内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离.为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验.结果表明:(1)矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.2...     

青海某含砷金矿工艺矿物学及选矿工艺

青海某金矿含金3.58 g/t,含砷0.47%,含碳0.80%,属含砷含碳难处理复杂金矿,直接氰化金浸出率仅为37.15%。工艺矿物学研究表明,矿石中主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂,主要脉石矿物为石英和白云母,主要金矿物为自然金,其次为方锑金矿和银金矿。金主要呈微细粒包裹体的形式嵌布于毒砂、斜方砷铁矿等载体矿物及两者颗粒间隙中。经选冶工艺探索比较,最终选定浮选—尾矿氰化浸出工艺,为工业应用设计提供了依据。     

青海某含砷金矿工艺矿物学及选矿工艺

青海某金矿含金3.58 g/t,含砷0.47％,含碳0.80％,属含砷含碳难处理复杂金矿,直接氰化金浸出率仅为37.15％.工艺矿物学研究表明,矿石中主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂,主要脉石矿物为石英和白云母,主要金矿物为自然金,其次为方锑金矿和银金矿.金主要呈微细粒包裹体的形式嵌布于毒砂、斜方砷铁矿等载体矿物及两者颗粒间隙中.经选冶工艺探索比较,最终选定浮选—尾矿氰化浸出工艺,为工业应用设计提供了依据.     

提高黄金回收率的研究

<正> 黑龙江团结沟金矿是我国较大的脉金矿床之一。自1975年投产以来,采用单一混汞流程提金,金回收率低,平均为55.79%。因此,我们根据团结沟金矿矿石性质和当地条件,拟定重选为主的重选一浮选联合流程选别金矿石,重选和浮选精矿氰化处理的方案,金回收率提高到82.38%。团结沟金矿属低温热液火山岩金矿床。金属矿物有自然金、黄铁矿及少量的白铁矿、黄铜矿、斑铜矿、方铅矿、自然铜、自然银和褐铁矿等。脉石矿物有石英、长石、玉髓质石英、黑云母、方解石、白云石、高岭土和电气石等。自然金绝大部分呈不规则粒状浸染于脉石(主要是石英和长石)中,粒     

从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究

新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化,氧化渣再氰化提金后,氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行了重选和浮选试验,确定了碳酸钠 水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药 丁铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,以及二次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为7.40 g/t和24.96 g/t时,开路试验可获得精矿中金品位24.68 g/t,回收率61.30%;银品位67.21 g/t,回收率47.47%的较好指标。浮选精矿产品的X射线衍射结果表明,氰化渣中载金矿物为未氧化的白铁矿和黄铁矿,且脉石矿物的粒度极细,直接影响精矿的浮选指标。     

某难选金矿的选矿试验研究

甘肃某金矿金矿物主要为自然金,金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、褐铁矿、辉锑矿。金矿物中24.88%的金以次显微或微细包裹体形式赋存于黄铁矿、毒砂等硫化矿物中,10.87%的金以微细包裹体形式赋存于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中。针对该微细粒浸染含砷含锑的金矿石,通过详细的条件试验及不同流程结构的试验研究,采用浮选+中矿再磨氰化浸出的选矿工艺流程,得金精矿金品位50.21 g/t,金总回收率78.81%,实现了较高的金回收率。     

某难选金矿的选矿试验研究与工艺流程改造

甘肃某金矿金矿物主要为自然金,金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、褐铁矿、辉锑矿。金矿物中24.88%的金以次显微或微细包裹体形式赋存于黄铁矿、毒砂等硫化矿物中,10.87%的金以微细包裹体形式赋存于褐铁矿、锑铁矿及石英等脉石矿物中。针对该微细粒浸染含砷含锑的金矿石,通过详细的条件试验及不同流程结构的试验研究,采用浮选+中矿再磨氰化浸出的选矿工艺流程,得金精矿金品位50.21g/t,金总回收率78.81%,实现了较高的金回收率。      

难处理金矿石选冶技术研究

甘肃某金矿金矿品位较低,矿石氧化程度较高。金矿物粒度细小,主要以微粒、次显微金矿物形式嵌布于褐铁矿粒间以及被粘土矿物充填的褐铁矿裂隙、孔洞中,属于难处理矿石。根据该矿石性质进行了原矿全泥氰化浸金和浮选富集-氰化浸金两种工艺流程的试验研究,结果表明该两种工艺均可获得较好的选矿指标:原矿全泥氰化搅拌浸出的金浸出率为94.19%;浮选富集-氰化浸金的金浸出率为97.62%,银浸出率为90.80%。由于浮选抛尾可显著提高氰化浸金的设备效率和经济效益,故推荐浮选富集-氰化浸金为该金矿的选冶技术方案。      

某金矿难选尾矿工艺矿物学分析

某石英脉型金矿,原矿金品位为7.62g/t,通过重选+浮选的联合选矿工艺选别后,其尾矿中金品位为0.75g/t,总回收率在90.50%左右。为进一步研究尾矿中金的可回收价值,开展工艺矿物学研究,以查明影响金在选别过程中流失的矿物学因素。通过工艺矿物学自动分析仪（BPMA）,扫描电镜（SEM-EDS）,XRD等对尾矿开展工艺矿物学检测分析。结果表明：尾矿中的金矿物主要为自然金,偶见银金矿;金矿物主要以与脉石裸露连生的形式存在;其次包裹于脉石矿物中;还有少量为单体;另有少量以次显微金的形式分布于磁黄铁矿为主的硫化物中;金矿物的粒度极其微细,基本都分布于10μm以下,且有近一半分布于5μm以下。损失的金矿物主要以与脉石连生的形式存在,且粒度十分微细,通过再磨-浮选进一步回收的难度较大,裸露金含量超过60%,可采用堆浸对金回收,以提高金的回收率。     

某金矿工艺矿物学研究

对某金矿进行了工艺矿物学研究,重点研究了主要金属矿物及主要脉石矿物的产出形式及粒度特征.研究表明,该矿物为微细粒金矿,主要金矿物与脉石矿物之间嵌布关系复杂.根据工艺矿物学研究成果对选金工艺流程提出了建议,推荐采用浮选工艺.     

捕收剂CSU-Y在钼酸钙表面的吸附机理研究

针对镍钼矿中钼酸钙浮选回收率低、丢弃造成资源浪费和环境污染等问题, 在工艺矿物学研究基础上, 对镍钼矿中硫化矿物浮选尾矿进行了开路实验和闭路实验, 设计了氧化钼浮选流程, 并利用分子动力学模拟研究了捕收剂分子在矿物解离面的吸附过程, 结果表明:镍钼矿中硫化矿物浮选尾矿主要含钼矿物为钼酸钙, 脉石矿物主要为氟磷灰石和黄铁矿; 通过闭路浮选试验得到了Mo品位3.24%、Ni品位3.37%、Mo回收率69.15%、Ni回收率62.44%的精矿; 捕收剂油酸分子在钼酸钙(111)面吸附强于氟磷灰石(010)面和黄铁矿(110)面, 从而实现了浮选过程中钼酸钙和脉石矿物的分离, 说明捕收剂CSU-Y可浮选分离钼酸钙和脉石矿物。     

某地金矿工艺矿物学研究

为充分了解某地金矿矿石性质,制定合理的选别工艺流程,通过化学分析、扫描电镜以及工艺矿物学自动定量分析系统（MLA）等测试方法对金矿矿石进行了系统的工艺矿物学研究,包括矿石矿物组成及相对含量、矿石矿物的结构构造、金矿物的形态和粒度分布特征、主要金属矿物和脉石矿物的产出特征等,并且对原矿进行了浮选试验和重浮联合工艺试验。 结果表明,该金矿中主要可回收的有价金属为金,其含量为3.74g/t。 该金矿的原矿矿物主要由黄铁矿、石英、白云母和碳酸盐矿物组成,此外还有少量的方铅矿、黄铜矿、绿泥石和黑云母, 还含有微量磁铁矿和锐钛矿等。 原矿中自然金多以单独的自然金颗粒形式存在,金主要嵌布在黄铁矿中,而黄铁矿多以自形-半自形粒状及粒状集合体产出,呈浸染和团块状分布在脉石中。采用“重选+浮选”联合工艺流程,可获得指标良好的重选精矿和浮选精矿,重选精矿中Au的品位和回收率分别为54.75g/t、78.10%;浮选精矿中Au的品位和回收率分别为6.45g/t、19.78%,金矿总回收率为97.88%。该研究为该地区矿产综合利用提供了技术借鉴。     

影响某深海多金属硫化物选冶的矿物学因素

某深海多金属硫化物中锌、铜、金、银的品位分别为20.44％、0.41％、6.89 g/t和141 g/t,有价元素含量高,综合利用价值大.通过矿物组成、重要矿物的嵌布特征、嵌布粒度及磨矿产品中解离特征的研究,对影响选冶回收的矿物学因素进行了系统的分析.研究表明:闪锌矿是含量最多的矿物,具有含铁量变化较大、铁含量普遍较低...     

青海省五龙沟金矿原矿工艺矿物学研究

青海省五龙沟金矿原矿石金品位为2.32 g/t,品位较低,选矿厂生产中,金的浮选回收率仅为75％ 左右.为了明确该原矿矿石的工艺矿物学特性,有效提升选矿厂浮选回收率等选矿技术指标,进一步实现该矿产资源的综合开发利用,通过采用原子吸收分光光度计、电感耦合等离子体发射光谱仪、偏光显微镜、扫描电镜等仪器,对选矿厂堆场原矿矿石...     

某难选金矿物工艺矿物学研究

某金矿部分矿区属于蚀变型金矿,含金蚀变带系由花岗岩热液蚀变而发生的绢云母、硅化、黄铁矿化组成。矿体大部分赋存在黄铁绢云岩内,部分赋存在黄铁绢英岩化花岗岩内。利用光学显微镜、矿物分析系统（BPMA）、扫描电子显微镜及能谱对矿物进行工艺矿物学特性分析,分析发现矿石中以硫化矿为主,氧化带深度很浅。金品位5.23 g/t,主要金矿物有自然金、银金矿,主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、黄铜矿、闪锌矿等硫化矿和磁铁矿等氧化矿物,脉石矿物主要有石英、绢云母、长石等。金的嵌布粒度较细,全部分布在37 μm以下,嵌布粒度较细。根据金矿物的赋存状态来看,以单体形式存在和与黄铁矿共生的含金矿物含量83.18%,这部分金矿物易于回收;与绢云母、石英和磁铁矿共生的含金矿物含量为16.82%,这部分是导致浮选过程中金回收率低的主要原因。      

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。      

Finely Dispersed Micro- and Nano-Gold Recovery Using Thermomorphic Polymer with Diphenylphosphine

The article reports test data on adsorption and flotation characteristics of thermomorphic polymer joined with diphenylphosphine—TMPD. The test materials are natural pyrite and arsenopyrite, and models of gold-bearing sulfide minerals. Electron microscopy and X-ray structure analysis prove that reductive adsorption of gold at the surface of sulfide minerals from HAuCl₄ solution allows modeling natural aggregates of sulfides and finely dispersed gold. UV spectrophotometry proves selective adsorption of TMPD at gold. Laser scanning microscopy shows connection of TMPD with micro- and nano-size gold on polished sections of pyrite and arsenopyrite. During monomineral flotation, joint use of TMPD and butyl xanthate at a ratio of 1:1 doubles the yield of gold-bearing sulfides and enables maximum recovery of gold minerals at the total consumption of reagents reduced by 30–50%. It is found that TMPD is selective relative to gold-bearing minerals and its combination with xanthate ensures a considerable increment in gold-bearing mineral recovery by flotation.     

山东某低品位金矿工艺矿物学

山东某地金矿平均含Au 0.8～1.0 g/t,属低品位金矿。由于矿石含金较低,为降低选矿成本,有效回收有价金属,对矿石进行详细的工艺矿物学研究。研究发现,该矿石自然类型为石英黄铁矿脉,工业类型为中硫金矿石。矿石中金属矿物主要为硫化物,以黄铁矿为主,次为方铅矿、闪锌矿,含少量黄铜矿等,非金属矿物主要为石英、绢云母等。矿石中黄铁矿粒度较粗,方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等粒度较细,黄铁矿、方铅矿等与金关系较密切,是金的主要载体矿物。自然金主要为细粒金,多呈包裹体分布。根据工艺矿物学研究结果,建议采用“重选+浮选”工艺流程,不但取得较高的精矿指标,且降低了选矿成本。      

提高团结沟金矿选矿回收率的试验研究

通过对团结沟金矿原矿矿石性质、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析，对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产，溜槽重选精矿采用焙烧－CIL炭浸法或微生物氧化法提金，溜槽重选尾矿再浮选；浮选精矿焙烧，焙砂CIL炭浸法提金进行了介绍。建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金，提高团结沟金矿总的选矿回收率。     

Importance of oxidation during regrinding of rougher flotation concentrates with a high content of sulfides

The objective of this study is to understand the flotation behavior of copper and gold minerals after regrinding the rougher flotation concentrate with a high pyrite content. It was found that low Eh and dissolved oxygen (DO) were produced after regrinding due to the quick consumption of oxygen by the large amount of fresh pyrite surfaces created, resulting in poor flotation of copper and gold and their selectivity against pyrite. A number of methods were used to provide an oxidizing condition, including pre-aeration before flotation, regrinding in an oxidizing condition, and addition of different oxidizing agents during regrinding. It was found that all the oxidizing methods improved the flotation of copper and gold, however, the effectiveness of these methods varied from case to case. This study demonstrates the importance of oxidation during or after regrinding for the flotation of rougher flotation concentrates with high sulfide contents.