某金矿石选矿工艺试验研究

某待开发金矿石中金主要以裂隙金、包裹金和自然金形式存在。为此对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用浮选—重选流程能够得到理想的精矿指标。经过一次粗选、一次精选、两次扫选,浮选尾矿摇床重选,获得浮选精矿含金132.44 g/t、回收率67.61%,重选精矿含金20.80 g/t、回收率11.00%,综合精矿(浮选精矿+重选精矿)含金75.62 g/t、回收率达78.61%。     

某金矿石浮选与重选试验研究

辽宁某地金矿脉,金品位为２．８７g/t.为了提高该金 矿的浸出矿石品位和回收率,进行了磨矿细度、药剂制度、全 流程开路及闭路试验等,以探究与该矿相适应的选矿工艺流 程、工艺参数和工艺指标.结果表明:采用单一浮选工艺可 获得精矿金品位２８．６０g/t、金回收率９３．４７％的技术指标; 采用重选 浮选联合工艺获得的重选金精矿金品位为９９．１１ g/t、回收率为４４．１０％,浮选精矿金品位为１７．９７g/t、回收率为 ５０．６１％,金总回收率为９４．７１％,为合理开发利用资源提供了 技术依据.     

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。     

从含碲金矿中综合回收金、银、碲的试验研究

对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。     

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。     

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%。     

国外某金矿矿石选矿试验研究

国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。     

从某低品位铀矿石中正浮选回收铌钛铀矿

某低品位铀矿石含铀155g/t,经过重选抛尾、粗精矿磁选回收铁、铅银浮选后可获得铀品位为377g/t的浮铀给矿。采用正浮选工艺对其中主要有用矿物——铌钛铀矿进行了回收,并综合回收了稀土矿物。结果表明,经过两次粗选、两次精选、一次扫选闭路试验流程可获得铀品位5 465g/t、二氧化铈品位5 406g/t,铀作业回收率89.04%、二氧化铈作业回收率69.29%的铀精矿。     

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。     

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。     

西昌三圆石材厂废料中高钪矿物的浮选试验

随着社会的快速发展,钪资源已经成为重要的战略资源。目前,可供直接利用的资源殆尽,所以利用选矿富集的方法成为资源有效利用的关键。西昌三圆石材废料中Sc2O3品位为68g/t,达不到生产要求,因此需要对矿石进行富集回收。工艺矿物学研究表明,辉石和角闪石中Sc2O3的含量相对较多,二者是选矿回收的主要载钪矿物。本文通过磨矿细度、捕收剂的pH试验和药剂用量试验,确定采用“一粗一扫一精,精选尾矿再扫”的浮选流程;最终在磨矿细度为-200目占95%;粗选油酸钠用量250g/t,氢氧化钠用量2200g/t;扫选油酸钠用量150g/t,氢氧化钠用量500g/t的条件下,获得Sc2O3精矿品位为79.75g/t,回收率为65.11%的较好指标,旨在为钪的回收利用提供一定的借鉴意义。     

抑制黄铁矿实现铜硫分离的探讨

研究了从硫精矿中综合回收金银铜,探讨了实现铜硫分离的机理与手段。在原硫精矿中Ｃｕ,Ａｕ,Ａｇ分别为０．６７％,５．０１ｇ／ｔ,１７．２３ｇ／ｔ的情况下,当氧化时间为１５ｍｉｎ时,可较好地实现铜硫分离。     

含金铜铅混浮精矿分离试验研究

在含金铜铅分离时,除了考虑铜铅分离效果外,金、银在精矿产品中分布对选矿技术经济指标也有较大的影响。本文以云南某复杂含金硫化铜铅锌矿,铜铅混合精矿为分离试验对象,结果表明,在铜、铅浮选指标相近的情况下,采用抑铅浮铜方案,在最佳的工艺条件下,铜精矿含金提高了17.95g/t、回收率提高了23.83%,大大提高了选矿厂技术经济指标,获得了含铜品位为22.82 %、含铅5.63 %、含金71.97g/t、含银596.39g/t的铜精矿,其铜回收率为89..66 %、金回收率为93.17%、银回收率为28.33%;及含铅品位为75.43%、含铜2.80 %、含金4.61g/t、含银1136.51g/t铅精矿,其铅回收率为91.79 %、金回收率为6.83%、银回收率为71.67%的较好试验指标,为选厂技术改造提供了理论依据。     

从陕西某金矿中高效回收金及伴生低品位有价元素工艺流程研究

陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。     

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。     

某复杂金矿石选矿试验研究

某金矿矿石中矿物种类丰富,有用成分较多,但矿山原选矿工艺只生产金精矿1种产品,影响企业效益。为此,分别采用铅金混合浮选-铅金分离-混浮尾矿选硫和铅金混合浮选-铅金分离两种选别流程对该矿石进行了选矿试验,结果表明,前者可以获得Pb品位为49.36%,Au含量为260.30 g/t的铅精矿,Au品位为34.20 g/t,Pb含量为2.21%的金精矿和S品位为42.31%的硫精矿,后者可以获得Pb品位为51.21%,Au含量为249.29 g/t的铅精矿和Au品位为24.26 g/t,Pb含量为1.05%的金精矿,     

尼尔森离心重砂有价金属分离试验研究

河南某大型金矿生产产出的尼尔森离心重砂含铅2.56%、钨(WO3)5.13%,具有较高的综合回收价值。重砂性质分析查明:铅、钨主要以方铅矿、黑钨矿形式赋存,部分黑钨矿与黄铁矿呈复杂嵌生的关系。分离试验采用磁选—重选—浮选联合工艺依次产出高品位金精矿、低品位金精矿、铅精矿、金硫精矿、钨精矿、钨中矿,其中铅精矿含铅48.15%、含金7 255.50 g/t、铅回收率为73.22%,钨精矿含钨(WO3)60.31%、钨回收率73.60%,钨中矿含钨(WO3)14.93%、钨回收率9.11%。     

从山西某金矿尾矿中回收金锌试验研究

介绍某金矿堆存尾矿综合回收金锌工艺试验研究,采用混合粗选、混合粗精矿顺序浮选金锌的工艺流程处理该尾矿,最终获得含金34.28 g/t、含锌10.36%、金回收率62.93%的金精矿,含金2.18 g/t、含硫37.86%、硫回收率73.46%的硫精矿,含锌45.62%、含金1.12 g/t,锌回收率67.47%的锌精矿,有效地解决了金锌分离,实现了二次资源的综合利用,对该矿可持续发展具有重要的现实意义。     

青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。