某微细粒难选金矿氰化尾矿的浮选提金工艺试验研究

新疆某金矿历年来生产的氰化浸出尾矿,组成较为复杂,金、银、硫集中分布在-0.045 mm粒级中,通过对该金矿氰渣的实验室试验和扩大连续浮选试验研究,取得了金精矿品位19.50 g/t,回收率66.50%的工艺指标,有效地回收了该矿石中的微细粒金和包裹金。     

河北某石英脉型金矿石选矿试验研究

河北某石英脉型金矿石金品位5.4 g/t,银品位6.4 g/t。针对该矿石性质,开展浮选试验,在最佳药剂制度条件下浮选闭路试验获得精矿金回收率为78.9%,银回收率35.6%,金品位44.0 g/t,银品位23.5 g/t。为提高选矿指标,开展重选与浮选工艺联合试验。与单一浮选工艺相比,重、浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%,银回收率提高2.2%。     

基于工艺矿物学分析提高金浮选尾矿选矿回收率的研究

某金矿浮选尾矿金品位偏高,具有回收价值,对该样品开展了工艺矿物分析和选矿试验研究。工艺矿物学分析表明,尾矿中金矿物主要以三种形态存在,分别为难解离金矿物、易解离金矿物、单体易回收金矿物,后两种金矿物回收较为容易。试验结果表明,将其磨矿细度(-200目含量)提高到60%,浮选时间延长7 min,尾矿金品位降低至0.18 g/t,通过将磨矿细度(-200目含量)提高到80%,尼尔森重选也可将尾矿金品位降低到0.17 g/t,为现场制定改造方案提供技术支持。     

某难选银矿石选矿工艺研究

根据某难选银矿的矿石性质,采用浮选一氰化联合工艺,在合理的药剂制度下,浮选试验得到银精矿品位3 136.56 g/t,浮选回收率56.86%;浮选尾矿氰化对原矿浸出率为37.31%,银总回收率为94.17%。     

提高金矿浮选回收率的选矿试验研究与生产实践

新疆阿希金矿由于原矿性质发生变化,浮选指标波动大。为了降低浮选尾矿品位,提高金浮选回收率,进行选矿试验研究。试验获得了浮选金精矿品位>40 g/t,浮选尾矿品位<0.7 g/t,回收率>85%的良好浮选指标。     

矿浆浓度对金矿浮选速率影响的动力学研究

采用一阶浮选动力学模型对金矿石的浮选回收率进行了拟合,以研究矿浆浓度对不同粒径金矿浮选速率的影响。结果表明,浮选矿浆浓度与金的累积品位呈反比,而与金的累积回收率近乎呈正比,低浓度比高浓度矿浆更有利于金的高效富集,高浓度矿浆下更有利于金的回收。粗颗粒金比细粒级金更适应高浮选矿浆浓度体系,其浮选回收率及累积品位均更高。实际矿石试验验证了浮选动力学拟合结果,在50%的浮选矿浆浓度中,经闪速浮选协同常规浮选工艺,可以获得金品位50.0 g/t,回收率88.93%的金精矿,获得了比单一常规浮选更好的技术指标。     

难选焙烧氰化尾渣提金试验研究

针对新疆某难选焙烧氰化尾矿,首先进行了工艺矿物学研究,确定该氰化尾渣的矿石特性,并采用多种选矿工艺进行了试验研究,最终推荐以回收硫化物中金为主的浮选方案,获得了精矿品位33.11 g/t,浮选回收率55.70%的试验指标。     

新疆某金矿浮选药剂优化试验研究

新疆某金矿石金品位为2.30 g/t,硫品位为0.8%,属于低硫含金矿。自然金的嵌布粒度微细,主要被石英或其他脉石包裹,采用阶段磨矿、阶段选别回收金。在原有浮选工艺的基础上,开展调整剂、捕收剂种类及用量的优化试验研究。结果表明,在与现场两段磨矿细度相同的条件下,采用一优一粗二精两扫的闭路浮选流程,异戊基钠黄药作为捕收剂时,获得混合精矿产率为6.21%,金品位34.10 g/t,回收率为90.61%。     

新疆某难选金矿浮选-焙烧-氰化选矿工艺的试验研究

新疆某金矿是一新探明的大型金矿,该矿矿石含泥,含砷、锑、碳等有害元素,属难选冶金矿,由于矿石中存在碳质矿物,不经预处理则不适于直接氰化．故确定采用浮选-精矿焙烧～氰化浸出的提金工艺,经试验研究表明,该方案可以取得较好的技术指标。     

吉林某金矿选矿工艺对比实验研究

对吉林某金矿进行了重选、无毒浸出和浮选3种选矿工艺对比实验,研究了磨矿细度、药剂用量、矿浆浓度等因素对选矿效率的影响。结果表明,无毒浸出工艺回收率为76.13%,重选工艺基本无优先选别作用;采用浮选工艺,在磨矿细度为-0.074 mm含量为90.52%,捕收剂异戊基黄药与丁铵黑药的药剂用量均为60 g/t,矿浆浓度为45%,活化剂硫酸铜用量为400 g/t条件下,对金品位为3.31 g/t的原矿进行一粗一精二扫闭路实验,最终获得品位为42.34 g/t,回收率为86.76%的金精矿,回收效果最好。     

山东某含金硫铁矿强化浮选回收试验研究

山东某含金硫铁矿原矿金品位为3.06 g/t、含硫量为2.65%。工艺矿物学研究表明,金主要以自然金等独立金矿物形式存在,其次以黄铁矿为载体,少量以磁黄铁矿为载体。采用快速浮选和常规浮选组合的工艺流程,以硫酸铜做活化剂,MA-1做捕收剂,HX-609做起泡剂,分别获得了金品位为34 g/t、32 g/t的快速浮选精矿和常规浮选精矿,金总回收率达到90%以上。     

铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收实验研究

采用铜铅混选富集-抑铜浮铅浮选分离的工艺,对某铜铅多金属硫化矿中的伴生金进行强化回收研究。在铜铅混选阶段,弱碱性条件(pH=9)下,用Z-200(30 g/t)做捕收剂,金在铜铅混合精矿中有效富集;在铜铅分离阶段,以硫化钠(4000 g/t)预先脱药,用乙硫氮(30 g/t)浮选铅矿物,金在铜精矿中进一步富集。工艺闭路实验获得含铜18.69%、含金42.70 g/t的含金铜精矿,铜和金的回收率分别达到92.58%和56.84%;还同时获得含铅61.45%的铅精矿。可实现铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收。     

山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。     

赞比亚某金矿选矿工艺试验研究

根据赞比亚某金矿的矿石特点,对其进行了单一浮选、尼尔森重选和摇床重选-浮选联合3种工艺对比试验,考察了磨矿细度、捕收剂和给矿量等因素对选矿效率的影响。结果表明,摇床重选-浮选联合工艺具有最佳回收效率。在磨矿细度为-0.074 mm占73.65%及优选药剂用量条件下,经过两次摇床重选,重选尾矿再经一粗两扫两精,中矿循序返回闭路流程,可得金品位为66.40 g/t、金回收率为90.52%的综合金精矿,可作为矿山选矿工艺技术依据。     

某厂铜熔炼渣浮选综合回收金、银和铜的研究与应用

某选矿厂采用缓冷(空冷+水冷)-浮选工艺回收铜熔炼造锍捕金熔池熔炼渣，研究了缓冷制度、磨矿细度、调整剂用量、捕收剂种类及用量对金、银和铜浮选回收率的影响。结果表明，铜熔炼渣先空冷22 h后水冷40 h；磨矿80 min至细度为-0.074 mm粒级占96.44%(自制活化剂JC-100加入量为200 g/t)；浮选调整剂氧化钙用量300 g/t，捕收剂用量丁基黄药为60 g/t、Z-200为160 g/t、自制JC-200为100 g/t，起泡剂2^#油用量为120 g/t；经一粗二扫二精选矿，闭路实验金、银和铜回收率达97.66%、92.71%和94.44%。据此对生产流程进行合理改进后提高了回收率，经济效益明显。