豫西某金钨矿综合利用试验研究

豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。     

云南某难选金矿石重-浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金.试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85％的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/t、回收率32.65％的重砂;金品位42.07 g/t、回收率53.46％的浮选金精矿,总金回收率达86.11％.     

广西某黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿选矿试验研究

广西某金矿为黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿,可回收金主要为黄铁矿、脉石包裹金。金矿物绝大部分为次显微金、胶体金及晶格金,呈均匀分布,极难单体解离,因此金矿物较难富集。试验研究结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺获得金粗精矿金品位为5.82g/t,金回收率为88.85%,较单一浮选工艺粗选金回收率提高5.19%;闭路试验结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺可获得金品位为12.53g/t、金回收率为88.48%的金精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。     

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。     

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。     

低碱混合浮选提高某铅锌矿中金浮选指标的工艺研究

为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。     

某金矿快速浮选工艺与重-浮联合工艺对比试验研究

在对某金矿石矿石性质研究的基础上,采用快速浮选工艺与重-浮联合工艺进行对比试验研究,探索两种工艺的最优流程与药剂制度。结果表明：原矿金含量为2.43g/t,其他有价金属含量较少,-0.074mm占70%细度条件下,裸露金含量占57.49%,其他主要为黄铁矿和毒砂包裹金；在该细度下,采用快速浮选工艺,可获得金品位54.20g/t,金回收率70.81%的金精矿1和金品位17.52g/t,金回收率19.76%的金精矿2,金综合回收率达90.57%；采用重-浮联合工艺,可获得金品位177.2g/t,金回收率29.44%的重砂和金品位30.68g/t,金回收率59.52%的金精矿,金综合回收率88.96%。两种工艺均贯行的是“能收早收”的原则,但选矿指标略有差异,快速浮选工艺有利于提高金的回收率,而重-浮联合工艺则有利于获得部分高品位精矿产品。可根据实际情况选择不同的工艺流程。     

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。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65%的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究。采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺，在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526，有效降低金粗精矿中砷含量，获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83%、砷含量2.82%、砷回收率13.99%的金精矿和砷品位24.68%、砷回收率52.31%、金品位6.72 g/t的砷精矿。     

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。     

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金 4. 66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0. 295~ 0. 074 mm 粒级的自然金产率高达 59. 82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0. 074 mm 占 45%、重力倍数 60 G、反冲洗水量 5. 5 L/min、给矿速度 500 g/min、给矿量 20 kg,该条件下重砂金的产率为 0. 048 9%、金品 位为 4 018. 14 g / t、金回收率为 42. 07%。 针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0. 074 mm 占 65%,采用“1 粗 2 精 3 扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为 7.60%、金品位为 32. 43 g / t、金回收率为 52. 78%的浮选金精矿,金总回收率为 94. 85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0. 097 mm 粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。     

用尼尔森离心选矿机从克拉哈贝勒选厂磨矿回路中回收铂族金属和黄金

用尼尔森离心选矿机处理加拿大鹰桥公司克拉哈贝勒选厂磨矿回路产品，回收铂族金属和黄金。试验结果表明，铂族金属和金选择性地富集于球磨机排矿和水力旋流器底流中，采用常规尼尔森离心选矿机和可变速尼尔森离心选矿机的联合工艺，获得了满意的分选指标。球磨机排矿离心机二段分选精矿Pt，Pd和Au总回收率分别为84．70％，56．39％和80．50％；Pt，Pd和Au品位分别为137．67g／t，54．27g／t和155．93g／t；Pt，Pd和Au富集比为49．6，31．9和47．7。旋流器底流离心机二段分选精矿Pt，Pd和Au总回收率分别为76．52％，49．93％和77．79％；Pt，Pd和Au品位分别为112．70g／t，47．86g／t和120．81g／t；Pt，Pd和Au富集比为42．3，27．9和43．2。     

含金铜铅混浮精矿分离试验研究

在含金铜铅分离时,除了考虑铜铅分离效果外,金、银在精矿产品中分布对选矿技术经济指标也有较大的影响。本文以云南某复杂含金硫化铜铅锌矿,铜铅混合精矿为分离试验对象,结果表明,在铜、铅浮选指标相近的情况下,采用抑铅浮铜方案,在最佳的工艺条件下,铜精矿含金提高了17.95g/t、回收率提高了23.83%,大大提高了选矿厂技术经济指标,获得了含铜品位为22.82 %、含铅5.63 %、含金71.97g/t、含银596.39g/t的铜精矿,其铜回收率为89..66 %、金回收率为93.17%、银回收率为28.33%;及含铅品位为75.43%、含铜2.80 %、含金4.61g/t、含银1136.51g/t铅精矿,其铅回收率为91.79 %、金回收率为6.83%、银回收率为71.67%的较好试验指标,为选厂技术改造提供了理论依据。     

组合捕收剂对某金矿的选矿试验研究(增刊)

某金矿原矿金品位为1.94g/t,金元素主要赋存于自然金中,金属矿物以黄铁矿为主,脉石矿物主要为长石、石英等。现场原有工艺生产精矿金品位为45.20g/t,金回收率为87.31%。使用组合捕收剂异戊基黄药+BK903G对其进行试验研究,在55%-0.074mm的磨矿细度条件下,通过一粗、两精、两扫的选别流程,获得精矿金品位为82.86g/t,金回收率为93.19%。此外,使用尼尔森选矿机,进行重-浮联合流程试验探索,同样获得较好指标。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。     

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。     

青海省五龙沟金矿原矿工艺矿物学研究

青海省五龙沟金矿原矿石金品位为2.32g/t,品位较低,选矿厂生产中,金的浮选回收率仅为75%左右。为了明确该原矿矿石的工艺矿物学特性,有效提升选矿厂浮选回收率等选矿技术指标,进一步实现该矿产资源的综合开发利用,通过采用原子吸收分光光度计、电感耦合等离子体发射光谱仪、偏光显微镜、扫描电镜等仪器,对选矿厂堆场原矿矿石开展了工艺矿物学研究,从而查明了该矿石各元素含量、矿物组成、矿石中金及其载体矿物的嵌布粒度和赋存状态。结果表明,该矿石中有害元素砷和碳含量相对较高;原矿中贵金属矿物主要为自然金,金属矿物主要为黄铁矿和毒砂,其次为赤、褐铁矿、臭葱石等,脉石矿物主要为大量的石英和绢云母,其次为碳酸盐矿物、绿泥石、方解石等;矿石中主要的载金矿物为黄铁矿、毒砂和臭葱石,其中黄铁矿嵌布粒度以中粗粒为主,黄铁矿-0.64+0.04mm粒级占86.95%,毒砂嵌布粒度以中、细粒为主,-0.160+0.01mm粒级占90.09%。矿石中金的粒度极细,可见金的粒度绝大多数在10μm以下,小于0.02mm的金粒占86%以上。该原矿矿石属于微细粒-超微细粒含砷、碳的极难选冶金矿石。     

甘肃某含金多金属硫化矿金铅回收试验

对甘肃某含金多金属硫化矿石进行了浮选工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程优先选铅,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程选金,最终获得了铅品位为40.86%、铅回收率为93.13%、含金35.51 g/t、金回收率为36.74%的铅精矿,和金品位为8.94 g/t、金作业回收率为93.48%的金精矿,金的总回收率为95.88%。     

肃北某金矿浮选尾矿尼尔森重选实验

肃北某金矿选厂采用浮选工艺处理原矿石,近期由于原矿性质变化较大,金嵌布粒度变粗,造成选厂跑尾严重,尾矿金品位约为0.70~0.90 g/t。工艺矿物学研究表明其主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,主要脉石矿物为石英、长石、高岭土等,矿物组成较复杂。从尾矿筛析结果来看,金主要以粗、中粒金为主,适宜采用尼尔森进行回收。在扩大重力倍数60 G、流态化水量3.2 L/min、给矿速度10 kg/h、原矿品位0.87 g/t的条件下,可以取得金精矿品位33.42 g/t,回收率35.27%的良好指标。