某低品位微细粒金矿石浮选试验研究

对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究, 确定了浮选工艺参数为：磨矿细度-0.074 mm粒级占87.07%, pH调整剂硫酸用量1 500 g/t, 活化剂硫酸铜用量500 g/t, 捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为75 g/t, 经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路浮选流程获得了精矿金品位21.30 g/t、尾矿金品位0.28 g/t、精矿产率7.20%、金回收率85.51%的选别指标。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。     

河北某金矿氰化尾矿二次回收金试验研究

河北某金矿尾矿库内堆存有约100万t的全泥氰化尾矿,含金0.52 g/t、含银2.10 g/t,具有二次回收利用价值。为了实现该尾矿中金的有效回收,在矿石性质研究的基础上进行了粗选磨矿细度、pH值调整剂种类、活化剂种类、碳酸钠用量、捕收剂种类及用量的试验研究。试验结果表明:通过1粗2精2扫闭路试验,可获得金品位54.81 g/t、金回收率71.44%的金精矿,金精矿含银35.44 g/t、含硫26.03%,尾矿金品位降至0.15 g/t;试验取得了较理想的指标,该分选工艺能够有效回收该氰化尾矿中的金,为企业开发该二次资源提供了技术依据。     

四川某金矿选矿工艺试验研究

四川某金矿石金品位为1.56 g/t,砷含量为0.5%,硫含量为2.03%,金主要富集于黄铁矿等硫化矿中。为回收利用矿石中的金,分别进行了重选、浮选试验。结果表明：采用重选和浮选均能实现对矿石中金的有效回收,采用重选工艺,精矿金品位为33.39 g/t,金回收率为66.35%;采用一粗两精两扫浮选流程,精矿金品位为30.46 g/t、金回收率为85.91%。但相较重选流程,浮选流程选别效果更好,虽金品位略有下降,但回收率大幅提高。     

某难选低品位金矿的选矿试验研究

对某难选低品位金矿进行的研究结果表明,载金黄铁矿的嵌布粒度微细和易浮脉石矿泥是影响金精矿金品位和回收率的两个重要因素,在强化载金黄铁矿捕收的同时,选择合适的调整剂可以显著提高金的选矿指标。原矿金品位为1.69 g/t时,实验室闭路试验可获得金回收率69.85%、金品位20.47 g/t的金精矿。     

云南某复杂难处理金矿工艺指标优化试验研究

为综合高效回收利用难处理金矿资源,以云南某复杂难处理金矿浮选尾矿(金品位为0.75 g/t)为研究对象,尾矿通过"再磨再选"浮选工艺获得金精矿,工艺指标良好,金精矿产率2.22%,金品位22.58 g/t,金回收率16.66%(对原矿)。全流程闭路试验获得的金精矿总产率6.67%,金品位41.62 g/t,金回收率92.25%,最终尾矿金品位降至0.25 g/t。研究结果为难处理金矿石的选别提供了有益参考。     

湖南黄铁矿—毒砂型金矿石的选矿试验研究

某金矿石中金矿物嵌布粒度较细,主要包裹在黄铁矿、毒砂及脉石矿物中。针对该矿石性质,试验采用磨矿细度-74μm占89.8%,矿浆浓度为32%,并采用一次粗选三次扫选三次精选的闭路流程试验,在原矿金品位为5.28g/t的情况下,获得了精矿金品位为41.43 g/t,金回收率为80.94%的较好试验指标。     

甘肃某低硫化物金矿选矿试验研究

本文根据甘肃某低硫化物金矿的矿石性质特点,采用重选-浮选联合流程对其进行回收利用,分别进行了磨矿细度试验、调整剂种类试验、捕收剂种类试验等条件试验,在此基础上进一步进行了闭路试验。矿石性质结果表明,该矿石为贫硫化物石英脉型含金矿石,主要金属矿物为黄铁矿,金为矿石中唯一有价元素,金品位为2.82g/t,矿石中的金主要分布在自然金和硫化矿物中两部分,适宜采用重-浮选联合流程。试验结果表明,通过重选可得到金品位为3643.28g/t,回收率38.60%的高品位金精矿;通过一粗-两精-两扫的浮选工艺流程,可得到金品位为55.55g/t,回收率55.91%的浮选金精矿。金的总回收率为94.51%,矿石中的金得到了充分的回收利用。该工艺流程简单,选矿指标优,产品多元化,得到的高品位金精矿可直接通过火法炼金,提高企业经济效益和适应性。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

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。     

河北承德某金矿选矿试验研究

河北承德某含黄铁矿石英脉型金矿石,金品位为10.4 g/t,黄铁矿是主要的载金矿物,金的嵌布粒度大小不等.经过探索试验确定该矿石适宜采用单一浮选工艺流程,选矿试验结果表明:在磨矿细度-0.074 mm含量占59.44％条件下,以碳酸钠为pH值调整剂、丁基黄药为捕收剂,经一次粗选、一次精选、两次扫选,可获得精矿金品位17...     

某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究

对某高砷含碳低品位难选金矿进行了浮选试验研究。采用碳酸钠和水玻璃为调整剂, 实现了矿泥分散和脉石矿物的选择性抑制; 采用Y89-0为捕收剂, 实现了对载金矿物(黄铁矿和砷黄铁矿)的选择性捕收。在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下, 采用一粗二精三扫闭路浮选流程, 在原矿金品位2.36 g/t时, 可获得精矿金品位36.08 g/t、回收率86.77%的良好指标。     

湖南某金矿浮选工艺研究

Based on the research of flotation technique for some gold ore in Hunan Province, optimal processing parameters and flowsheet were proposed. With a fineness of -0.074 mm 75.84%, the gold ore was subjected to a close-circuit flotation consisting of one roughing, two stages of cleaning and two stages of scavenging processes, with the middlings returned sequentially. As a result, the gold concentrate grading 52.24 g/t Au at 84.58% recovery was obtained.     

采用二氰胺钠浸出某金矿石试验研究

针对传统氰化钠浸金工艺严重污染环境的弊端，以二氰胺钠为浸金剂，对加拿大某金品位为3.39 g/t的金矿石进行浸出试验。结果表明：矿石磨细至-45 μm占75%，在700 ℃焙烧1 h后，获得的焙砂在二氰胺钠用量8 kg/t、过氧化氢用量1.2 mL、矿浆pH=11.5、液固比4 mL/g、浸出温度35 ℃、浸出时间24 h的条件下，可获得金浸出率为89.08%、浸渣金品位0.38 g/t的指标，二氰胺钠的浸金效果良好。并且该浸金体系的总氰化物含量远低于国家环保排放标准。因此，二氰胺钠作为一种高效低毒的金矿浸出剂，具有一定的应用前景。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

某原生金矿矿石可选性试验

本文主要对某原生金矿的矿石可浮性进行了研究。通过 Lq(34)正交试验选择了粗选的最佳操作条件 :磨矿细度 - 2 0 0目 75% ;Na2 Si O3 用量 750 g/ t;Cu SO4用量 2 0 0 g/ t;乙黄药用量53g/ t。在此条件下 ,采用一粗二精二扫流程进行了实验室闭路试验 ,获得了精矿品位 79.61 g/ t、回收率 91 .30 %的金精矿 ,表明该矿可以通过浮选达到富集的目的。     

新疆某黄铁矿型低品位金矿石浮选试验

新疆某低品位黄铁矿型金矿石中,脉石矿物蚀变严重,矿泥含量较高,对载金矿物的上浮影响较大。通过强化对矿泥的分散和脉石矿物的抑制,以及对载金矿物的活化和捕收研究,确定了碳酸钠+水玻璃作调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药+丁铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,采用现场2粗2精3扫流程处理金、银品位分别为1.49 g/t和6.11 g/t的试样,可获得金品位为20.07 g/t、金回收率为67.49%、银品位为42.45 g/t、银回收率为34.81%的金精矿。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

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2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。