某金矿选矿工艺研究

针对某金矿以自然金存在、且嵌布粒度粗细不均匀的矿石性质,采用重-浮联合工艺回收金.先用摇床重选获得粗粒金,再用浮选回收细粒金.对原矿Au品位为5.37g/t的矿石,可获得金精矿品位100.21g/t、回收率97.88%的较好指标.     

山西某铅金混合精矿铅金分离试验

针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用一次粗选两次扫选两次精选的工艺流程,闭路试验可获得Pb品位60. 35%、含Au 54. 06 g/t、含Ag 2 708. 80 g/t的铅精矿,铅回收率为59. 41%、Au回收率26. 05%、Ag回收率37. 79%; Au品位33. 34 g/t、Ag品位968. 97 g/t的金精矿,Au回收率为73. 95%、Ag回收率62. 21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用,同时不影响金银的总回收率,提高了选矿厂的经济效益。     

辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

内蒙某金矿扩大连续试验

为考察某含砷原生金矿小试工艺流程及技术指标的稳定性及合理性,模拟生产状态进行了扩大连续试验。连选试验采用阶段磨矿—浮选—重选联合工艺流程,有效回收了矿石中的有用矿物金、砷。浮选作业获得了金品位为48.02 g/t、回收率为81.41%的金精矿(含砷品位为9.84%、回收率为94.21%),重选作业获得了金品位为46.48 g/t、回收率为2.95%的金精矿。连选试验技术指标与实验室闭路试验技术指标基本一致,连选过程平衡、各作业运行稳定,取得了较可靠的选矿指标及工艺参数。     

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。     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

某低品位金铜混合矿石联合选别工艺研究

某低品位金铜混合矿石原矿样含Au0.41g/t、Cu0.22%、Ag3.5g/t、S0.51%。工艺矿物学研究结果表明,矿石中金主要以自然金形式存在,铜主要以蓝辉铜矿、铜蓝及硫砷铜矿形式存在中,还有微量胆矾和氧化铜矿。根据该矿石特性,采用尼尔森重选+浮选+氰化联合工艺选别,Au综合回收率达94.33%,Cu回收率82.38%,综合高效回收了矿石中的金和铜,为处理相同类型低品位金铜矿石提供了参考依据。     

某含金矿石提高金回收率浮选试验研究

某含金矿石中可供回收的有价元素金含量2.02 g/t,为提高该矿石中金的回收率并获得较佳的技术指标,同时解决金精矿含砷、碳等问题,在一系列矿石性质研究的基础上,对该矿石进行了工艺矿物学研究及浮选工艺试验研究。试验研究结果表明:在磨矿细度-0.074 mm65%、pH值调整剂氧化钙用量t、活化剂硫化钠+硫酸铜用量(1 500+400)g/t、捕收剂Y-89用量120 g/t、起泡剂2~#500 g/油用量45 g/t的条件下,采2粗2精3扫浮选工艺流程,最终得到了金精矿品位33.70 g/t、金回收率78.01%的试验指标;同时为综合开发利用该类金矿石提供了可靠的技术依据。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

某石英脉型金矿可选性试验研究

该金矿为原生石英脉型金矿。对其进行可选性试验研究,采用重选-浮选-磁选联合流程,可获得金精矿产率5.83%、Au品位82.76g/t,回收率94.47％的优良指标。试验表明该工艺流程适合该类矿石资源特点,可使同类型金矿资源开发利用效益最大化成为可能。     

新疆某金矿石浮选工艺优化试验

新疆某金矿石金品位2.00 g/t,砷含量较低,硫和铁含量较高,金矿物主要赋存于硫化矿和脉石矿物中。为有效回收矿石中的金,进行浮选工艺优化试验。结果表明,相比金粗精矿不再磨工艺,选取丁铵黑药为金矿物捕收剂、石灰为砷矿物抑制剂、氯化铵为金矿物活化剂,原矿磨矿(-0.074 mm 75%)—2粗2扫—金粗精矿再磨(-0.025 mm 85%)—3次精选工艺闭路流程可获得金品位40.63 g/t、回收率70.70%,含砷0.07%、砷回收率2.71%的合格金精矿,说明金粗精矿再磨浮选工艺适宜作为该金矿石的选别工艺。     

某复杂金矿石选矿试验研究

某金矿矿石中矿物种类丰富,有用成分较多,但矿山原选矿工艺只生产金精矿1种产品,影响企业效益。为此,分别采用铅金混合浮选-铅金分离-混浮尾矿选硫和铅金混合浮选-铅金分离两种选别流程对该矿石进行了选矿试验,结果表明,前者可以获得Pb品位为49.36%,Au含量为260.30 g/t的铅精矿,Au品位为34.20 g/t,Pb含量为2.21%的金精矿和S品位为42.31%的硫精矿,后者可以获得Pb品位为51.21%,Au含量为249.29 g/t的铅精矿和Au品位为24.26 g/t,Pb含量为1.05%的金精矿,     

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。     

某多金属硫化物石英脉型金矿浮选试验

某含铜铅多金属复杂原生金矿具有嵌布粒度细、载金矿物复杂多样、脉石矿物易泥化等特点，为实现 该金矿的综合利用，采用浮选载金硫化矿物的选矿工艺来实现金的预富集。矿石性质研究结果表明，该多金属硫 化物石英脉型金矿中主要有价元素为 Au，品位为 7.06 g/t，银、铅、铜的含量分别为 24.30 g/t、1.189%、0.288%；试样中 的铜以原生和次生硫化铜为主，占总铜的 86.81%；铅主要以硫化铅的形式存在，含量为 79.06%；裸露金及硫化物中 的金占总金的 94.76%。浮选试验结果表明，在磨矿细度-0.074 mm 占 60% 时，采用试验确定的最佳浮选药剂制度， 经过 1 粗 2 精 2 扫闭路浮选流程，可获得金品位 220.72 g/t、银品位 829.95 g/t，金回收率 76.91% 和银回收率 84.02% 的 含金铜铅混合精矿，此时铜品位 9.334%、回收率 79.73%，铅品位 34.322%、回收率 71.01%；此外，还获得了硫品位 26.20%、回收率 78.90% 的硫精矿产品，选矿指标良好，实现了矿石中有价元素金、银、铜、铅、硫的综合回收。     

甘肃某低品位难选金矿浮选试验

对甘肃某低品位难选金矿进行了选矿试验,并研究了该矿石的浮选工艺及在浮选过程中各种药剂的用量。结果表明,采用一粗—两扫—三精的闭路流程,最终获得金品位为21.70 g/t、金回收率为87.79%、硫品位为40.57%、硫回收率为83.98%的金精矿。该低品位金矿可以通过浮选达到预先富集的目的。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

陕西某金矿选矿试验研究

陕西某金矿裸露及半裸露金和硫化物中的金高达89%,针对该矿工艺矿物学特点,分别进行了全浮选流程试验和重-浮联合流程试验。试验结果表明,重-浮联合流程试验指标优于全浮选试验指标。最终可获得:摇床金精矿品位1300.00 g/t,含银6403.13 g/t,摇床尾矿浮选金精矿品位136.66 g/t,含银876.03 g/t,总回收率金为98.54%,银为92.13%的理想指标,最大限度地回收了矿石中的有价元素。     

安徽某锑金矿选矿工艺试验

安徽某锑金矿主要有用矿物为辉锑矿和金,矿物分布不均匀,嵌布粒度复杂,为高效开发利用该矿石,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:以先浮锑矿、后浮金砷的优先浮选流程,最终可获得锑品位为63.38%,锑回收率为95.54%,含砷低于0.6%的一级锑精矿,以及金品位为6.87 g/t,金回收率为70.26%的金精矿;较好的实现了锑、金回收,为开发利用该资源提供了技术支持。