胶东蚀变岩型金矿选矿试验研究

针对胶东蚀变岩型金矿进行了一系列的选矿试验研究。通过条件试验和流程试验,确定采用"一粗二扫一精"的工艺流程,其中磨矿细度为-200目55.30%、异戊基黄药用量为200 g/t、丁胺黑药用量为4 g/t、11#油用量为65 g/t,经过闭路流程试验研究,在金精矿品位96.32 g/t的前提下,将金回收率提高至95%以上,选别效果较为明显,为选矿厂日后生产流程设计等提供了一定的理论依据。     

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。     

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%。     

贵州某难选卡林型金矿浮选试验

为提高企业经济效益,贵州某含金3.81 g/t、主要载金矿物为黄铁矿、矿石嵌布粒度细、有机碳含量较高的难处理卡林型金矿,根据生产需要将碱性浮选改为弱酸性浮选,通过高压预氧化处理产生的废酸调整矿浆p H值,为确定最佳的弱酸性浮选工艺及条件对其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 93.1%,一段粗选酸液用量为20 L/t、硫酸铜用量200 g/t、丁铵黑药用量60 g/t、丁基黄药用量80 g/t、2#油用量75 g/t,二段粗选酸液用量为60 L/t、硫酸铜用量350 g/t、丁铵黑药用量100 g/t、丁基黄药用量120 g/t、2#油用量75 g/t的条件下,通过2粗2精3扫中矿循环返回的闭路流程可获得金品位为20.79 g/t、金回收率为84.15%的金精矿;试验结果表明,弱酸性浮选能对该金矿进行有效的回收利用。     

陕西某难选金矿浮选试验研究

针对某难选金矿金品位为2.93 g/t,磨浮过程泥化较严重,并且主要载金矿物为黄铁矿和毒砂的特点,采用调整剂Na2CO3用量为3000 g/t,抑制剂水玻璃用量为1500 g/t,活化剂硫酸铜用量为250 g/t,用丁基黄药和丁铵黑药以1∶1组合作捕收剂,经过两粗两扫三精闭路浮选流程试验,获得了含金品位38.4 g/t、回收率为84.73%的金精矿,取得了较好的选矿效果。     

朝阳某金矿石选矿试验研究

对朝阳某金矿石进行了工艺矿物学分析,金矿石中有价元素金品位为2.19 g/t。在磨矿细度为-0.074 mm占66.7%、碳酸钠用量为1 000 g/t、硫酸铜用量为500 g/t、2#油用量为30 g/t、丁基黄药+丁胺黑药总用量为60 g/t时,金粗选指标最佳,在此基础上进行闭路试验,获得了金品位为37.15 g/t,回收率为97.42%的金精矿。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

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。     

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。     

某金矿浮选试验研究

对金矿原矿品位为1.53 g/t,主要载金矿物为黄铁矿和黄铜矿的某金矿,进行了着重回收金属硫化矿物的探索实验,确定采用碳酸钠调浆和丁铵黑药＋丁基黄药组合使用的方式进行浮选条件实验。经过条件试验确定了最佳磨矿细度为-200目65.05%,碳酸钠用量为1 000 g/t,丁铵黑药与丁基黄药配制比例为1∶3,用量为60 g/t。开路试验采用一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,由于金精矿品位较高,但一次扫尾矿品位较高,故闭路试验采用一粗、两精、两扫工艺流程,得到了金品位为70.26 g/t、回收率为92.30%的浮选金精矿。     

内蒙古某金矿尼尔森重选—低氰浸出试验研究

内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg。为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工 艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响。结果表明：①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。     

康西铜冶炼渣回收铜可选性试验研究

为回收康西铜冶炼渣中的铜资源, 在实验室开展了浮选回收铜的试验研究。结果表明, 在磨矿细度-43 μm粒级占80%, 浮选矿浆浓度40%, 石灰用量1 000 g/t, 粗选硫化钠用量300 g/t、扫选1硫化钠用量100 g/t条件下, 采用一次粗选、二次扫选闭路浮选, 可获得铜品位27.64%、回收率94.25%的铜精矿。     

澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。     

甘肃某细鳞片石墨矿选矿试验研究

甘肃某石墨矿属于鳞片石墨矿石,原矿固定碳含量较低,为4.48%,石墨鳞片较小。对该地区细鳞片石墨矿进行选矿试验研究,得出适宜的粗选条件为:粗磨磨矿细度为-0.074mm占63.52%、浮选浓度为27%、煤油用量为640g/t、2#油用量为110g/t、生石灰用量为2500g/t(即矿浆pH=9),粗精矿采用五次再磨六次精选流程进行开路试验、闭路试验,最终获得石墨精矿固定碳含量为95.70%,回收率为71.78%的选别指标,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

老挝某难浸金矿石环保浸金实验研究

老挝某金矿矿石类型为蚀变岩型,金为矿石中唯一可回收元素,金属矿物主要为铁的硫化物,部分金包裹在硫化物中,属于较难处理金矿石。针对该矿石开展环保浸金剂浸金实验,获得较佳工艺参数为:原矿金品位为5.47 g/t,磨矿细度-0.074 mm含量90%,矿浆浓度40%,石灰用量3000 g/t,铁氰化钾助浸剂用量600 g/t,碱和助浸剂预处理2 h,金蝉浸金剂用量3000 g/t,浸出时间32 h,金浸出率可以达到93.97%以上。验证实验表明,在较佳工艺条件下,金的浸出率较稳定。      

兰坪某铅锌矿中铅的工艺矿物学与浮选试验研究

矿样取自兰坪某铅锌矿,原矿含铅2.84%,氧化率为91.7%,属难选氧化矿。通过对原矿进行工艺矿物学的研究,探明矿物的嵌布状态及伴生关系。结合工艺矿物学研究,制定探索试验的工艺流程及药剂制度。最终确定磨矿细度为-0.074 mm占94.6%;硫化铅组合捕收剂乙基黄药+丁基铵黑药为60+50 g/t;氧化铅采用硫化后浮选,硫化钠用量为2 kg/t。根据条件试验确定闭路试验的药剂制度,得到最终的选矿指标为:铅精矿品位为23.41%,银的品位为805.76 g/t。     

炼焦中煤磨矿浮选试验研究

以屯兰矿选煤厂-3mm粒级重介质分选中煤为试验煤样,采用MiniFlex600 X射线粉末衍射仪和OLYMPUS BX51显微镜研究了煤样的矿物组成与嵌布特征,并对磨矿后的产品进行了浮选试验。结果表明:-0.074mm 粒级含量为67.32%时,在捕收剂用量200g/t和起泡剂用量50g/t的条件下,通过一粗一精浮选可回收产率为34.75%,灰分为11.64%的合格精煤。      

包钢稀土尾矿中稀土矿物的浮选再回收

包钢稀土尾矿中的稀土矿物有较高的再回收价值。对-74 μm粒级产率为77.73%、REO品位为5.97%、主要稀土矿物氟碳铈矿和独居石含量分别达4.10%和3.80%的包钢稀土尾矿试样进行了浮选再选试验。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%,粗选矿浆浓度为40%,矿浆温度为30 ℃,粗选NaOH用量为3 000 g/t,水玻璃用量为2 000 g/t,H205+LD用量为400+300 g/t情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理试样,获得了REO品位为45.08%、REO回收率为75.27%的稀土精矿。