微细粒金矿石选矿试验研究

主要对微细粒金矿石进行了选矿试验研究。通过粗选磨矿细度试验和药剂条件的正交试验，确定了该矿粗选的最佳操作条件。在此基础上进行一粗二精三扫的实验室闭路试验．可获得金品位48．04g／t，回收率85．63％的金精矿，这一结果表明，可通过浮选硫化矿进行富集金。     

微细粒金矿石选矿试验研究

本文主要对微细粒金矿石进行了选矿试验研究。通过粗选磨矿细度试验和药剂条件的正交试验，确定了该矿粗选的最佳操作条件。在此基础上，进行一粗二精三扫的实验室闭路试验，可获得金品位48．04g／t，回收率85．63％的金精矿。这一结果表明，该金矿石中的金可通过浮选硫化矿进行富集。     

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。     

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%。     

某选矿厂微细粒铅锌浮选试验研究

针对广西某选矿厂铅锌微细粒矿物比表面积大、比表面能高,难沉降且难分离的特点,利用选择性絮凝剂BS絮凝微细粒铅锌矿物后再浮选分离,使铅锌回收率分别达到了76.14%和81.21%。     

云南某低品位细粒硅质胶磷矿浮选试验研究

介绍云南某低品位硅质胶磷矿的矿石性质,针对此矿石嵌布粒度细,且含硅、镁高的特性,采用"正—反浮选"流程,最终获得磷精矿品位30.05%,回收率78.18%,磷精矿含MgO 0.79%、SiO_2 16.97%的指标。     

某微细粒锂辉石浮选流程对比试验研究

某花岗伟晶岩型锂辉石矿矿物组分复杂、嵌布粒度细,为了寻找合理的选矿工艺流程,针对该矿石开展了2个不同选矿流程的试验研究。试验获得了锂精矿Li₂O品位5.64%、锂金属回收率78.10%的选别指标;得出优先剔除矿泥和云母,对改善后续锂辉石浮选指标非常有益,对于该矿石采用阶段磨选—粗精矿再磨—精选流程比连续磨矿—脱泥—浮选流程,无论是在选别指标上,还是流程结构上均更有优越性。     

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%。     

某微细粒嵌布金矿石浮选试验研究

某金矿石中的金矿物主要以自然金的形式存在,其颗粒细小,属于微细粒金,且与脉石关系密切,同时矿石中又含有一定量的粘土矿物,对分选不利。对该矿石采用浮选法富集金矿物,通过2次粗选、1次扫选和2次精选,在原矿金品位为3.82 g/t的情况下,获得了精矿金品位为63.80 g/t,金回收率为92.08%的较好试验指标,     

复杂微细粒低品位硫回收试验研究

针对凡口铅锌矿选硫尾矿中复杂微细粒低品位硫的特点, 采用浮选法回收硫, 考察了试样的自然可浮性以及捕收剂用量、起泡剂用量、浮选浓度对浮选指标的影响。试验结果表明, 经一粗一精一扫和粗硫精矿脱铅锌后, 可得到硫精矿品位43.02%, 硫回收率77.85%的指标。     

某金矿石选矿试验研究

对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占97.52%,采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂,2^#油为起泡剂,丁铵黑药为捕收剂,通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验,获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 g/t、精矿产率9.20%、金回收率94.89%的选别指标。     

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。     

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明：（1）矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。（2）以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。     

某金矿浮选工艺流程试验研究

根据某金矿中金以细粒、微细粒赋存于黄铁矿中的特点,试验对比了粗精矿再磨、粗精矿再磨—中矿分级再磨以及强化粗选—中矿分级再磨的三种工艺方案,试验结果表明:保持原磨矿系统不变的条件下,采用粗选添加硫酸强化粗选—中矿分级再磨,再磨细度为-45μm占75%的工艺流程,获得了精矿金品位41.60 g/t、回收率82.61%的选别指标,试验指标较好,工艺流程稳定可行。     

碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究

针对某高含碳金矿不脱碳浮选工艺,考察了不同碳含量对载金矿物浮选的影响;明确了碳质物的晶体结构与石墨化程度,评价了碳质物对捕收剂的吸附能力,研究了不同屏蔽剂对金、碳品位和回收率的影响。结果表明:随着碳质物含量从2.86%提高到7.21%,载金矿物品位从20.07%下降至1.37%,回收率从67.99%下降至10.27%;碳质物主要为半自形石墨或无定形碳,石墨化程度高于活性碳。该碳质物对药剂吸附(对丁基黄药和丁基铵黑药的吸附率分别为49.88%和27.44%)是导致金回收率较低的主要原因。萘磺酸钠(400g/t)抑制剂可使粗精矿中碳品位从15.44%降至13.89%,金品位从22.7g/t增加至29.2g/t,回收率从30.76%提升至45.65%。     

贵州某金矿选矿试验研究

根据贵州某金矿的矿石特点, 对其进行了再磨工艺研究, 对比了粗精矿再磨、中矿再磨、粗选总尾矿再磨等工艺方案。试验结果表明, 在一段磨矿粒度-0.074 mm粒级占90.58%条件下, 中矿再磨再选后直接抛尾, 可得产率为16.78%、金品位25.54 g/t、金回收率86.80%的金精矿, 试验技术指标较好。试验结果可为矿山开发提供合理、可靠的选矿工艺技术依据。     

含金铜硫矿石优先浮选与混合浮选对比试验

在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行实验室小型闭路试验对比,探索两种工艺的最优流程与药剂制度,并对精矿、尾矿进行分析。结果显示优先浮选工艺在细度-74μm 90%时取得的指标最优,铜精矿品位为21.25%、回收率为91.62%、金品位为12.28 g/t、金回收率为70.26%;混合浮选工艺在磨矿细度为-74μm 80%时指标最优,与优先浮选工艺对比显示精矿铜品位下降2.10个百分点,回收率下降8.58个百分点,金品位下降2.47g/t,金回收率下降13.90个百分点。精矿指标显示优先浮选工艺明显优于混合浮选工艺,且优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收选金尾矿中铁的试验研究

对某含铁35.11%的选金尾矿进行了磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收铁的试验研究。焙烧温度750 ℃, 焙烧时间45 min, 磁选场强144 kA/m, 反浮选十二胺用量350 g/t条件下, 获得了产率为34.39%、品位为56.73%、铁回收率为55.57%的铁精矿, 为回收该类尾矿提供了新的工艺方法。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。