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。     

某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究

对某含砷含碳难处理金矿进行了选矿试验研究。在探索试验的基础上, 最终确定采用浮选-焙烧-氰化浸出工艺, 可以获得Au的浸出率71.46%, Au的总回收率为59.79%。     

某高砷高硫微细粒金矿石选冶试验研究

浙江某金矿石含金2.48g/t、砷2.01%、硫3.34%,金主要以显微及次显微不可见状存在于毒砂和黄铁矿中,属于高砷高硫微细粒金矿石。为回收矿石中的金,在研究矿石性质的基础上,分析了砷、硫对金回收的不利影响,通过多方案对比,制定了"浮选—金精矿焙烧—氰化浸出"的选冶工艺。经过详细的条件试验和流程内部结构筛选优化试验,浮选闭路试验获得了金品位21.6g/t、回收率86.76%的金精矿;金精矿在650℃下焙烧2.0h,As和S的脱除率分别达到了99.25%和98.93%;焙砂氰化浸出率为90.35%。金的综合回收率为78.39%,试验研究取得了良好的选冶技术指标。     

安徽某高硫金矿选矿试验

安徽某含砷高硫低品位金矿石,有价元素为金和硫,为了合理开发利用该矿产资源,试验采用抑硫浮金工艺流程进行选矿试验研究。试验选取石灰作为硫化物抑制剂,以丁基黄药和丁铵黑药组合药剂为捕收剂,在磨矿细度为-0.074 mm 75%的条件下,通过1次粗选、3次精选和2次扫选,最终获得了金精矿品位为25.32 g/t、金回收率为68.52%的满意指标。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

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.     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

含砷碳微细粒金矿选冶试验研究

简述了我国某地含砷碳微细粒金矿的矿石性质。依据矿物学特性，提出了“原矿浮选—精矿氧化焙烧—氰化浸金—活性炭吸附金”的选冶联合工艺流程，金选冶总回收率达８３．９１％。     

四川康定某金矿选矿试验

为有效选别四川某地高品位原生金矿石,进行了重选—重选尾矿氰化浸出试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下采用重选,可得到部分高品位重选金精矿,金精矿回收率为47.97%;重选尾矿进入氰化浸出试验,添加浓度为0.8‰的氰化钠,浸出48 h后,得到金贵液,其回收率达50.61%;重选及氰化试验综合回收率达98.58%。     

某硫化铜金矿选矿试验研究

某硫化铜金矿原矿Cu和Au品位分别为3.27%和2.35 g/t, 针对铜的赋存状态及粒度嵌布特点, 进行了浮选工艺研究。确定了最佳试验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%, pH=8.5, 采用BY-309与B-5050组合作捕收剂, 用量分别为110 g/t和55 g/t, 一粗三精三扫闭路试验获得了含Cu 18.87%、Au 13.587 g/t的铜金混合精矿, 铜、金回收率分别达到了92.70%与89.53%, 实现了硫化铜金矿综合高效回收。     

某高砷硫低品位金矿石选矿工艺研究

针对安徽铜陵某矿含金高砷硫化矿石 ,提出了优先选金方案 ,采用漂白粉作氧化剂使毒砂与黄铁矿分离 ,取得了较好的分选指标。     

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%。     

某高砷金精矿强化氰化浸出试验研究

国外某含砷金精矿含金29.92g/t、砷10.27%,针对该高砷金精矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了碱预浸、常规浸出、助浸剂强化浸出试验。试验结果表明,常规浸出60h,金浸出率为86.83%,加浸出剂2强化浸出48h,金浸出率达到92.95%,助浸剂2强化浸出不仅能提高金浸出率,而且能加快金的浸出速度,强化效果明显。     

福建某难选硫化铅锌矿石选矿试验

福建某铅锌矿属于难分离硫化铅锌矿,矿物种类繁多,嵌布关系复杂,共生关系密切。为高效开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗2扫3精选铅,1粗1扫3精选锌,中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,最终可取得铅品位为41.46%、含锌4.19%、铅回收率为81.76%的铅精矿,和锌品位为48.26%、含铅0.83%、锌回收率为84.88%的锌精矿。试验确定的优先浮选工艺是该矿石的高效开发利用工艺。     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

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。     

云南某铜铅硫化矿石选矿试验

云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。     

云南某难选铜锌硫化矿石选矿试验

云南某铜锌硫化矿石铜品位为0.16%、锌品位为4.43%,铜、锌均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占78%条件下,以OL-ⅡA为捕收剂经1粗3精2扫铜优先浮选（一段铜精选精矿再磨至-38 μm占94%再进行二段铜精选）,选铜尾矿以X-43为活化剂、丁黄药为捕收剂经1粗4精2扫流程选锌（一段锌精选精矿再磨至-45 μm占91%再进行二段锌精选）,获得了铜精矿铜品位18.52%、回收率53.89%,锌精矿锌品位47.10%、回收率88.74%的分选指标,试验结果可以为该矿石开发利用提供依据。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。