细粒浮选尾矿的制粒堆浸

美国阿萨梅勒矿物公司鹅莓金矿选厂在1976～1984年间堆存的浮选尾矿已被定为可利用的金、银资源,制粒后可用常规堆浸法回收。85％的尾矿粒度小于75微米,制粒后金、银回收率可分别达到85和75％。尾矿库中堆存的尾矿平均含水率在18％以上,深部最高含水率达32％。因此,制粒堆浸技术成功应用的关键为采挖方法、混     

某地碲铋金复合矿石综合利用研究

某地碲铋金矿是目前世界上首例碲的独立矿床。笔者为其贫矿制定的浮选工艺，可获得碲品位99％、铋15％、金29g／t的精矿，回收率依次为95％、95％和93％。碲、铋、金、银、硫、硒均可综合回收。将浮选精矿用磁选处理，品位均可提高0.6～1倍。该浮选工艺不仅在生产上易于实现，而且成本很低，势必取得很好的经济效益。     

从微细粒碳质砷黄铁矿中回收金的研究

从微细粒碳质砷黄铁矿中回收金一直是选矿界十分关注的问题。采用常规方法难以回收。本研究采用预先脱碳，克服了碳对浮选的干扰及氰化中“劫金”现象的发生，取得了浮选金回收率８９．０４％、氰化金回收率８６．２２％的指标。该方法在工业生产中切实可行，为从同类型矿石中回收金提供了有益的借鉴。     

提高某铜金矿铜金回收率的试验研究

针对吉林某铜金矿山矿石性质复杂、铜金回收率偏低，尤其是金回收率较低的问题，采用新型高效的捕收剂QF对该矿矿石进行浮选，将金富集在铜精矿中回收，提高铜回收率3％以上，提高金回收率超过10％以上。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选-浮选硫精矿焙烧-焙烧渣浸铜-浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00％;金回收率91.14％;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17％;最终浸出渣为铁精矿品位68.72％、铁回收率86.23％.此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用.     

从尾矿中回收金

用湿式强磁选或氧化石蜡皂浮选可从小秦岭地区浮选、混汞-浮选的尾矿中回收相当数量的金。中间试验表明,强磁选可选出含金9-10克/吨、回收率为42%的金精矿,磁选精矿适于用全泥氰化法处理。     

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。     

某金矿选矿工艺研究

针对某金矿以自然金存在、且嵌布粒度粗细不均匀的矿石性质,采用重－浮联合工艺回收金．先用摇床重选获得粗粒金,再用浮选回收细粒金．对原矿A u品位为5．37 g／t的矿石,可获得金精矿品位100．21 g／t、回收率97．88％的较好指标．     

新疆某大型铁矿伴生金锌的综合回收试验研究

为了综合回收新疆某大型铁矿伴生的有益元素金和锌,对具有代表性的矿石进行了矿石性质研究,查明了矿石中金矿物、锌矿物和铁矿物的赋存状态、嵌布粒度及它们与有益有害元素的共生关系。根据矿石性质,制定了优先浮选金矿物,金浮选尾矿经硫酸铜活化后浮选闪锌矿,锌浮选尾矿磁选铁的工艺流程。金浮选通过两段粗选两段精选获得金精矿金品位27.38×10~(-6),金回收率52.65%;锌浮选通过一段粗选两段扫选,锌粗精矿再磨至-0.037 mm 85%精选四段,获得锌精矿锌品位49.53%,锌回收率81.21%;锌浮选尾矿磁选回收铁,通过一段粗选一段精选,获得铁精矿铁品位65.55%,铁回收率84.71%。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

云南某难选金矿石重-浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金.试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85％的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/t、回收率32.65％的重砂;金品位42.07 g/t、回收率53.46％的浮选金精矿,总金回收率达86.11％.     

某含金多金属硫化矿的浮选分离研究

针对某含金多金属硫化矿的特点和现场对试验的要求，采用部分混合一优先浮选工艺和亚硫酸法成功地实现了铜与铅的有效分离。在适宜的工艺条件下，可获得金回收率93．52％、铅回收率91．52％、铜回收率63．66％、硫回收率44.07％的良好技术指标。在大幅度提高金和铅回收率的同时，使矿石中的铜也得到了较好的回收，达到了矿石综合利用的目的。     

氰化尾渣回收铜,金,银的研究

针对某金精矿氰化尾渣的性质，进行了回收铜、金、银的研究。工业试验表明，采用“异步优先浮选”工艺流程和混合捕收剂，可获得铜品位为１７．１３％、回收率８０．０１％的铜精矿，其中金、银品位分别为１０．２２ｇ／ｔ、２２１８．７６ｇ／ｔ。     

复杂硫化矿的浸出—浮选法

处理复杂硫化矿时,回收与硫化矿共生的贵金属具有重要的经济效益。在含黄铁矿的锌、铅、铜矿石优先浮选时,因与黄铁矿共生的银和金大部分丢弃在尾矿中,所以还研究了其他的矿石选矿方法。应用硫酸铁溶液直接浸出矿石,然后用浮选方法分离悬浮固体中的各种组分。这种方法的步骤如下:形成硫酸锌溶液;方铅矿(PbS)转化为不溶性的硫酸铅(PbSO_4),与沉淀的针铁矿(FeOOH)以及其他不溶性脉石一起聚集成不可浮的部分;可浮产品中硫与未分解的硫化矿的分离。对阿拉斯加州的黄铁矿矿床Delta矿区的矿石试样进行试验室研究的结果表明,大部分金与银都富集在可浮产品之中。该矿石经硫酸铁浸出后,锌的总回收率达到96.5—98.5％;在硫酸铁和后续的氯化铁浸出过程中,从矿石中回收了约85％的铜。另外,约有6％的铜残留在不可浮产品和浸出-浮选阶段的混合产品之中。使用氯化钙溶液浸出不可浮产品时,铅浸出率为98—99％;氯化铁溶液浸出可浮产品时,银回收率达98％;用氰化物或硫脲浸出可浮产品时,金回收率为71—89％。文章介绍了试验室研究的结果。     

阿拉斯加Fort Knox矿山细粒炭中金的特性和浮选

在美国阿拉斯加的Fort Knox矿山中，解吸、酸洗和回转窑再生过程产生了细粒炭物料，由于其中含有有价的金，所以用压滤机收集这种细粒炭物料。细粒炭试样分析表明，其中含有20％－30％的炭、70％－80％的砂粒和0.17-0.68g/kg金。含在本研究的细粒炭试样中的80％金是以再结晶的游离金粒形式存在，其余的金以炭吸附的形式存在。在实验室试验中采用泡沫浮选法可从细粒炭物料中获得高回收率的金和炭精矿，并有效丢弃大量的砂粒。经3段金浮选和2段炭浮选，金的回收率可达到95％以上，炭的回收率为90％。     

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。     

某地原生金矿提金工艺研究

对缅甸某地原生金矿进行了浮选-焙烧-硫脲无氰提金工艺的试验研究。原矿金入选品位为18．67g／t，采用常规的浮选工艺，可获得金精矿产率25．31％，金品位66．15g／t，回收率92．65％；浮选金精矿经焙烧、硫脲浸出后，金作业浸出率93．26％；金综合回收率为86．41％。由于缅甸禁止使用氰化浸金，所以此项工艺技术为开发利用该金矿提供了一条新路子。     

内蒙某高硫金矿石浮选试验

内蒙古某高硫金矿石嵌布粒度微细,金品位2.21 g/t,金以包裹金为主,并可综合回收硫。为合理利用该金矿资源,对其进行选矿试验。结果表明,原矿粗磨至-0.074 mm 65%后进行1粗1精2扫金硫混合浮选,混合精矿再磨至-0.045 mm 85%进行1粗2精1扫金硫分离浮选,最终可获得金品位48.58 g/t、回收率86.16%的金精矿和硫品位55.26%、回收率58.57%的硫精矿,实现了该难选金矿的高效回收利用,可供其开发利用参考。     

从灵宝混汞—浮选厂金尾矿中回收金的工艺研究

小秦岭地区的灵宝县,混汞—浮选厂排放的金尾矿,含金总量相当于中型金矿山。采用单一浮选,重—浮联合,浮选粗精矿再磨浮选或氰化工艺流程能有效地回收尾矿中的金,作业回收率为42％—50％,金精矿品位30g/t以上.     

从滑石—碳酸盐矿石中分离适用于不同工业用途的滑石精矿

用接触角测量、浮选试验和动电位测量首次研究了纯滑石的天然可浮性。采用聚丙烯乙二醇作起泡剂可在短时间内获得高的浮选回收和该法可以获得适于不同工业用途的滑石精矿。研究了pＨ值和起泡剂用量对浮选过程的影响。获得的滑石粗精矿含６０％滑石，滑石回收率为９０％。粗精矿再磨至１００％－１２５ｕｍ，然后用预先确定的最佳浮选条件再浮选，当粗精矿含４８．６９％滑石，精选精石含９３．５％滑石，其回收率为７０％。