贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,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55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。     

某低品位金矿石综合回收金的研究与实践

针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。     

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%。     

某低品位金矿石的浸出试验研究

某低品位金矿石金品位为0.65 g/t,金矿物主要为自然金,嵌布粒度较细,以裸露金为主。为确定适宜的浸出工艺技术条件进行了氧化型助浸剂过氧化钙用量试验和后续正交试验。结果表明,添加过氧化钙可有效提高金浸出率,过氧化钙用量为0.5 kg/t时的金浸出率48.1%;显著影响金浸出率的因素为矿石粒度和过氧化钙用量,各因素中影响的主次顺序为矿石粒度、过氧化钙用量、布液强度、氰化钠浓度,最优组合为过氧化钙用量0.5 kg/t、氰化钠浓度0.06%、矿石粒度P₈₀=6 mm、布液强度6 L/(m²h),此条件下金浸出率达53.4%。     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率,本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%,pH=9.0,调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时,采用1粗2精2扫闭路试验流程,获得金品位24.30g/t,金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出,金浸出率可达92.31%。     

四川低品位含砷石英脉型金矿石浮选试验研究

对某低品位难选金矿进行的浮选试验研究表明,硫化矿包裹型金矿宜用浮选法进行分选,在处理该金矿时,组合捕收剂要比单一型的捕收剂效果好,在磨矿细度67.0%-74μm的条件下,金品位2.15 g/t的原矿,经过实验室闭路试验的一次异步混合浮选、两次精选、两次扫选流程的分选,可获得金精矿品位41.24 g/t、回收率85.83%的理想指标。     

特低品位红土型金矿石堆浸法提金工业试验

介绍了特低品位红土型金矿石堆浸法提金工业试验的试验条件及结果，采用制粒堆浸工艺可有效地从特低品位金矿石中回收金，而且浸出率高，浸出时间短，提高了矿产资源利用率，为矿山创造了较好的经济效益。     

某低品位贫硫化物石英脉型金矿选矿试验研究

在对某低品位贫硫化物石英脉型金矿矿石性质研究的基础上,通过方案对比及条件优化试验,采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,可获得金综合回收率91.40%,实现了金矿物的高效回收。试验所推荐的工艺流程及药剂制度简单,指标稳定可靠,试验成果已作为选矿厂技改依据。     

某低品位金矿石选矿试验研究

对山东某低品位金矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合该金矿石开发的提金工艺,确定了一粗一精二扫的单一浮选工艺,可使精矿金品位达到56.25g/t、回收率达到93.31%;精矿银品位86.50g/t、回收率达到86.10%的较好指标。     

某低品位金矿石选矿试验研究

对山东某低品位金矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合该金矿石开发的提金工艺,确定了一粗一精二扫的单一浮选工艺,可使精矿金品位达到56.25g/t、回收率达到93.31%;精矿银品位86.50g/t、回收率达到86.10%的较好指标。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

某低品位铀矿石的浸出性能研究

采用搅拌浸出和柱浸2种方式对江西某矿低品位铀矿石进行浸出性能的试验验研究。搅拌浸出结果表明,该矿石属易浸出矿石,在硫酸质量浓度为10g/L、搅拌浸出12h时,铀的浸出率高于85%,且加氧化剂对浸出改善较小。柱浸试验结果表明,-5mm为堆浸工艺的最佳筑堆粒度,此时,铀的浸出率为85.7%,酸耗为4.6%(与矿石质量比),且矿堆透水性能良好,为33L/(m2.h)。试验获得的浸出参数,可作为堆浸工业性试验设计和生产中调整浸出参数的依据。     

低品位细粒锡石浮选试验研究

针对矿石磨矿后锡石泥化严重、重选回收率低的问题,对重选给矿-74μm粒级进行了锡石浮选试验研究,以Y-11作硫铁矿活化剂、MA作硫铁矿的捕收剂进行脱硫,碳酸钠为pH调整剂,水杨羟肟酸、氧肟酸、P86为锡石捕收剂,一次浮选可获得锡粗精矿品位1.81%、作业回收率80.86%,再用浮选柱精选可获得锡精矿品位10.41%、作业回收率为84.13%的良好指标。     

从某铀矿石中回收铀的浸出工艺条件试验研究

根据某矿床铀矿石的化学组成和矿物形式,分别进行酸法、碱法搅拌浸出及酸法柱浸试验,以探索处理该矿石的工艺条件。试验结果表明:在适当条件下,酸法搅拌浸出时,铀浸出率达到88.44%;酸法柱浸时,铀浸出率达到87.63%;碱法搅拌浸出时,铀浸出率较低。综合考虑,工业上宜采用酸法堆浸工艺处理该矿石。     

某低品位高磷钒钛磁铁矿综合回收铁磷试验研究

对某地低品位钒钛磁铁矿中的铁及伴生磷进行了综合回收试验研究。结果表明:采用阶段磨矿、阶段选别的弱磁选-浮选联合工艺流程,不仅能有效选别磁铁矿,还可综合回收该资源中伴生的磷;可以获得铁品位64.81%、回收率58.04%的铁精矿及产率(以浮选给矿为原矿计)8.38%、品位P2O533.50%、回收率92.18%左右的优质磷精矿。     

某高品位金矿石重—浮—浸综合回收试验研究

阐述了采用重选—浮选—氰化浸出处理某高品位金矿石的工艺。工艺的试验结果体现了联合流程处理高品位金矿石的优势。最终,金的总回收率高达99.64%,伴生银回收率为89.86%,硫回收率为87.66%。     

西藏某低品位类质同象铍矿石的回收试验研究

采用焙烧－加温酸浸方法对西藏某低品位类质同象铍矿石进行回收,考察了焙烧温度、磨矿细度、焙烧时间、浸出时间和酸矿质量比对铍浸出率的影响。对于原矿铍品位为0.1268%,确定磨矿细度-0.074mm含量为80.00%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为4h,酸矿质量比为0.8：1,加温温度为85℃,液固比为4：1,搅拌浸出时间为24h浸出工艺条件;最终获得铍浸出率为84.16%的良好指标。表明该低品位类质同象铍矿石采用焙烧－加温酸浸工艺是可以回收利用的。     

选钼尾矿回收低品位白钨矿的实践

介绍栾川山道庄矿区选钼尾矿回收低品位白钨工艺的改进和设备的新进展,从最初的白钨一粗三精三扫到目前的一粗一扫的工艺流程,从采用BSK-16充气式浮选机、SL-5000射流浮选机到采用CCF-4500浮选柱作为主要选别设备,节能高效地从选钼尾矿中综合回收低品位白钨矿。     

山东某金矿中部矿石选矿试验研究

通过条件试验和流程试验,确定采用一粗二扫一精的工艺流程。磨矿细度为-0.074mm占53.71%,异戊基黄药用量为183.3g/t,丁胺黑药用量为36.7g/t,11号油用量为65g/t,为选矿厂生产流程的设计提供了理论依据。经过闭路流程试验研究,在金精矿品位102.46g/t的前提下,将金的回收率提高至95%以上,选别效果较为明显。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。