某难选金矿高效浮选工艺可行性研究

某矿山矿石为微细粒蚀变岩型难选金矿。经过多年的建设、工艺优化和技术改造,浮选回收率由生产初期70%提高至81.57%。近年来,选矿指标难以有质的提升。为了提高该矿山的选矿指标,采用工艺矿物学研究结合工艺流程考察,总结分析选矿指标难以有效提升的主要原因是原矿金嵌布粒度微细、泥质矿物含量高,且旋流器底流金循环量大,造成微细粒金难以单体解离、已解离的单体目的矿物表面受到污染而随着浮选尾矿流失。通过开展闪速浮选+优先浮选+分支浮选高效浮选工艺可行性研究,有效解决了该矿山选矿厂矿石的过磨和欠磨问题,最终获得金精矿品位为38.84g/t、回收率为86.83%的浮选指标。结合该矿山选矿厂现有工艺流程和设备特点,进行选矿厂工艺技改可行性研究,通过高效浮选工艺技术改造,该选矿厂回收率可提高5.26%,年可新增产值880余万元。     

磨浮条件与浮选指标的关系研究及实践

河台金矿开采含金蚀变糜棱岩型矿床 ,金的嵌布粒度很细 ,绝大部分属微细粒金 ,且矿石可磨性系数为0 .767,属难磨矿石。矿石选矿试验研究结果表明 ,磨矿细度达 -74μm83 %以上时金才能单体解离。本文分析了建矿初期浮选指标不高的原因 ,总结近年磨矿与浮选作业条件优化后的经验 ,指出尾矿品位仍大大高于全国平均水平 0 .3 5g/t ,进一步提高作业指标仍需深入研究     

某浮选尾矿解离度分析

西藏华泰龙公司选矿厂地处高原,工艺流程为原生矿设计,受地理环境影响,配矿能力较弱,目前随着氧化矿供矿比例的增加,磨矿分级产生了大量难浮微细粒级矿物,使尾矿中微细粒矿物的损失增加,严重影响选矿指标。为了查明微细粒铜金银在浮选尾矿中的损失情况,针对该浮选尾矿通过解离度视角进行了分析诊断。研究表明,尾矿中的硫化铜矿物主要以微细粒形式产出,并多以单体形式存在;从产品工艺矿物学角度分析研究得出,该尾矿中的硫化铜矿物可通过改善药剂或优化工艺等措施实现有效回收,为进一步回收矿石中的微细粒矿物提供了理论依据。     

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。     

提升贵州水银洞金矿浮选工艺指标生产实践

贵州水银洞金矿石为微细粒浸染型难选金矿石,矿石中载金矿物黄铁矿、毒砂等粒度微细、且含大量易泥化脉石矿物。选矿厂采用细磨浮选工艺,细度需达到-74 μm占90%左右载金矿物才能充分解离,磨矿过程容易产生“过磨”。通过对浮选厂磨矿、粗选、精选等作业取样、浓度和细度检查、筛析、化验分析等手段开展详细的全流程工艺流程考察,发现存在“泥化”、浮选药剂复杂、精选浓度低、尾矿中金在粗细粒级回收效果差等问题。针对上述问题,在实验室选矿药剂制度优化试验研究的基础上,通过调整磨机球配减少“过磨”,通过调整作业浓度、优化药剂制度、减少精选次数等措施,提高精矿产率,减少中矿的循环,强化了粗、精选作业效率,降低了尾矿品位,使浮选指标提高,金回收率比工艺优化前提高5.76%,达到91%以上。      

高压辊磨对低品位金矿浮选的影响研究

湖南某金矿采用常规破碎工艺, 存在粗粒解离不充分、细粒过磨等问题, 导致目的矿物损失在尾矿中, 影响金浮选回收指标。为解决该问题, 采用高压辊磨工艺取代现场常规破碎工艺, 促进目的矿物选择性解离。结果表明, 相较于常规破碎处理, 在相同的磨矿细度(-0.074 mm粒级含量52%)条件下, 经高压辊磨处理后, 磨矿效率提高了14.3%, 金解离度提高了5.60个百分点;经过一粗二精三扫浮选, 可获得金品位55.21 g/t、回收率94.41%的金精矿。     

甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试验研究

对甘肃某微细粒浸染型难处理金矿进行了选矿试验研究, 结果表明, 采用阶段磨矿-阶段浮选-尾矿氰化浸金的工艺流程, 可以获得浮选精矿Au品位45.01g/t、回收率82.79%、金总回收率为92.92 %的较好指标。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

豫西某金钨矿的工艺矿物学研究

为综合回收利用金、钨资源,为选矿工艺的优化提供依据,采用MLA矿物自动检测技术、化学分析、X衍射分析等手段,对豫西某金钨矿开展了工艺矿物学研究。结果表明:矿石中可回收利用的元素为Au和W,其品位分别为Au 2.15 g/t,WO₃ 0.12%;金主要以自然金、碲金银矿等独立矿物形式存在,与金属硫化物紧密共生,多以微细粒包裹金形式赋存于黄铁矿;在磨矿细度-0.074 mm含量占65%时,仍包裹于黄铁矿和磁黄铁矿中的金占82.86%,单体解离度仅为13.56%,单矿物分析显示黄铁矿中金含量为22.3 g/t,而磁黄铁矿中金含量仅为3.09 g/t。含钨矿物主要为白钨矿,少量黑钨矿,白钨矿物粒度较细,主要集中在0.1~0.01 mm。因此,建议采用浮选工艺富集硫化物得到金精矿,然后可通过磁选除去磁黄铁矿达到进一步富集金的目的,再对选金尾矿进行白钨浮选回收。      

某高砷高硫微细粒多金属难处理金矿浮选试验研究

某多金属金矿石矿物组成复杂,金矿物嵌布粒度微细,属典型的高砷高硫微细粒难处理金矿石。依据矿石特性,确定采用优先浮选金、铅-金铅尾矿浮选锌及硫砷分离回收剩余金的工艺技术路线,并通过详细深入的试验研究,较好地解决了该高砷高硫微细粒复杂多金属难处理金矿石的选矿技术难题,获得了较理想的技术经济指标。该成果已被该多金属金矿500 t/d选矿厂设计采用。     

New approximation for a magnetic field of a dipole on a borehole axis

New, more exact approximated solution to the direct problem of identifying a signal of a vertically oriented magnetic dipole on a borehole axis is reported. This solution makes possible to process the data of the high-frequency induction logging isoparametric sounding, including negative values of the measured phase difference. The new approximation enables taking into account the variable borehole radius that is of special importance when a highly-conductive drilling mud is used. As the obtained expression is explicit, it can be used for the quick data processing and for solving inverse problems of the borehole geophysics. __________ Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 4, pp. 3–9, July–August, 2006.     

Three-dimensional modeling of a deposit in a database

Institute of Mining, Siberian Branch, Academy of Sciences of the USSR, Novosibirsk. Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 4, pp. 77–85, July–August, 1991.     

Deformation of a blocky medium around a working

Conclusions The deformation of the blocky mass around a working can be interpreted as displacement of the material in a convergent radial channel with an aperture angle of 360°. A kinematic scheme permitting the formulation of the problem in statically determined form (similar to the classical scheme for calculation of the pressure of the earth at a supporting wall) is constructed. Axisymmetric solutions for different levels of block interaction on contact are given. Estimates of the carrying capacity are obtained in the case of rigid-plastic contact between the block and in conditions of dry friction. It is shown that this scheme admits of transition in the limit to the accurate solution of the Lame problem in the continuum formulation. Cases in which increase in the relative slip between the blocks leads to decrease in the interaction force between them (weakening) are considered. With slight weakening, the deformation is a stable process. If the weakening is greater than a critical level, the solution becomes unstable, which indicates the uncontrollable release of stored elastic energy from the mass. Institute of Mining, Siberian Branch, Academy of Sciences of the USSR, Novosibirsk. Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 6, pp. 7–15, November–December, 1990.