某低品位贫硫化物石英脉型金矿选矿试验研究

在对某低品位贫硫化物石英脉型金矿矿石性质研究的基础上,通过方案对比及条件优化试验,采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,可获得金综合回收率91.40%,实现了金矿物的高效回收。试验所推荐的工艺流程及药剂制度简单,指标稳定可靠,试验成果已作为选矿厂技改依据。     

提高某多金属矿伴生金回收技术研究

某多金属矿矿石为低品位含金难处理铜矿石,在生产的过程中,伴生金的回收效果不佳。发挥药剂的协同作用,采用丁基铵黑药和Z-200的组合用药,强化含金硫化铜矿的浮选。采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,能获得金品位高达1 243.5 g/t的重选金精矿,金的综合回收率73.79%,较单一浮选工艺,在选铜指标相近的情况下,金的回收率提高了7.11%。尼尔森重选预先回收了大部分颗粒金,减少了金在浮选作业中的损失,达到了早收多收的目的。     

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。     

提高安徽某金矿金回收率的试验研究

试验表明影响某矿金浮选指标的两个主要因素为磨矿细度和浮选pH值;利用金矿物浮选速度的差异,提出了快速浮选流程内部结构改进方案,使金精矿品位提高了0.97g/t,回收率提高了4.40个百分点。     

某低品位晶格金型岩金矿选矿试验研究

某石英脉型岩金矿床,其原矿中的金品位只有2.06 g/t,且基本为“不可见型”的晶格金赋存于黄铁矿晶格之中。针对该岩金矿床的载金矿物—黄铁矿嵌布不均匀,部分微细粒黄铁矿与细粒脉石连生或包裹的特性,试验确定了直接浮选法获得高品位的金—硫精矿的工艺流程。该流程采用了“戊黄药 Y89”组合捕收剂最大限度的回收金硫矿物,同时使用粗精矿再磨提高粗精矿中细粒的黄铁矿—石英连生体单体解离。全流程闭路试验获得了含金32.81 g/t、S 39.54%,金回收率83.87%、S回收率70.68%的金硫精矿     

云南某低硫化物金矿可选性试验研究

云南某金矿矿物种类多,有价元素为金。含金矿物主要以自然颗粒金为主,且粒度较粗,含金矿物还有黄铁矿,方铅矿等。试验采用尼尔森重选-浮选联合工艺流程,获得的较好指标。为该金矿的开发利用提供了重要的基础依据。     

河北某多金属金矿选矿试验研究

针对河北某金矿石以金为主,含有银、铜、锌等多种金属矿物,矿石性质复杂,金的嵌布粒度大小不等的特点,在磨矿细度-74μm占65.0%条件下,采用"尼尔森重选—浮选"工艺流程,尼尔森重选可获得金品位318.06 g/t、回收率36.69%的精矿,重选尾矿采用一次粗选、一次精选、两次扫选浮选流程,可获得金品位65.2 g/t、银品位375 g/t、金回收率55.99%、银回收率71.25%的精矿,金总回收率达到95.68%,银总回收率达到86.86%。浮选精矿中锌、铜的回收率分别为96.55%、94.50%。     

提高金浮选回收率的研究

针对矿石性质 ,采用 3 8号捕收剂与丁基铵黑药 3∶2配成混合捕收剂 ,松醇油作起泡剂 ,磨矿细度 -74μm 66.66% ,工艺流程为一次粗选、一次精选、一次扫选或一次粗选、两次精选、一次扫选 ,获得金精矿产率大于3 .3 2 % ,品位大于 65 .70 g/t,回收率大于 93 .48% ,实现提高金浮选回收率的目的。     

河南某低品位钼铅矿选矿试验研究

河南某钼铅矿主要有价元素钼和铅的品位均较低，分别为0.083%和0.32%,钼、铅矿物共生关系密切、可浮性相近，两者的高效分离分选是资源有效开发的关键。通过详细的工艺矿物学研究，开发合理、先进的选矿工艺，研发绿色高效铅抑制剂，确定采用“钼铅混浮-摇床重选-钼铅分离”联合工艺和“DP-1+水玻璃+巯基乙酸钠”组合抑制方铅矿，实验室全流程闭路试验获得Mo品位45.41%、含Pb 0.65%、Mo回收率85.55%的钼精矿和Pb品位56.31%、Pb回收率85.58%的综合铅精矿，实现了钼、铅高效分离，获得了质量合格的精矿产品，取得了良好的技术指标。     

甘肃某低硫化物金矿选矿试验研究

本文根据甘肃某低硫化物金矿的矿石性质特点,采用重选-浮选联合流程对其进行回收利用,分别进行了磨矿细度试验、调整剂种类试验、捕收剂种类试验等条件试验,在此基础上进一步进行了闭路试验。矿石性质结果表明,该矿石为贫硫化物石英脉型含金矿石,主要金属矿物为黄铁矿,金为矿石中唯一有价元素,金品位为2.82g/t,矿石中的金主要分布在自然金和硫化矿物中两部分,适宜采用重-浮选联合流程。试验结果表明,通过重选可得到金品位为3643.28g/t,回收率38.60%的高品位金精矿;通过一粗-两精-两扫的浮选工艺流程,可得到金品位为55.55g/t,回收率55.91%的浮选金精矿。金的总回收率为94.51%,矿石中的金得到了充分的回收利用。该工艺流程简单,选矿指标优,产品多元化,得到的高品位金精矿可直接通过火法炼金,提高企业经济效益和适应性。     

提高河北某铅锌矿中伴生金回收率的试验研究

河北某铅锌矿原矿含铅0.32%、锌4.83%、金0.73g/t、银20.9g/t,属于低铅高锌型硫化铅锌矿。在工艺矿物学研究基础上,针对河北某铅锌矿伴生金回收率低这一问题,试验采用复合分散剂及合理、可行的工艺流程结构,实现了对矿石中伴生金矿物的有效回收。在磨矿细度-74μm占60%的条件下,采用铅锌优先浮选的工艺流程对矿石中的伴生金进行了回收,通过小型闭路试验获得的铅精矿中金品位为55.43g/t,金回收率达到了69.89%。     

提高江西某高硫铜矿铜回收率试验

江西某高硫铜矿山逐步转向地下开采,矿石性质变化较大,现场工艺流程难以适应入选矿石性质的变化,导致铜回收率下降。针对这种情况,在现场工艺流程保持相对稳定的情况下,进行了新型高效捕收剂PLQ-4应用及中矿再磨再选系统优化改造研究。研究表明,采用PLQ-4部分替代丁基黄药,将更多中矿直接给入再磨系统,减少未解离铜矿物在流程中的循环,最终可取得铜品位为22.75%、回收率为83.85%的铜精矿,与模拟现场工艺技术条件下的实验室指标相比,在精矿铜品位相当的情况下,铜回收率提高了2.82个百分点。     

超化煤矿提高资源回收率的方法

作为不可再生资源的开发者,煤矿企业必须寻求各种有效途径提高煤炭资源回收率。结合矿井生产技术水平和开采技术条件,超化煤矿通过优化工作面布置、正确选择采煤方法、探索新型落巷技术等方法提高了煤炭资源回收率。     

广西某低品位金矿氰化浸出助浸剂实验研究

广西某低品位金矿石含金量为1.29 g/t,脉石矿物以石英为主,有色金属铜、铅、锌等及有害元素砷的含量极低。对该矿石进行氰化浸金实验研究,分别考查磨矿细度、溶液pH值、氰化物用量、搅拌转速、浸出时间对金浸出效果的影响;通过单矿物氰化助浸实验,确定多种助浸效果较好的助浸剂,并按同一比例混合,获得了三种新型助浸剂A、B、C;针对广西某低品位金矿石,进行氰化浸出助浸实验。结果表明,矿样细度-0.074 mm 93.27%,溶液pH值为10.5,氰化钾用量为4 kg/t,搅拌转速为1500 r/min,浸出时间为24 h的实验条件下,金的浸出率为92.58%;而氰化钾用量减少至3 kg/t,其余条件不变的情况下,加入新型助浸剂A浸出18 h后,金的浸出率可达93%。新型助浸剂的加入有效地提高了金的浸出率,同时将氰化物的损耗降低了25%,浸出时间缩短了6 h以上。     

某低品位金矿石综合回收金的研究与实践

针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。     

提高某低品位混合型铁矿石回收率的选矿试验

新疆某铁矿选厂采用弱磁选-强磁选-重选工艺处理低品位混合型铁矿石,虽然铁精矿品位可达65%,但回收率仅50%左右。为此采用干式预选-弱磁选-强磁选-反浮选工艺对该矿石进行了旨在提高回收率的选矿试验。试验结果表明,干式预选可先抛弃占原矿约20%的废石,最终精矿铁品位为65.25%,回收率达69.28%,比现场生产指标提高了约19个百分点。     

国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究

国外某难选含砷金铜矿采用浮选—氰化联合选别工艺,组合抑制剂抑砷,综合回收了矿石中的铜和金。浮选优先获取了可以直接销售的含砷合格铜金精矿,浮选尾矿氰化浸金补充回收了残留在其中的金,使铜、金综合回收率分别达到了78.73%和94.50%。     

贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,进行了选矿试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。