿石为贫硫化物石英脉型含金矿石,主要金属矿物为黄铁矿,金为矿石中唯一有价元素,金品位为2.82g/t,矿石中的金主要分布在自然金和硫化矿物中两部分,适宜采用重-浮选联合流程。试验结果表明,通过重选可得到金品位为3643.28g/t,回收率38.60%的高品位金精矿;通过一粗-两精-两扫的浮选工艺流程,可得到金品位为55.55g/t,回收率55.91%的浮选金精矿。金的总回收率为94.51%,矿石中的金得到了充分的回收利用。该工艺流程简单,选矿指标优,产品多元化,得到的高品位金精矿可直接通过火法炼金,提高企业经济效益和适应性。     

国外某金矿石选矿试验研究

国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选工艺流程进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。