四川甘孜某金矿石选矿试验研究

针对四川甘孜某金矿石在工艺矿物学研究的基础上进行了全浮选流程和重选—浮选流程方案的选矿试验研究。当重选采用尼尔森选矿机回收粗粒金时,获得含金112.51 g/t、回收率64.68%的优质尼尔森金精矿,同时对尼尔森重选尾矿进行浮选富集,获得含金44.90 g/t、作业回收率85.81%的浮选金精矿,最终可获得综合回收率94.99%的金精矿,与全浮流程相比,金的回收率提高了7.90%,重选—浮选联合流程效果明显。     

某铜金矿选矿试验研究

对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。     

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。     

某铅锌矿选锌尾矿工艺矿物学分析

为查明某铅锌矿选锌尾矿回收硫资源过程中硫损失的原因,对该矿山选锌尾矿进行工艺矿物学研究。研究结果表明,样品中主要可供回收的有用矿物是黄铁矿,其次为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物主要是石英、方解石和白云石/铁白云石,黄铁矿的含量较高,其解离度为94.31%。基于工艺矿物学研究并结合取样分析,推荐两种提高硫回收率的方案:1.建立新的分选流程,对浮选尾矿进行再磨浮选,对旋流器溢流进行再选;2.在已有的选硫流程基础上进行改进,通过预先分级,将锌尾分为粗粒级和细粒级两部分,各自单独进行分选,粗粒级部分进行再磨浮选,细粒级部分直接浮选。     

提高某低品位铜矿石选铜回收率试验研究

针对福建某低品位铜矿石,通过对矿物性质及原工艺流程的诊断分析,采用"粗磨—快速浮选—快浮尾矿异步浮选—粗精矿再磨再选"的联合工艺,能有效保证了已解离的目的矿物优先回收,同时还使得难选铜矿物及含铜连生体矿物得到充分回收。新工艺流程获得了含铜24.09%、含金6.48 g/t、铜回收率为92.69%、金回收率为60.54%的铜精矿,铜回收率提高了3.87个百分点,金回收率提高了13.61个百分点。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

铜绿山矿尾矿综合利用的研究与生产实践

根据铜绿山矿强磁尾矿的矿物特征 ,通过三种方案即再磨 -常规硫化浮选方案、水热硫化浮选方案和酸浸硫化浮选方案的对比试验 ,得出再磨 -常规硫化浮选方案是从铜绿山矿强磁尾矿中综合回收铜、金、银的最经济有效方案。该方案的技术特点是进行了预先磨矿及羟肟酸钠和黄药的联合使用。浮选尾矿再经重磁选 ,可再次回收铁。     

某难处理金矿石浮选—氰化浸出试验

对某难处理含金石英脉矿石进行了高效利用试验研究,采用浮选可获含金54.20g/t,金回收率为73.23%的金精矿和含金1.43 g/t的尾矿。对金精矿和尾矿分别进行氰化浸出处理,获得了回收率53.49%的贵液和回收率36.21%的金精矿浸渣(含金26.80 g/t),金总回收率达到89.70%。该浮选—精尾分浸工艺流程为该难选金矿提供了较好的开发利用方案。     

白钨矿浮选的几个特点

某金矿甲坑口矿石含鎢、锑、金有川矿物,脉石矿物以石英为主,其次为方解石、磷灰石、白云母和绢云母等。选厂采用重-浮联合流程。摇床回收少量粗粒鎢、锑、金后,尾矿再磨,先浮细粒锑、金,然后再浮白鎢矿。白鎢浮选粗精矿用彼得罗夫法精选,然后酸浸除磷得最终精矿。选厂试图用氧化石腊皂代替油酸,试验结果表明,氧化石腊皂(731或733)虽可在10℃以下进行浮选,但粗精矿品位低,用彼得罗夫法精选     

电选法生产混合硫化精矿的可能性

在用冲击-反射式磨矿机进行浸染矿石磨碎中发生金属矿物和非金属矿物的选择性磨碎,这样便可通过较粗的磨矿(-0.6+0.2毫米)再用电选办法脱除部分脉石,用新型的筒式分选机选出尾矿和混合硫化精矿。根据试验数据,推荐了采用冲击-反射式磨矿机选择磨矿和电选方法处理浸染矿石的原则流     

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。     

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。     

某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验

辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。     

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。     

波兰硫化铜矿石浮选尾矿的选别

波兰硫化铜矿石的浮选尾矿超过了原矿重量的９０％，尾矿中主要含石英、白云石、粘土矿物、痕量硫化物和一些次要矿物。尾矿中几乎所有的矿物都解离得很好。因此，可预期尾矿的任何分选过程均很便宜。在该研究工作中，给出了用分级和重选法来选别浮选尾矿的研究结果。试验结果表明，由于采用水力旋流器对浮选尾矿进行分级，粗粒级可作为重选的适宜给料，为地下矿山提供回填料。还可以作为分选稀有元素的重矿物。已发现用重选分选的重     

内蒙古铜金矿综合回收技术研究

内蒙古铜金矿中含有铜、铅、锌、硫等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该矿石进行了综合回收试验研究.采用尼尔森选矿机回收粗粒金-浮选分离-精矿再磨-浸金工艺流程,浮选分离以CFS+石灰为硫铁矿的高效抑制剂,经阶段磨矿后选别可获得铜品位21.87%、回收率90.27%的铜精矿;硫品位44.33%、回收率85.76%的硫精矿;金综合回收率达到91.11%.选别指标较为理想,该技术路线经济合理,适用于工业化生产.      

复合锡矿选矿厂流程的研究

前言伦尼桑矿石大约含1.5％呈锡石的锡,锡石与硫化矿(大部分为磁黄铁矿)紧密共生,后者占矿石的50％,矿物特征表明,锡基本上存在于-150微米的颗粒中,非硫化矿的脉石含约15％中等比重的矿物,主要是菱铁矿。高比重硫化矿物在用摇床、带式溜槽和浮选选锡之前,用浮选方法除去。粗磨至-300微米(通常的硫化物浮选最粗粒度),与筛子成闭路,以尽量减少锡的过粉碎。最终尾矿包括硫化物精矿、锡石浮选尾矿和超细粒的泥质尾矿。细磨是在三台磨矿机中进行(表1),最大     

某金锑钨尾矿中金和钨的浮选回收试验

针对某矿业公司金锑钨选厂重选-浮选联合流程产生的尾矿进行了再选回收金、钨矿物的试验研究。试验根据生产尾矿性质,采用金、钨依次优先浮选工艺流程,通过闭路试验,获得了含金14.10 g/t,金回收率为的50.36%金精矿和含钨1.22%,钨回收率为49.61%的钨粗精矿。金精矿可直接作为产品,钨粗精矿可返回现场流程作进一步的处理。试验结果为现场综合利用尾矿资源提供了依据。     

广西某金矿选矿探索性试验研究

广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。