某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

安徽某高硫金矿金硫综合回收工艺研究

安徽某高硫金矿中银金矿与黄铁矿密切共生,被硫化物所包裹的金占64.51%。针对该矿石的特点,试验分别进行了抑硫选金再选硫及金硫混合浮选—浮选精矿氰化提金试验研究,研究结果表明,金硫混合浮选—浮选精矿氰化提金并回收硫的工艺为最佳方案,获得金总回收率84.90%、银总回收率36.29%、硫总回收率97.26%的金(银)精矿和硫精矿。     

某高硫高砷金矿选矿试验研究

对云南某地高硫高砷金矿进行Falcon离心选矿机重选和氰化搅拌浸出工艺试验研究,确定了适合处理该金矿的最佳选别方案.其中重选离心机Falcon重选流程得到较好的选别指标.当原矿含金9.2 g/t时,闭路试验获得的金精矿含金360.52 g/t,尾矿含金0.57 g/t,金回收率高达93.93％.     

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

采用硫砷依次优先浮选、再磁选的流程,在酸性条件下对某含砷高硫难处理金矿进行硫砷分离.通过闭路试验,得到了高质量的硫精矿和含金砷精矿,实现了硫砷的有效分离,提高了金的回收率.     

某高硫金矿综合回收浮选试验研究

某高硫型金矿石中的金矿物主要为自然金,金品位为3.50 g/t,并可综合回收银和硫.为实现该金矿资源的高效综合回收利用,在磨矿细度-0.075 mm占70％的条件下,采用金硫混合浮选—金硫分离—浮硫工艺流程,以丁基黄药与丁铵黑药为组合捕收剂,可获得金品位40.46 g/t、银品位52.38 g/t、金回收率95.62％...     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

安徽某高硫磁铁矿选矿试验

对安徽某高硫磁铁矿进行选矿试验研究,充分利用矿石性质差异,在条件试验的基础上,最终确定采用阶段磨矿-弱磁选-浮选工艺,获得的铁精矿TFe品位为66.07%、TFe回收率为73.68%、杂质硫含量为0.10%、硫精矿硫品位为37.67%、硫回收率为42.68%。通过筛分+弱磁组合工艺,能有效提前分选出单体解离较好的铁矿物,可降低2段入磨矿量65.28个百分点,节约成本效果显著。     

新疆某高硫磁铁矿选矿试验研究

新疆某磁铁矿石含TFe 27.30%,S 2.80%,磁铁矿嵌布粒度微细,硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿为主,且与磁铁矿关系密切,属于难处理含硫磁铁矿。根据矿石性质,确定采用预先抛尾—磁选—反浮选脱硫的工艺流程,最终获得了TFe品位65.68%、铁回收率71.18%、硫含量0.25%的铁精矿,该工艺为同类型高硫磁铁矿的处理提供了思路。     

青海省某高硫磁铁矿选矿试验研究

青海省某磁铁矿,含主要有色金属元素Zn、Cu,其嵌布粒度细,在磨矿细度-0.074 mm达90.07%时,采用浮选-磁选的工艺回收该磁铁矿,可获得TFe 68.76%铁精矿、铁回收率80.22%、含硫1.08%。同时获得含硫26.09%的硫精矿,硫回收率65.51%,并且富集了Cu、Zn等金属元素。该铁精矿再经过氧化焙烧,可使含硫量降至0.2%以下,达到优质铁精矿的质量标准。     

某高硫铅锌矿选矿工艺研究

本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。     

某金矿石选矿试验

某蚀变碎裂岩型金矿石中金以裸露金和半裸露金为主。对该矿石进行了浮选试验研究,结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占65%的情况下,以丁铵黑药+丁基黄药为组合捕收剂,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为72.19 g/t、银品位为67.64 g/t、金回收率为96.00%、银回收率为72.07%的金精矿。     

云南某高碳硫铁矿选矿工艺试验研究

分析了云南某高碳硫铁矿的原矿性质,进行了浮选脱碳试验和浮选选硫试验等一系列试验.并在此基础上研究制定了浮选闭路试验方案,通过试验获得了硫的品位为47.52%、硫的综合回收率为62.43%、铁品位为40.54%、碳品位仅为0.65%的优质硫铁矿精矿.     

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     

甘肃早子沟金矿石选矿试验

甘肃早子沟金矿石金品位为4.09 g/t,铜、铅、锌、铁、锑等含量较低,不具有回收价值。矿石金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、辉锑矿和褐铁矿等。为回收有价元素金,采用浮选—浮选尾矿硫代硫酸钠浸出工艺进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占90%时,以Na_2CO_3为p H调整剂、异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得的浮选精矿金品位为56.78 g/t,回收率为71.27%,且影响金浸出的FeS_2、FeAsS、Sb_2S_3被富集到了浮选精矿中;浮选尾矿在液固比为4、Na_2S_2O_3·5H_2O用量为0.20 mol/L、CuSO_4用量为0.018 75mol/L、(NH_4)_2SO_4用量为0.05 mol/L、NH_3·H_2O用量为1.0 mol/L、矿浆pH=9.5、搅拌转速为450 r/min、反应时间为3 h条件下浸出,获得了金浸出率为67.05%,金总回收率为90.52%的指标。试验结果可以为早子沟金矿石的合理利用提供技术依据。     

山西某低品位含金镜铁矿选矿试验

山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤（褐）铁矿中,赤（褐）铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。     

安徽某高砷高硫难处理金矿选矿试验研究

对安徽某高砷高硫难处理金矿进行了详细的矿物学研究,在此基础上提出了磁重联合试验方案,并通过磁选入选细度、磁场强度、重选入选细度等条件试验,最终得到含硫36.11%,含砷0.03%,回收率为17.81%的合格硫精矿及含金16.84g/t,含砷13.63%,金回收率为47.63%的金精矿。     

某低炭质细粒级金矿石选矿试验

某低硫低炭石英脉型细粒级金矿石金品位为3.62 g/t,金主要为自然金,嵌布粒度主要为0.005~0.02mm,最大粒度为0.035 mm,以不规则柱状、粒状被包裹于石英边缘,石英和高岭土是矿石中的主要脉石矿物,其次是黄铁矿、褐铁矿、绢云母、炭等。采用重浮联合工艺流程进行了矿石的选矿工艺研究,确定的选矿工艺流程为1次摇床重选,1粗2精4扫、中矿顺序返回浮选流程,获得了金品位为295.45 g/t、金回收率为32.60%的重选精矿和金品位为46.64 g/t、金回收率为59.26%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.51 g/t、金回收率为91.86%。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。