微细粒低品位金矿石提金工艺研究

在对某微细粒低品位金矿石工艺矿物学研究的基础上，进行了全泥氰化浸出试验，浮选试验及浮选金精矿再处理探索试验研究。试验表明，该矿石属于难选冶金矿石，其中以浮选工艺为佳。     

山东某低品位微细粒铁矿选矿试验

为给山东某低品位微细粒铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,本文针对矿石性质特点,进行磁滑轮抛尾、高压辊磨、阶段磨矿阶段磁选、反浮选等工艺试验。结果表明：采用“破碎抛废—阶段磨选(淘洗)—反浮选”流程,即-30 mm粒级原矿先在0.45 T磁场强度、2 m/s带速条件下进行磁滑轮抛尾,将所得-30 mm磁性产品再破碎至-12 mm,在0.30 T磁场强度、100 r/min转速条件下进行干式磁选;将所得-12 mm磁性产品再高压辊磨破碎至-2 mm,在0.30 T场强下进行湿式弱磁选;将所得-2 mm磁性产品细磨至-0.075 mm粒级质量分数为70%,在0.15 T磁场强度下进行湿式弱磁选;将所得-0.075 mm粒级质量分数为70%的磁性产品再磨至-0.045 mm粒级质量分数为95%,在0.14 T磁场强度下进行湿式弱磁选;最后对所得-0.045 mm粒级质量分数为95%的磁性产品进行反浮选提品位试验,最终闭路试验可获得TFe质量分数为59.14%的铁精粉,工艺Fe回收率为45.86%。     

某微细粒金矿石浮选试验研究

云南某金矿石含金3.39g/t,含硫1.19%,金的嵌布粒度极其微细,基本小于10μm,主要充填于毒砂和黄铁矿中。以异丁基黄药和GYM为组合捕收剂进行了浮选试验研究,浮选工艺参数为:磨矿细度-0.074mm占98%、捕收剂用量为300g/t、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t,经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程,获得了金精矿金品位56.61g/t、金回收率81.49%的选别指标。尾矿分析结果显示,部分单体金未充分解离,造成尾矿金品位较高。     

某低品位难选金矿浮选试验研究

某低品位难选金矿含金0.86 g/t,根据其性质特点,采用MA和丁胺黑药组合药剂,进行磨矿-二粗一扫三精的浮选工艺流程试验,最终可获得精矿金品位21.40 g/t,回收率84.41%的浮选闭路指标,金得到很好的回收。     

新疆某低品位细粒金矿浮选试验研究

新疆某金矿矿石中粒间金、裂隙金、硫化物包裹金合计占金矿物总量的86.87%,对浮选比较有利。浮选条件试验最终得出磨矿细度90%,捕收剂黄药100 g/t,黑药50 g/t,调整剂碳酸钠800 g/t为该矿石浮选的最佳条件。1粗2精3扫的闭路试验最终得到精矿品位45.8%,回收率85.27%的良好指标。该结果可为新疆某公司氰化厂改造成浮选厂提供一定的设计依据。     

微细粒石英脉型金矿浮选试验研究

针对某含金量3.05 g/t的微细粒石英脉型金矿,在矿石性质研究的基础上,通过条件试验研究了磨矿细度、调整剂和捕收剂等对该金矿浮选的影响,确定了各个条件的最佳工艺参数;通过一次粗选四次精选两次扫选的浮选闭路试验,获得了金品位45.95 g/t、金回收率85.08%的金精矿,较好地实现了金的高效浮选回收.     

甘肃某低品位微细粒浸染型金矿浮选工艺研究及应用

针对甘肃某低品位微细粒浸染型金矿矿石性质,进行了细磨浮选、粗磨浮选、粗磨浮选—粗精矿再磨浮选对比试验。其结果表明:细磨浮选工艺流程试验指标优于其他2种工艺,可获得金品位21.25 g/t、金回收率85.80%的金精矿。该工艺应用到生产实践,获得了较好的生产指标,且经济效益显著。     

某低品位含砷金矿浮选试验研究

某含砷金矿石中金品位较低,金含量为0.80g/t,而砷含量较高为0.37％.砷以毒砂形式存在,是最主要的有害元素.金矿物粒度细、包裹体含量低、与硫化物共生密切,因此有利于抑制砷选金的浮选工艺回收金.采用粗选2次、精选2次的浮选流程,浮选时以石灰和水玻璃为调整剂、丁基黄药和丁胺黑药为捕收剂,在磨矿细度为-0.074 m ...     

某低品位微细粒难选铜矿的浮选试验研究

某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。     

微细粒浸染型金矿碱性介质浮选法研究

介绍了微细粒浸染型金矿石浮选富集的一种新方法———以碳酸钠作为pH调整剂的碱性介质浮选法,并研究了这种方法浮选富集矿石过程中各种因素的影响。研究表明,在弱碱性矿浆中(pH值7 5～8 5)能够较好地实现载金矿物与脉石矿物的浮选分离。     

某高砷高硫微细粒金矿石浮选试验研究

某高砷金矿石,金矿物粒度特别细,属微细粒以下金,金矿物以黄铁矿、砷黄铁矿、脉石包裹为主。经浮选试验研究,得出适宜的工艺流程和条件,得到金精矿品位65.2g/t,金回收率91.70%的较好指标。     

低品位氧化铅锌矿物的浮选回收试验研究

针对山东某低品位铅锌矿,通过X射线衍射分析（XRD）和扫描电镜分析（SEM）确定铅矿物主要以白铅矿的形式存在,锌矿物主要以钙锌白云石、菱锌矿和硅锌矿的形式存在。通过试验研究了磨矿细度对铅锌回收率的影响,确定最佳磨矿细度为-0.074 mm占84%,然后添加Na2S对铅锌矿物进行硫化处理,在不添加锌抑制剂的情况下直接用丁基黄药和乙硫氮对铅矿物进行捕收,铅品位从原矿中的0.88%提高至57.11%,铅回收率达到61.17%。选铅尾矿用CuSO4对锌进行活化,然后用丁基黄药对锌矿物进行捕收,得到锌回收率为31.45%、锌品位为35.24%的锌精矿,使铅锌得到较好分离。试验结果表明,硫化作用对解离的氧化铅矿物活化作用较大,在最佳磨矿细度下,能够获得较好的回收率。     

滴淋堆浸技术处理氧化贫金矿

某金矿矿石类型为黄铁矿化石英脉型金矿石和蚀变岩型金矿石,对低品位(0.5~1.50 g/t)氧化矿采用堆浸工艺处理。柱浸试验表明,矿石粒度-30 mm,溶液pH值10.5,浸出率达78%。采用分段式筑堆方式,上层叠加,堆处理矿石14.41万t,平均品位1.07 g/t,采用滴淋的方法,溶液直接作用于矿粉堆表面,解决了矿粉表面积水及入渗的难题,获得浸出率81.3%、产出120.34 kg金锭的工艺指标。喷淋与滴淋方式对照生产表明,滴淋方式更有利于金的浸出。     

甘肃某低品位金矿石综合回收有价矿物的试验研究

为了提高甘肃某金矿选矿回收率,采用浮选+精矿氰化法与全泥氰化法2种工艺方案进行矿石处理,通过对比二者选冶总体回收率,从技术及经济方面综合考虑,最终确定采用先浮选后精矿氰化方法处理金矿石。试验表明,在保证总浮选时间为20 min的前提下,设定生产现场的浮选条件为矿浆浓度33%,磨矿细度-200目占55%以上,丁基黄药100 g/t,丁铵黑药80 g/t。精矿氰化条件应保持在细度-400目占90%以上,氰化物浓度为6.5‰,氰化时间为36 h,浸出矿浆浓度为30%~35%的氰化浸出条件下,可取得氰化总体回收率为95.43%的较好指标。     

用加压氧化-硫脲浸出法从滇西低品位金矿石中回收金

研究了用加压氧化-硫脲浸出法从滇西低品位金矿中回收金。低品位金矿石先在加压反应釜中加压氧化,之后用硫脲浸出金。考察了氧压、温度、反应时间及添加剂尿素及木质磺酸钠对加压氧化及硫脲浸出金的影响,确定了工艺最佳条件。最佳条件下,金浸出率为94%。     

低品位含金硫化矿选矿试验研究

根据矿石性质,采用混合浮选工艺流程处理某低品位含金硫化矿,在原矿金品位1.03 g/t的条件下,通过添加新型抑制剂DPS强化易浮细粒脉石的抑抑和加强含金矿物的活化,大幅度提高了选矿试验指标(金品位由14.25 g/t提高到17.17 g/t,金回收率由91.96%提高到94.55%)。     

某低品位混合铜矿选矿试验研究

某低品位混合铜矿原矿含铜0.32%,其中氧化铜占50.73%,属品位低且氧化率较高的铜矿石。为了充分利用该部分铜矿资源,针对该混合铜矿矿石特点,采用优先浮选硫化铜再活化浮选氧化铜矿,分别通过一粗三精一扫流程工艺,进行了一系列条件试验,并根据条件试验所得的最佳工艺参数进行闭路试验,获得了铜精矿铜品位18.58%、回收率77.55%以及伴生金回收率70.67%的良好指标。该工艺流程和药剂制度简单合理,适用性强,易于实现工业化生产。