江西某难选金矿石选矿试验

江西某金矿金矿物嵌布粒度微细,并与毒砂、黄铁矿等矿物密切共生,经过细磨,金或金载体矿物达到基本解离后,采用硫酸为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,丁铵黑药与苯胺黑药组合作为捕收剂,浮选回收某难选金矿。闭路试验取得了金精矿金品位为31.56 g/t,回收率为85.36%的良好指标。     

某难选金矿石的选矿试验研究

根据某难选金矿石的性质,进行了多方案选金试验研究。结果表明:先重选再浮选,浮选粗精矿再磨的联合工艺流程可以获得比较好的选别指标。     

新疆某难选金矿石选矿试验研究

对新疆某碳质细粒浸染型难选金矿进行选矿试验研究,结果表明,以硫酸铜为活化剂、丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂,采用阶段磨矿-阶段浮选的流程,开路试验得到金品位77.42 g/t、金回收率63.10%的较好浮选指标。     

新疆某难选金矿石选矿试验研究

对新疆某碳质细粒浸染型难选金矿进行选矿试验研究,结果表明,以硫酸铜为活化剂、丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂,采用阶段磨矿-阶段浮选的流程,开路试验得到金品位77．42g／t、金回收率63．10％的较好浮选指标。     

贵州某含砷含碳难选金矿石选矿试验

贵州某金矿石金品位1.40 g/t,含砷1.75%、含碳2.26%,金主要以微细粒浸染状嵌布于黄铁矿和毒砂中,脉石矿物以石英、白云母和高岭石为主。为实现该金矿资源的回收利用,分别采用浮选—重选联合流程和全泥氰化浸出流程进行试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm90%,在活化剂硫酸+硫酸铜用量1 500+300 g/t、组合捕收剂异戊基黄药+丁铵黑药用量120+60 g/t的条件下,原矿经2粗2精3扫—高品位中矿二次精选—浮选尾矿摇床重选流程选别,可获得产率6.90%、金品位15.74 g/t、回收率75.68%的综合金精矿,相比原矿全泥氰化浸出工艺仅13.82%的金浸出率,指标较优,实现了该金矿资源高效回收。     

某含砷微细粒难选金矿石选矿工艺试验

为合理高效回收某含砷微细粒金矿石,在对原矿性质研究的基础上进行了提金工艺研究。试验采用浮选-常温常压碱性氧化预处理-氰化浸出联合工艺处理该矿石,获得了浮选金品位为63.8 g/t、金回收率为92.08%的金精矿,处理后的精矿金氰化浸出率达到88.56%,选冶总回收率达到81.55%,实现了金的有效浸出。     

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

针对某微细粒嵌布难选金矿石,采用自行研发的高效分散剂T₁₀₁和高效捕收剂D³进行了浮选试验。试验结果表明,通过充分分散矿泥和强化金的捕收,含金4.14 g/t的原矿经1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后2次精选,可获得金精矿品位41.76 g/t、回收率89.21%的较好指标,从而为该矿石的有效利用提供了技术支撑。     

云南某难选金矿石的选矿工艺研究

根据云南某地原矿性质复杂的难选金矿石,从重选、重选-浮选联合和粗精矿再磨-浮选3个方面进行了研究,最终确定在实验室开路的情况下,粗精矿再磨-浮选为处理该矿石的较佳选别工艺,得到精矿金品位84.76 g/t,金回收率达到46.02%,含银220.0 g/t;相对硫化金的回收率达到100%,粗精矿金品位6.49 g/t,金的总回收率达到87.82%,效果比较好。     

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

某大型金矿矿石性质较复杂,脉石矿物种类繁多,金矿物主要是自然金和银金矿,金矿物嵌布粒度微细、嵌布关系十分复杂,大部分金矿物被硫化物、难溶硅酸盐及碳酸盐矿物包裹,矿石磨至-71μm占80%时仅有约10%的金矿物实现单体解离。为确定该矿石的开发利用工艺,分别进行了单一氰化浸出工艺、单一浮选工艺、浮选—氰化浸出工艺研究。结果表明,采用单一浸出工艺处理矿石,在磨矿细度为-38μm占96%,浸出液固比为3∶1,石灰用量为3 000 g/t(p H=11.5),氰化物初始浓度为0.05%,浸出时间为6 h情况下,金浸出率仅达61.59%。矿石在磨矿细度为-71μm占80%的情况下,采用2粗1精1扫、中矿精扫选后返回的闭路流程处理,获得了金品位为33.57 g/t、金回收率为51.60%的金精矿,尾矿金品位仍高达1.67 g/t。以单一浮选试验结果为基础,对浮选金精矿进行焙烧—浸出,对浮选尾矿进行直接浸出,金总回收率达79.32%,明显优于单一氰化浸出工艺或单一浮选工艺的回收效果。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准.脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8～2.0 g/t.为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究.结果表明:①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90％、六偏磷酸钠用量为2500 g/t...     

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。     

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。     

甘肃某金矿石选矿试验研究#br#

甘肃某硫化物金矿石金品位为3.34 g/t,主要载金矿物为黄铁矿、毒砂、方铅矿等金属硫化矿物。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿粒度为-200目70%的条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理,获得了金品位为47.44 g/t、回收率为91.87%的金精矿,选别效果较理想。     

酒泉某难选红柱石矿选别工艺对比试验研究

针对酒泉某难选红柱石矿开展了球磨和棒磨的磨矿细度对比试验、脱泥粒度试验和碱性与酸性介质浮选工艺对比试验研究。试验结果表明,该红柱石矿适合棒磨磨矿,较优磨矿细度为-0.074mm占85.19%,较优脱泥粒度为20μm,碱性介质浮选工艺的精矿指标较优。在确定碱性介质浮选工艺基础上,试样经过磨矿-脱泥-磁选-1粗8精1扫的闭路流程试验,获得了Al_2O_3品位为52.94%、红柱石回收率为54.10%、红柱石含量为83.88%的精矿。     

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。     

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。     

南非某铁矿石选矿试验研究

针对南非某铁矿石进行选矿工艺技术研究。试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占70%,磁场强度为79.557 kA/m,经过两次磁选,可获得产率88.46%,品位65.96%,回收率98.30%的铁精矿。     

洛阳某金矿石选矿试验

洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业（-0.043 mm占68%）,重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。     

云南东川某低品位难选硫化铜矿的浮选回收

云南东川某铜矿含Cu 0.65%,其中次生硫化铜占有率达85.6%,铜氧化率9.6%;矿石中黄铁矿含量较高,铜硫分离难度较大,并含有较多的易泥化脉石矿物,属低品位难选硫化铜矿。针对该矿石的性质特点,对其进行了浮选回收研究,结果表明:以Ca O作p H值调整剂和铜硫分离时的抑制剂、Na2Si O3作分散剂和抑制剂,磨矿细度选择80%-74μm较为合适,Na2S用量600 g/t时可达到较好的沉淀、分散与活化效果,捕收剂优选为PAC,其最佳用量为120 g/t。在最佳条件下,采用"一粗-二精-二扫"的闭路流程,获得了较好的技术指标,最终精矿Cu品位和回收率分别达20.12%和90.39%。