复杂高硫金矿石浮选试验研究

某高硫微细粒金矿石成分复杂,金与硫化矿物以及硫化矿物之间共生关系密切,分选难度大。试验采用工艺方法:亚硫酸钠-硫酸锌复合抑制剂抑制闪锌矿等硫化矿物,优先浮金;浮金尾矿用亚硫酸钠抑制黄铁矿,硫酸铜活化闪锌矿浮锌。试验结果表明,金精矿金品位达65.38%,回收率56.31%;锌精矿锌品位43.73%,回收率78.54%,取得了较好的技术指标。     

河南某金矿选矿试验研究

矿石中主要回收元素为金,主要为自然金和金银矿且多包裹在脉石矿物中,裂隙金和粒间金分布较少。回收难度较大,对矿样进行了重选、氰化浸出及浸渣浮选试验,获得重选作业金回收率4.75%;氰化浸出作业金回收率51.00%;浸渣浮选作业金回收率为86.78%,金精矿含金40.85 g/t,金矿石的选矿总回收率为93.83%的较好试验指标。     

某低品位晶格金型岩金矿选矿试验研究

某贫硫高石英脉型岩金矿床,其原矿中金品位仅为1.05 g/t,且基本为"不可见型"的原子态晶格金嵌存于黄铁矿晶格之中。针对该岩金矿矿石中载金矿物(黄铁矿)嵌布不均匀,部分微细粒黄铁矿与细粒脉石连生或包裹的特性,试验确定了采用直接浮选工艺流程获得高品位的金硫精矿。该流程采用组合捕收剂最大限度地回收金矿物,同时采用阶段磨矿的方式提高粗精矿中细粒黄铁矿-石英连生体的解离度。全流程闭路试验获得了金11.56 g/t、硫34.94%的金硫精矿,金回收率72.75%、硫回收率73.33%。     

坦桑尼亚太古代绿岩带某微细浸染型金矿石选矿工艺研究

某金矿床位于坦桑尼亚太古代绿岩带中，属于脉状构造蚀变岩型矿床。工艺矿物学研究结果表明：矿石含金5.17 g/t,砷0.43%,硫2.50%,主要金属矿物有黄铁矿、毒砂、磁铁矿、菱铁矿，脉石矿物主要有石英、长石、碳酸盐、绿泥石、黑云母、黏土矿物；金矿物主要为自然金，载金矿物主要为黄铁矿、毒砂和石英；金矿物嵌布状态以包裹金和粒间金为主，分别为49%和47%,裂隙金较少；金矿物粒度非常细小，以微、细粒金为主，占92.5%。针对该矿石性质，进行了选矿工艺探索试验研究，结果表明：采用重选、全泥氰化浸出和浮选等单一流程，金回收率较低；为进一步提高金浮选指标，进行了磨矿细度、捕收剂、活化剂、起泡剂等药剂制度和流程结构优化试验，确定采用浮选+尾矿浸出工艺流程。结果表明：在最佳条件下，浮选闭路流程金精矿金品位44.70 g/t,金回收率83.56%;浮选尾矿氰化金作业回收率34.41%,金总回收率89.22%。     

某含金铁矿石选矿试验研究

要：某含金铁矿石属于变质沉积型铁矿石,主要金属矿物为赤铁矿和磁铁矿,还含有品位为1.09×10-6的金。金矿物嵌布粒度极细且赋存在赤铁矿物中,使得金与铁很难分离。经过“（粗磨）弱磁选+（细磨）浮选+中强磁选”的联合选矿工艺试验流程,得到含金品位53.37×10-6、金选矿回收率60.47%的金精矿,得到含铁品位64.41%、铁选矿回收率75.51%、产率62.06%的铁精矿,选矿技术指标较好。磨矿细度对金矿物的回收和弱磁性铁矿物都至关重要,为了降低磨矿成本,采用阶段磨矿和阶段选别较为有利。     

青海高海拔复杂难选金矿的试验研究与生产实践

青海某高海拔金矿由于矿物表面和矿物局部氧化、矿石性质复杂、生产操作不稳定,金的回收率不理想。针对该矿石的矿石性质进行试验研究,浮选过程中在矿浆加入硫酸,硫酸在矿浆中起到清洗矿物表面污染物和活化作用,改善矿物的浮选条件。该工艺应用于生产后,矿浆pH在6～6.5条件下进行浮选,金精矿的回收率由原来的85.66%提高到91.70%,金的回收率得到较大提高。     

提高苗龙金矿石浮选回收率的试验研究及生产实践

苗龙金矿采用原设计选矿工艺流程生产,金浮选回收率低,并且不稳定。根据试验研究结果,采取在磨矿阶段加药闪速活化主要载金矿物措施,对选矿工艺流程进行技术改造,有效地提高了金浮选回收率,选矿生产指标也较为稳定。     

提高山东某金矿选矿回收率的试验研究

对以黄铁矿为主要载金矿物的山东某金矿矿石进行了试验研究。采用高效捕收剂Y-89,取得了金精矿品位62.76g/、t回收率93.83%的试验指标,成功地解决了该金矿金回收率难于提高的问题。     

含碳金矿石浮选工艺研究

原矿含固体碳,且为金的主要载体矿物。试验采用优先浮选碳,尾矿浮选金工艺流程,较好地回收了碳中金,使金浮选总回收率达到90.63%,取得了理想试验指标。     

某微细粒金矿石浮选试验研究

某金矿石为少硫化物金矿石,矿石中金矿物粒度细小,微细粒金矿物占89.15%。金矿物与脉石和黄铁矿关系十分密切,其中脉石矿物粒间金占62.19%,黄铁矿与脉石粒间金占17.82%,有13.58%的金矿物包裹于脉石矿物中。浮选试验磨矿细度为-0.075 mm占75%,捕收剂采用SK和丁基黄药优化组合,一次粗选,二次扫选,二次精选,在原矿金品位为1.88g/t时,试验获得金精矿金品位45.05g/t,金回收率为82.35%。     

甘肃东海金矿矿石浮选试验研究

甘肃东海金矿矿石采用堆浸工艺处理,金回收率仅为50％,银回收率为58％。为提高金、银回收率,根据该矿石性质,进行了浮选工艺回收金试验。浮选闭路试验结果表明,金的回收率达到87．13％,银的回收率达到90．23％。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。     

高砷高碳氧化金矿石提金试验研究

甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。     

青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

氯化烘焙—ZLT工艺提金扩大试验

介绍了氯化烘焙—ZLT提金工艺处理某难处理金精矿的小型试验及扩大试验研究结果。在试验确定的4个主体作业工艺条件下,扩大试验金的氯化浸出率达95%,最高可达98%。试验结果表明:该工艺具有对原料适应性强,浸金速度快,金回收率高,成本低等显著特点。     

提高某金矿浮选回收率的试验研究

针对某金矿浮选回收率低的问题,开展了浮选工艺条件优化试验研究,确定了最佳工艺条件及药剂制度,在原矿品位3.54 g/t的情况下,闭路流程试验获得了金精矿金品位46.14 g/t,回收率90.91%的好指标,回收率比生产现场指标提高了约7%。     

提高锡铁山铅锌矿中伴生金银回收率的试验研究

锡铁山铅锌矿原矿含铅3．65％、锌4．56％、硫14．85％、金0．44g／t、银44．50g／t。近年来,锡铁山选矿厂现场开展提高伴生金银回收率的工业试验研究,通过在铅浮选作业中添加新型捕收剂酯-116和新型调整剂T16两种药剂,强化铅、金、银矿物及其连生体矿物的浮选,提高伴生金银回收率。工业试验结论表明：铅精矿含金的回收率提高了5．77％,铅精矿含银的回收率提高了1．51％。     

尼尔森选矿机选别金矿石的应用研究

陕西某地低品位金矿石的Au品位为0.57 g/t, Au以微细粒为主,裸露-半裸露金占有率仅为40.34%,现有生产工艺流程不具备市场竞争优势,试验采用尼尔森选矿机对其进行了机械选矿工艺流程研究。结果表明：采用尼尔森选矿机选别该矿石较难获得理想的金精矿,尼尔森选矿机难以兼顾金精矿的Au品位和Au回收率,当提升金精矿达到品级要求时,尾矿中Au损失超过50%,试验结果与尼尔森设备厂家标准流程的结果相吻合。尼尔森选矿机对易单体解离的粗中粒金矿石较为适宜,对难解离的微细粒金的回收效果有所差异。     

新疆某矿山浮选试验研究

针对新疆某黄金矿山的矿石性质变化造成现有的浮选药剂与矿石性质不匹配,导致生产指标失稳,使得金的回收率产生较大波动的问题,进行了合理的实验室试验和全流程闭路试验。根据矿石的工艺矿物学特征,以传统的硫化矿浮选工艺为基础,采用富硫化物的方法辅之高效的浮选药剂,提高了硫化矿中的有价成分金的回收率。在实验室条件试验的基础上确定了合理的工艺流程、浮选药剂和浮选时间,品位为6.5×10^-6的原矿金回收率由原来的84%提高到90%,浮选金精矿品位为60×10^-6,尾矿为0.4×10^-6。在原矿品位和精矿品位不变的条件下,实验工艺流程更环保,浮选时间更合理,回收率更高,为企业创造了可观的经济效益,同时也节约了资源。