广西田东某低品位难处理金矿石选矿试验研究

广西某金矿区矿石为毒砂、黄铁矿化砂岩、泥岩含金矿石,含金品位仅0.91×10^-6,主要有价金属元素为金,金主要赋存在载金矿物--黄铁矿和毒砂中。经过“一粗二扫四精”浮选流程并在精选作业采用Mf376 脉石抑制剂,得到了含金品位17.0×10^-6 的金精矿,选矿回收率84.23%,富集比达到18.68 倍,获得了很好的选矿技术指标。     

某金矿尾矿综合回收试验研究

某金矿尾矿金品位1.00 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用浮选—低氰浸出联合工艺综合回收尾矿中金。试验结果表明：浮选工艺可获得金品位19.32 g/t、金回收率38.54%的金精矿,浮选尾矿金品位0.60 g/t;浮选尾矿低氰浸出的金浸出率76.67%,浸渣金品位0.14 g/t;金总回收率85.66%,选别指标理想。浮选—低氰浸出联合工艺为该类尾矿资源综合回收提供了参考借鉴。     

选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究

为实现选金尾矿资源中金的高效回收，对陕西省某含硫黄金尾矿(硫含量为11.60%、金含量为1.5×10^-6、包裹金含量为84.77%)进行预处理—浮选预富集—浮选中矿再磨—浸出的选冶联合工艺研究。结果表明：机械搅拌、超声及添加H₂SO₄、Na₂S预处理均可以改善金矿物表面性质，从而提高浮选回收率；原料添加H₂SO₄预处理后经2次粗选得到金品位为6.94×10^-6、金回收率为87.22%的混合粗精矿产品，浮选回收率较无预处理时提高了10.52%，实现了裸露金和硫化物包裹金的预先富集；粗精矿经一次抑硫精选，获得金品位为21.65×10^-6的金精矿；在-0.038 mm含量占95%、NaCN质量浓度为0.16%和浸出时间为48 h的条件下，精选中矿直接浸出率为91.48%，实现了包裹金的分离回收；最终得到金的选冶联合总回收率为80.45%，实现了高硫包裹型难处理金尾矿资源的高效回收。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。     

某石英脉型金矿石选矿试验研究

广东某石英脉型金矿石中自然金的粒度分布极不均匀,金的载体矿物主要有黄铁矿和毒砂。在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上,探索了单一浮选、重选—浮选联合工艺,并考察了调整剂、捕收剂等对选别指标的影响。结果表明:采用单一浮选难以实现金的充分回收,尾矿中尚有粗粒单体金存在;采用重选—浮选联合工艺流程可以获得良好选别指标,在原矿金品位4. 63 g/t及最佳药剂制度条件下,获得的金精矿金品位为123. 21 g/t,金总回收率为95. 00%。     

某高砷微细粒难处理金矿石选冶试验研究

某金矿石含砷、含碳,且金嵌布粒度细,部分包裹于黄铁矿、毒砂、脉石矿物中,属于典型的难处理金矿石。针对该矿石性质,开展了原矿浮选—浮选尾矿氰化浸出—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出选冶试验研究,并详细考察了磨矿细度、pH调整剂、捕收剂等对选别指标的影响。结果表明：在最佳条件下,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化浸出—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出工艺,金总回收率为73.03%。研究结果可为含砷金矿资源的开发利用提供借鉴。     

甘肃某卡林型金矿选矿工艺试验研究

针对甘肃某大型卡林型金矿原矿泥化严重、金嵌布粒度微细、载金矿物硬度及解离度差异大等难题,进行了多种选矿工艺研究.结果表明:采用重选—阶段磨浮—尾矿浸出工艺,可获得较好指标;重选精矿金品位1603.00 g/t,浮选精矿金品位52.72 g/t,浮选尾矿经环保型提金剂浸出后,浸渣金品位降低至0.64 g/t,金总回收率达...     

某含碳含砷难处理金矿石选矿工艺研究

对某含碳含砷难处理金矿进行了详尽的工艺矿物学研究,矿石中可供综合回收利用的元素为Au,有害元素As,C含量较高。金以独立金矿物形式存在,金矿物嵌布粒度细,分布不均匀,载金矿物种类多,性质复杂,主要有黄铁矿、毒砂、石英、炭质。根据矿石性质、考虑经济技术指标,确定采用浮选-重选联合工艺流程:在原矿磨矿细度-0.074 mm占80%,p H 7.87的条件下,添加碳酸钠作为调整剂、硫酸铜作为活化剂,丁基黄药、丁铵黑药和煤油作为捕收剂经两次粗选、两次精选、一次扫选,产出金精矿Ⅰ;采用尼尔森选矿机对浮选尾矿中金进行重选强化回收,产出金精矿Ⅱ。闭路试验获得金品位49.23 g·t~(-1)、回收率71.23%的金精矿Ⅰ;金品位54.41 g·t~(-1)、回收率16.12%的金精矿Ⅱ。合并金精矿Ⅰ和金精矿Ⅱ作为最终金精矿,最终金精矿金品位50.11 g·t~(-1)、回收率87.35%。     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10^-6,银品位为14.24×10^-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na₂S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10^-6,银品位300.36×10^-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

国外某高硫金矿石选矿试验研究

国外某金矿石含硫高,黄铁矿和毒砂含量高,金以微细粒状包裹于硫化矿物中。针对矿石性质,进行了浮选-精矿再磨再选试验研究。结果表明：在最佳条件下,闭路试验可获得金品位25.01 g/t、金回收率72.74%的金精矿1,金品位11.06 g/t、金回收率21.18%的金精矿2。研究结果为该金矿资源的开发利用提供技术依据,也为其他同类金矿选矿工艺选择提供参考。     

某氰渣工艺矿物学及金浮选工艺研究

针对某选矿厂氰渣进行了工艺矿物学研究,得出其中所含可回收利用的金属元素为Au,质量分数为2.51×10-6,主要包裹在黄铁矿和砷黄铁矿中。根据矿石性质,开展了单因素对浮选指标的影响试验,最终确定较适宜的浮选条件：矿石未磨,浓H2SO4除CN－,矿浆pH=6.5,CuSO4用量为150 g/t,丁铵黑药用量为70 g/t,丁基黄药用量为100 g/t,经过一次粗选、两次扫选、三次精选工艺试验,最终取得金精矿中金品位为18.70×10-6、回收率为70.18%的良好指标。     

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。     

黔西南地区金矿尾矿（渣）潜在资源评价及处理建议

黔西南地区是我国卡林型金矿主要产区之一,已有几十年的开采历史,随着金矿的开采,产生了大量的尾矿资源。为了解黔西南金矿尾矿（渣）资源现状,运用地质块段法、矿物学和地球化学等方法对贞丰—晴隆—安龙地区5个典型金矿尾矿（渣）中金含量、赋存状态及周围环境进行了调查。结果表明：卡林型尾矿（渣）中金以包裹金状态赋存在黄铁矿中,红土型尾矿中金以游离态赋存在铁钛氧化物中。水银洞和烂泥沟金矿尾矿中的金品位超过工业品位,具有二次提金的潜力。同时,对紫马和老万场2个尾矿库周边的土壤、植物和水质进行采样测试,发现样品中的Cd、Hg和As严重超标,对环境有一定的危害。因此,对于未达到工业品位且对环境有影响的黄金尾矿,建议进行复垦种植、采矿充填或加工成建材,这样不仅实现了尾矿（渣）的减量化处理,而且减少了其对周围环境的危害。     

陇南紫金难处理金精矿工艺矿物学研究

采用多元素分析、X射线衍射、矿物解离度分析和电镜扫描等方法，开展陇南紫金金精矿的工艺矿物学研究，深入分析矿物组分、各物相赋存状态以及金的伴生规律。研究结果表明：该金精矿S和As质量分数分别为42.12%和2.31%，硫化物包裹金占比为56.19%，属于硫化物包裹难处理金矿；金矿物粒度为1~10 μm，以银金矿为主，并含有少量的自然金；金矿物的单体解离度为30%，未解离的金矿物均与黄铁矿连生，呈半包裹半裸露状或完全被包裹状。基于金矿物的单体解离度随着矿物粒度减小而增大的特性，可通过超细磨的方法，增加金与浸金试剂的接触，为提高金的回收率创造良好条件。     

旋流-静态微泡浮选柱在某金矿的工业试验

通过工业分流条件试验,研究了旋流-静态微泡浮选柱在山东某金矿应用的最佳工艺条件参数.试验结果表明:用浮选柱的一次粗选、一次精选工艺流程与生产中用浮选机的一次粗选、二次精选、二次扫选的工艺流程相比,在尾矿品位接近的情况下,精矿品位可提高12.69g/t.     

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。     

东昆仑阿斯哈金矿胶状黄铁矿成因及其成矿意义

东昆仑成矿带沟里金矿区阿斯哈金矿床中的黄铁矿主要分为两类：早期自形结晶黄铁矿和晚期胶状黄铁矿。为了厘清阿斯哈金矿胶状黄铁矿成因及其成矿意义,本文对具有特殊意义的胶状黄铁矿开展原位微量元素分析、面扫分析和原位硫同位素分析。结果表明：胶状黄铁矿富As、Au、Pb和Cu,贫Co和Ni,Co/Ni比值大于10,δ³⁴S值范围变化较窄（+6.1‰~+6.8‰）。结合显微结构,认为胶状黄铁矿为岩浆热液成因,与阿斯哈金矿区内隐伏花岗闪长斑岩体可能存在密切成因联系。迅速沉淀于温度骤降条件下的胶状黄铁矿中的As和Au发生了解耦,微米级粒径黄铁矿为控制固溶体金富集的主导因素。     

青海某难浸金矿的工艺矿物学研究

青海某金矿石中含金5.2×10-6,硫1.82％,砷1.01％,锑0.73％,铁4.19％,实验室直接氰化浸出时金回收率不足50％,属于典型的含砷锑难浸金矿.为查明影响金浸出的矿物学因素,采用X射线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM-EDS),并结合传统的光学显微镜对该难浸金矿中金的赋存状态及主要载金矿物的嵌布特征进行...     

甘肃某金矿选别试验研究

甘肃某金矿中金质量分数为2.93×10-6,矿石中主要可回收有价元素为Au。在分析矿石工艺矿物学特征的基础上,进行了磨矿细度、捕收剂用量、开路和闭路试验。结果表明,该金矿石经过一次粗选、两次精选、三次扫选的闭路流程,可获得金质量分数为93.08×10-6、回收率为70.93%的金精矿。试验所采用的工艺流程合理、结构简单且药剂制度常规,为该金矿的开发利用和生产实践提供了初步依据。