含碳金矿石浮选工艺研究

原矿含固体碳,且为金的主要载体矿物。试验采用优先浮选碳,尾矿浮选金工艺流程,较好地回收了碳中金,使金浮选总回收率达到90.63%,取得了理想试验指标。     

山东某金矿工艺矿物学及选矿影响因素研究

山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明：增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

氰化提金尾矿综合回收金、硫的工艺研究

某金精矿氰化尾矿中金量约为2.5 g/t,硫量为15%~20%。针对该氰化提金尾矿的特点,选择了一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选工艺流程,同时试验了一种新型捕收剂HB-1;最终获得浮选精矿:硫品位46.13%、回收率91.7%,金品位6.4 g/t、回收率89.6%。     

浮选柱法从浮选尾矿中回收微细粒级白钨矿的研究

为提高钨资源利用效率,针对湖南安化湘安钨业公司白钨浮选尾矿中微细粒级在浮选机中未能有效分选的特点,利用微泡技术开发了CMPT微泡浮选柱,利用专家系统控制浮选柱关键参数,确保浮选柱处于较好的工作状态.半工业试验和工业试验表明,微泡浮选柱能从浮选尾矿中回收微细粒级白钨.通过半工业试验获得了浮选柱的较优的工作参数,工业试验表明其平均精矿质量和回收率分别为:24.52%和43.41%,富集比35.03.水析试验表明5～10 μm,lO～19μm,19～38 μm3个粒级的回收率均达到65%.     

火试金法测定渣选尾矿中的金量

针对闪速炼铜过程中转炉渣、闪速炉渣等再进行浮选后,其尾矿中低含量金分析方法进行探讨,确定通过加大称样量,湿法处理,活性炭吸附-火试金法和火试金重量法都可以准确测定尾矿中金含量,火试金重量法更加快速、便捷。     

贵州卡林型金矿的微观形貌及赋存状态研究

金的赋存状态、载金矿物共生关系等是决定金矿石可选性的关键因素,文中以贵州卡林型金矿为研究对象,通过XRF光谱仪、XRD衍射仪、扫描电镜、EDS能谱仪、光学显微镜和实际浸金实验对该矿进行分析。结果表明,该金矿中金绝大部分粒度小于1 μm且成团簇聚集,其主要的载金矿物为黄铁矿、砷黄铁矿且有一定共生关系,黄铁矿粒径多小于20 μm,而毒砂粒径多大于40 μm。研究结果可为该类金矿的选冶优化、机理研究以及提高矿物中金的提取率等方面提供指导。      

尼尔森离心机回收某蚀变岩金矿中的试验研究

为了回收某蚀变岩矿体金矿中的金,在不同磨矿条件下进行了尼尔森选矿机选矿试验研究。根据该矿体中金矿物的赋存状态、嵌布特性及现场工艺条件,针对现场生产中浮选尾矿金损失较多现象,采用两段磨矿后尼尔森重选,重选尾矿浮选的联合选矿工艺,在离心强度为60G,给矿速度为1kg/min,反向冲洗水压为0.035 MPa,流态化水量为3kg/min的条件下,可有效回收+20μm粒级的金矿物,重选回收率可达33.85%,金的选矿回收率达到95.03%。     

青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

从尾矿中回收金红石的试验研究

某矿山尾矿中金红石的嵌布粒度细,连生关系比较复杂,选别难度较大.本研究采用＂离心-浮选＂流程得到了含TiO2 49.56%、回收率32.71%的金红石粗精矿.     

甘肃某难选金铜氧化矿浮选试验研究

甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%。铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系。对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因。在磨矿细度为-74 μm占80%,Na₂S作硫化剂,CuSO₄作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和25号黑药作捕收剂的条件下,采用一次粗选,四次扫选,粗精矿再磨后三次精选硫化浮选工艺流程,可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%,铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%,银品位为216.24 g/t、银回收率为87.26%的金铜精矿。金铜精矿可采用热压预氧化—无氰化工艺流程回收金铜,该选冶流程可为金铜氧化矿的开发利用提供借鉴。     

哈西亚图金矿选矿综合回收利用研究

哈西亚图铁多金属矿床中共生的金矿规模已达中型,可大大提高该矿床的经济效益,对金矿综合回收利用方法的研究显得尤为重要。矿石工艺类型为中硫化物矽卡岩型金矿石,矿石自然类型属混合矿。矿石中主要金属矿物为磁铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿,贵金属矿物为自然金和银金矿。通过试验研究,浮选工艺推荐“浮选金-尾矿磁选铁-铁精矿浮硫”方案,浸出工艺推荐“全泥氰化炭浸提金-尾渣磁选铁-铁精矿浮硫”方案。试验结果表明,采用全泥氰化炭浸-磁选铁（浮选除硫）工艺处理哈西亚图金矿石效果最佳。     

河南某金矿浮选尾矿回收金、铁的工艺研究

河南某金矿选矿厂采用一次粗选、二次精选、二次扫选浮选工艺流程,其浮选尾矿品位较高,金品位0.33 g/t、铁品位5.94%。为充分利用矿产资源,提高资源综合利用率,对其浮选尾矿采用重选—浮选—磁选联合工艺综合回收金和铁,获得较好指标;金精矿金品位49.96 g/t,金回收率53.81%;铁精矿铁品位48.89%,铁回收率30.62%。     

某金矿浮选尾矿综合回收钨试验研究

某金矿浮选尾矿中WO 3品位为0.23%,含钨矿物主要为白钨矿,偶见黑钨矿。针对其性质特点,开展了综合回收钨的试验研究。结果表明:采用一次粗选、两次扫选、五次精选闭路流程,可获得钨精矿WO 3品位为43.01%,WO 3回收率为86.98%的良好浮选指标。研究结果为该黄金矿山回收利用浮选尾矿中的钨资源提供了技术依据。     

碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响及机理

-10 μm白钨矿的浮选回收率低, 导致大量白钨矿损失于尾矿中, 造成资源浪费, 而载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法之一.根据粒级以及粒级组成对白钨矿浮选的影响, 通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了-10 μm细粒级白钨矿的自载体浮选, 同时研究了载体比例、载体含量和碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响.研究结果表明, 油酸钠为捕收剂时, 在合适的载体粒度和载体比例下, 自载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法, 碳酸钠可强化白钨矿的自载体浮选, 扩大载体比例和载体粒度范围.机理研究表明, 白钨矿      

内蒙某含砷微细粒金矿石选矿试验研究

针对该矿石中金矿物嵌布粒度较细,共生关系密切的特点,在工艺矿物学研究的基础上,采用浮选+浮尾氰化联合工艺流程。在原矿含金为2.72 g/t、适宜的磨矿细度及药剂条件下获得浮选金精矿品位44.76 g/t,回收率67.49%;浮选闭路尾矿经氰化后,可获得总回收率88.19%的优异指标。     

悬振锥面选矿机再选摇床尾矿回收金试验研究

介绍一种新型矿泥选矿设备——悬振锥面选矿机对江西三和金业有限公司摇床重选尾矿中细粒含金矿物的回收。针对摇床尾矿进行单机工业试验,确定了悬振锥面选矿机的最佳运行参数。在摇床尾矿金品位2.5 g/t的情况下,采用悬振锥面选矿机分别对-10μm和+10μm粒级进行选别,试验结果表明:其对+10μm粒级中金的回收效果较好,分级后一次粗选可获得粗精矿金品位15.53 g/t、金作业回收率达55.69%的较好指标;-10μm粒级因其自身固有的特性,回收效果较差。悬振锥面选矿机再选摇床尾矿回收金在工业上的应用,可提高资源综合回收率,且能为企业创造一定的经济效益,具有很高的推广应用价值。     

内蒙古某含铜铅锌金矿多金属分离选矿试验研究

针对内蒙古某含铜铅锌金矿矿石性质,提出了铜铅锌浮选—尾矿氰化浸金工艺流程。该文重点探讨了铜铅锌浮选分离部分,为该金矿资源的综合利用提供依据。通过铜铅混浮—铜铅分离—铜铅尾矿浮选锌的闭路流程,获得了相对较好的试验指标:铜精矿铜品位20.79%、铜回收率64.94%,铅精矿铅品位56.68%、铅回收率62.16%,锌精矿锌品位40.54%、锌回收率57.22%。     

广东某含铜炉渣浮选试验研究

针对广东某铜冶炼转炉渣进行了工艺矿物学及选矿试验研究,工艺矿物学显示该矿物中铜品位1.13%,脉石矿物主要为铁橄榄石等。该炉渣采用阶磨阶选工艺流程,在一段磨矿细度-74μm67.5%,快速浮选得到部分精矿,尾矿再磨细度-43μm94.9%条件下,可获得铜精矿品位20.05%(金3.85g/t、银202.5g/t),铜回收率76.85%(金58.71%、银78.45%)的浮选技术指标,同时,尾矿铜品位降到了0.27%,炉渣样中的铜资源得到了有效的综合利用。