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。     

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。     

海南抱伦金矿重选-氰化工艺试验研究

针对海南抱伦金矿金回收率低等问题,对该矿石开展选矿试验研究。根据矿石中部分颗粒金粒度较粗的特点,采用重选-全泥氰化联合工艺流程,在原矿含金5.09 g/t时,最终获得了金精矿金品位83.15 g/t,金总回收率95.03%的较好指标,为选厂技改和扩建提供了依据。     

内蒙古某微细粒浸染型金矿选矿工艺研究

针对内蒙古某微细粒浸染、易泥化难处理金矿石,进行了选矿工艺试验研究。结果表明,采用阶段磨矿—重选抛尾—阶段选别的工艺流程,可以获得金精矿金品位68.12 g/t、金回收率81.31%的较好指标。氰化浸出可回收部分浮选尾矿中金,进一步提高金总回收率。     

国外某金矿石选矿试验研究

国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选工艺流程进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。     

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为 2. 83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所 产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现 阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。 基于矿石中金的嵌布特征, 开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研 究。 结果表明:在磨矿细度为-0. 043 mm 占 87%、重力倍数为 80 G、流 态化水量为 3 L/min 的条件下进行尼尔森重选, 可以获得金品位为 35. 44 g/t、金回收率为 55. 85%的重选金精矿和 金品位为 1. 34 g/t 的重选尾矿,对重选尾矿进行 2 粗 2 精 2 扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为 13. 80 g/ t、金回收率为 31. 38%的浮选金精矿。 矿石经尼 尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为 87. 24%、金品位为 22. 69 g/t,尾矿金品位为 0. 42 g/t 的指标。 研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。     

陕西某金矿氰化尾渣的浮选活化试验

陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。     

豫西某金钨矿综合利用试验研究

豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。     

尼尔森选矿机在四方金矿重选工艺中的应用

根据尼尔森选矿机在河南金源黄金矿业有限责任公司的应用情况,通过对四方金矿矿石性质及其磨矿工艺流程颗粒金的粒度分布考察结果,进行了仿尼尔森选矿机重选试验及浸出重选尾矿氰化钠用量试验。结合试验结果及四方金矿的生产现状,采用尼尔森选矿机对四方金矿进行了工艺流程优化。优化结果表明:应用尼尔森选矿机可有效回收四方金矿矿石中的颗粒金,有效降低了浓密机的入浸金品位,减少了金属流失,增加了处理矿量,降低了吨矿成本,经济效益显著。     

陕西安康某金矿选矿试验研究

陕西安康某以褐铁矿为载体矿物的次生氧化型含金矿石结构及矿物组合较简单,自然金成独立矿物相出现,粒度较细,金品位为3.91 g/t,裸露金、半裸露金占总金的89.53%;脉石矿物以石英为主,其次为云母、方解石、长石和绿泥石等。为高效开发利用该矿石资源进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1次摇床重选,重选中矿、尾矿合并1粗1精1扫闭路浮选的联合工艺流程处理,可获得金品位为43.72 g/t、金回收率为83.51%的摇床金精矿,以及金品位为23.81 g/t、金回收率为12.42%的浮选金精矿,总金精矿金品位为39.45 g/t、金回收率为95.93%,试验指标良好。     

某金矿选矿工艺研究

对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。     

辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

某新生代红土型金矿选矿试验研究

针对云南某新生代红土型露天金矿金的粒度分布呈粗细极不均匀的特点,采用高离心力场重选工艺进行研究,较好地解决了粗粒金以及微细粒金的回收难题,当原矿金品位1.1g/t,精矿金品位47.23g/t,金回收率达到86.09%,获得了满意的选别指标。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金 4. 66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0. 295~ 0. 074 mm 粒级的自然金产率高达 59. 82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0. 074 mm 占 45%、重力倍数 60 G、反冲洗水量 5. 5 L/min、给矿速度 500 g/min、给矿量 20 kg,该条件下重砂金的产率为 0. 048 9%、金品 位为 4 018. 14 g / t、金回收率为 42. 07%。 针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0. 074 mm 占 65%,采用“1 粗 2 精 3 扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为 7.60%、金品位为 32. 43 g / t、金回收率为 52. 78%的浮选金精矿,金总回收率为 94. 85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0. 097 mm 粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。     

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

国外某铁金钴矿选矿试验研究

国外某铁矿富含金和钴,主要有价矿物为磁铁矿,其次是自然金和钴矿,根据矿石性质,综合对比了"磁-浮"与"磁-重"两种流程,最终,采用"磁-重"联合流程,在原矿含铁49.89%,含钴0.047%,含金0.82g/t的情况下,获得产率69.98%,铁品位67.63%,回收率93.81%的铁精矿;产率0.25%,钴品位10.22%,回收率56.51%,金品位197.57g/t,回收率57.21%的含金钴精矿。     

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。     

甘肃某金矿石选矿试验研究#br#

甘肃某硫化物金矿石金品位为3.34 g/t,主要载金矿物为黄铁矿、毒砂、方铅矿等金属硫化矿物。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿粒度为-200目70%的条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理,获得了金品位为47.44 g/t、回收率为91.87%的金精矿,选别效果较理想。