低品位含金硫化矿选矿试验研究

根据矿石性质,采用混合浮选工艺流程处理某低品位含金硫化矿,在原矿金品位1.03 g/t的条件下,通过添加新型抑制剂DPS强化易浮细粒脉石的抑抑和加强含金矿物的活化,大幅度提高了选矿试验指标(金品位由14.25 g/t提高到17.17 g/t,金回收率由91.96%提高到94.55%)。     

富含可溶性盐型氧化金矿石可选性研究

青海某金矿氧化金矿石金品位3.50 g/t。矿石中矿物常见交代残余、包含结构特征,嵌布粒度较细,可溶性盐类含量较高,属中等可选矿石类型。为合理开发利用该金矿资源,在分析矿石性质和探索试验的基础上,进行了金矿石可选性试验研究。其结果表明:在最佳的试验条件下,浮选闭路试验可获得金品位57.01 g/t、金回收率81.38%的金精矿;金精矿中银品位24.00 g/t、硫17.64%、铁49.37%,有价元素得到了综合回收。金精矿产品光学显微镜分析可知,金精矿中主要矿物为黄铁矿、毒砂和褐铁矿,表明含金载体矿物富集效果显著。     

某金矿石浮选试验研究

通过对含金2.05 g/t、含硫3.93%的某含金石英脉矿石进行浮选试验研究,结果表明,适当控制浮选药剂用量,采用"饥饿加药法",可以获得含金品位为31.55 g/t,金回收率为93.58%的金精矿。为合理利用金矿资源,在保证金回收率的前提下,提高金精矿品位,试验进行了有益的尝试。     

某含砷低硫金矿石选矿生产工艺优化与实践

根据某含金含砷低硫矿矿石性质,结合实际生产情况,以现场生产原矿作为试验给矿,进行选矿生产工艺优化研究并应用到工业生产中。结果表明,在磨矿细度为-200目含量60%的条件下,以碳酸钠用量600g/t,硫酸铜用量220g/t,硫化钠用量25g/t,松醇油用量50g/t,采用一粗两扫一精的浮选流程,在原矿金品位3.16g/t时,可获得金品位18.3g/t,金回收率为84.59%的金精矿;磨矿细度可降低5%,硫酸铜用量降低30g/t,碳酸钠用量降低300g/t;经过选矿厂现场生产实践验证每年可产生经济效益145.74万元。     

辽宁某金矿浮选试验研究

辽宁某金矿石中主要金属矿物为黄铁矿,脉石矿物主要为石英、长石和黑云母等。矿石中主要可回收元素为金、银,杂质元素砷含量较低。在磨矿细度-0.074mm含量97.9%,以碳酸钠为pH调整剂,丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂条件下,对金品位1.70g/t,银品位15.34g/t的原矿进行浮选,获得精矿金品位95.53g/t,银品位836.0g/t,金回收率82.03%、银回收率79.57%的闭路流程试验指标。     

含金硫酸烧渣边磨边浸非氰浸金试验研究

采用塔式磨浸机对金品位3. 55 g/t,含砷0. 19%,含硫0. 80%的含金硫酸烧渣进行碱式预处理、非氰边磨边浸和搅拌浸出试验研究。结果表明:边磨边浸—搅拌浸出工艺适宜处理该含金硫酸烧渣,在最佳条件下,采用非氰浸金剂JJC,可获得良好指标,金浸出率由常规浸出的74. 4%提高到90. 4%;超细磨边磨边浸可显著提高金的浸出效果。该研究结果可为其他含金烧渣和含金矿石中金的有效回收提供借鉴。     

草酸对含伴生金硫化矿中贵金属活化的研究及应用

硫化矿床中的伴生金因在矿石中具有复杂的赋存状态和连生关系,以至很难得到最大限度的回收。针对某含伴生金硫化铅锌矿,采用草酸作为伴生金的活化剂,并着重探讨了草酸对矿石中伴生金浮选回收率的影响。在对矿石进行系统的工艺矿物学研究的基础上,通过浮选溶液化学计算分析、矿浆电位的测定,分析对比了几种工业常用的金活化剂对该矿石中伴生金活化性能的影响。其结果表明:草酸对伴生金的活化效果最好;在原矿金品位4.23 g/t时,加入草酸作为活化剂,全流程浮选闭路试验获得了金品位157.2 g/t的含金铅精矿,金的总回收率达到90.04%,相比未加入草酸时金总回收率提高了8.22%。     

河北某矿石中金的氰化及混汞试验研究

为了回收河北某矿石中的元素金,对该矿矿石进行了氰化浸金及混汞试验研究。在原矿金品位23.6 g/t,磨矿细度-200目含量为91.2%,NaCN用量为2.5 kg/t,浸出时间24h条件下,获得了浸渣金品位0.403 g/t,金浸出率为98.29%的氰化浸出指标。混汞金回收率为48.86%。     

甘肃某银铅矿石选矿试验研究

甘肃某铅选厂入料矿石砷含量较高,金、银等与铅、硫共伴生,矿石部分氧化严重,性质复杂,研究了采用优先选铅—铅砷分离工艺处理该矿石。试验结果表明:经过一粗选—二粗扫选—四精选—二精扫选铅和一粗选—二扫选—三精选金,分别获得铅、银品位为41.35%、3.78kg/t,回收率为68.42%、73.31%,砷质量分数为0.56%的银铅精矿和金品位25.53g/t、回收率55.24%的金精矿,分选效果较好。     

某含砷难选氧化金矿石选冶工艺研究

本文对原矿含砷0.65%,矿石氧化率为99.9%的难选氧化金矿石进行了浮选和氰化研究.浮选获得了金精矿含金品位285g/t,金回收率70.82%,砷脱除率达98.78%的浮选指标.氰化取得了浸出率99.37%的优异指标.     

某贫硫金矿无捕收剂浮选的试验研究

针对某地贫硫石英脉含金矿石,采用无捕收剂浮选工艺,在原矿金品位4g/t,磨矿细度-0.074mm占65%、硫化钠用量300g/t,2#油用量168.8g/t、丁基黄药用量4g/t、浮选时间16min的情况下,可获得金精矿品位30.11g/t、回收率94.63%的技术指标。     

含泥质矿物的金矿石浮选试验研究

对某金矿石进行的浮选试验研究结果表明,含金黄铁矿中泥质矿物是影响金选矿工艺指标的主要因素,在强化载金黄铁矿浮选的同时,选择合理的调整剂可以显著的提高金的选矿工艺指标。经过试验研究,在原矿含金品位为2.53g/t时,浮选获得了金精矿含金品位为62.50g/t,金回收率为92.60%的工艺指标。新型复合捕收剂sk和调整剂羧甲基纤维素的应用是提高精矿含金品位的关键。     

提高某含砷难浸金矿石氰化浸出率试验研究

某难浸金矿石金品位3.18 g/t,采用常规氰化工艺金浸出率仅为65%左右,属于较难浸金矿石。试验研究查明了金浸出率不高的原因是矿石中存在斜方砷铁矿、毒砂所致,通过添加助浸剂对该矿石进行氰化浸出工艺的试验研究,结果表明添加助浸剂辅助氰化金浸出率提高25.47%。     

微细粒含砷难处理金矿石提金工艺研究

针对某微细粒含砷难处理金矿石性质,进行了金回收工艺试验研究。矿石中金品位4.14 g/t,砷品位1.80%,金属矿物以赤褐铁矿、毒砂为主。矿石中金的粒度较细,以显微金为主,约占矿石中金的66.67%。通过对单一浮选、浮选—氰化浸出、全泥氰化浸出等工艺流程进行探索试验表明:采用浮选—氰化浸出流程处理该矿石,金总回收率达84.82%,但金精矿中砷含量超标,可采用冶金方法进行后续金精矿降砷试验;采用原矿全泥氰化浸出流程,金回收率73.61%,浸渣中砷质量分数1.71%左右,指标相对较好。     

塔吉克斯坦某含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究

塔吉克斯坦某含砷金精矿金品位73.27 g/t、砷品位6.61%、硫品位16.78%,是典型的难处理金精矿,采用直接氰化炭浆工艺处理时,金浸出率仅为88.02%。为提高金浸出率,进行含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究,制得的焙砂使用环保型浸出剂浸出。最终得到浸渣金品位4.32 g/t,金浸出率95.43%的良好指标,金浸出率提高7.41百分点,对处理同类型金矿资源起到指导作用。     

广西某含砷含碳微细粒难选冶金矿选矿试验研究

针对广西凤山某含砷含碳微细粒难选冶金矿矿石进行了选矿试验研究。通过采用原矿浮选—浮选金精矿热压氧化—氰化炭浸工艺流程,获得了较好的技术指标:浮选粗精矿金品位12.32 g/t,金浮选回收率91.36%,砷、硫的氧化率均为98.68%,金的氰化浸出率92.42%,金的总回收率为84.43%。     

山阳县某低品位金矿重选试验研究

山阳县某低品位金矿含金1.35g/t,主要以裸露金及半裸露金的状态存在。基于矿石性质及环保要求,本次试验以尼尔森离心选矿机为主,开展磨矿细度、冲洗水流量、重力G值及给矿浓度的条件试验,从而确定尼尔森重选的最佳工艺参数。最终通过“尼尔森粗选-尼尔森一次扫选-溜槽二次扫选-摇床两次精选”的闭路试验,可获得金品位1086g/t、金回收率51.92%、银品位6912g/t、银回收率47.30%的高品位金精矿以及金品位为16.42/t、金回收率31.73%、银品位为100g/t、银回收率27.51%的低品位金精矿。金总回收率83.65%,银总回收率74.81%,选矿指标理想。     

马达加斯加Maevatanana矿区低品位含金矿石选矿试验研究

马达加斯加Maevatanana矿区矿石工艺类型为石英脉型含金氧化矿石。矿石中硫化物为0.25%,金品位较低,为0.8 g/t。通过提金探索试验表明,采用氰化浸出提金工艺与重选—浮选联合工艺时,其尾渣品位相差不大。综合考虑该地区对环保的要求及经济效益,避免氰化尾渣污染环境,适宜采用重选—浮选联合工艺处理矿石。     

贫硫化物稀疏浸染型金矿石提金试验研究

对云南某贫硫化物稀疏浸染型金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:氰化工艺不适宜处理该类矿石;采用原矿重选—浮选闭路工艺流程,可获得重选精矿金品位464.20 g/t,金回收率30.95%,浮选精矿金品位66.32 g/t,金回收率57.60%,总回收率88.55%的良好指标。     

某含金铜矿石选矿试验研究

某铜金矿石含铜0.46%、金0.48g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选石灰为调整剂、新型药剂ZJ-308为捕收剂,(NaPO_3)_6为分散剂,通过一次粗选、二次精选、三次扫选的单一浮选闭路流程试验,可得到精矿含铜24.64%、含金23.80g/t,铜回收率为89.65%,金回收率为84.78%的指标。通过尼尔森重选—浮选联合流程,可以获得金品位为35.17g/t、回收率为39.66%的尼尔森重选精矿和含铜24.51%、含金13.60g/t、回收率87.65%、金回收率50.36%的浮选铜精矿。金累计回收率为90.02%,较单一浮选流程提高5.24%,铜浮选回收率基本不变,有效提高资源综合利用率。