顽石作为磨矿介质在含金铜硫分离中的试验研究

半自磨机排出的顽石硬度大、球形度高,具有磨矿介质特征。针对某铜硫金矿选矿厂分级机沉砂样,以顽石与钢球混合配比作为粗磨磨矿介质、全顽石作为粗精矿再磨介质,采用“铜硫混合浮选-粗精矿再磨-铜硫分离”工艺流程进行了浮选试验。在最佳条件试验的基础上进行闭路试验,最终可获得铜品位为18.45%、铜回收率为86.89%,金品位为16.68×10-6、金回收率为55.78%的铜精矿,高于工业生产实际指标。试验证实了顽石作为磨矿介质,在粗精矿细磨领域具有非常好的应用前景。     

甘肃某细粒级难选金矿的浮选试验研究

介绍了某微细粒级嵌布的金矿石的选矿工艺,根据工艺矿物学研究的结果,浮选试验经过强化分散矿泥、强化浮选过程、粗精矿再磨等技术措施,在原矿含金1.88 g/t的条件下,获得了金精矿的品位35.20 g/t,回收率91.89%的良好指标。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。     

某难选金矿石浮选工艺试验研究

根据矿石性质及生产实际情况，试验从常规浮选、抑碳浮选和粗精矿再磨浮选三个方面进行了研究。为现场生产改造推荐了试验指标较好的粗精矿再磨浮选工艺。     

某贫硫化物微细浸染型金矿石选矿试验研究

某贫硫化物微细浸染型金矿石中金矿物粒度较细，-0.010 mm微粒金占81.16%,金矿物主要以包裹金和粒间金形式存在。针对该矿石性质，开展了原矿全泥氰化和浮选对比试验研究，结果表明：采用原矿全泥氰化工艺，金的回收效果较差；采用浮选工艺，在适宜的浮选条件下，采用一次粗选、三次精选、三次扫选、中矿再磨流程，可获得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精矿；中矿再磨浮选是处理该矿石较为合理的选矿工艺。     

甘肃某含砷金精矿降砷选矿试验研究

针对甘肃某金精矿含砷(12.44%)高的特点,进行了金、砷分离选矿试验研究。通过试验探索,确定采用抑硫浮砷工艺流程,即金精矿细磨后采用石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂进行浮选毒砂抑制黄铁矿。其结果表明:抑硫浮砷工艺流程较好地解决了金精矿含砷高的问题,且浮选闭路试验获得了较好的分离效果,金精矿金品位33.65 g/t、含砷1.19%,金作业回收率91.48%。     

某含硫微细粒金矿石浮选工艺研究

根据某含硫微细粒嵌布金矿石性质,在粗选药剂制度确定后进行了不同磨矿细度中矿循序返回流程、原矿粗磨二次粗选流程、原矿粗磨中矿再磨流程对比试验,最终确定采用原矿粗磨中矿再磨流程,获得了浮选金精矿品位32.05 g/t、回收率80.40%的闭路试验指标。     

浙江某钼矿浮选工艺试验研究

针对Mo品位为0.79%的含钼矿石,以水玻璃作抑制剂和细泥的分散剂,采用"粗精矿预先脱泥-脱泥精矿再磨精选"的浮选工艺试验流程,可获得产率为1.35%、Mo品位为51.23%、回收率为87.55%的合格钼精矿。矿石中钼资源得到了较好的回收。     

某低品位黑钨细泥浮-重-浮联合流程分选试验研究

对某低品位黑钨细泥,采用“预先脱硫浮选-离心机重选富集-黑钨细泥粗精矿再浮选”的工艺流程进行了选矿试验研究.试验结果表明,经二次浮选脱硫、一粗一扫离心机重选预富集、一粗三精二扫黑钨细泥粗精矿再精选的浮-重-浮联合工艺流程处理该黑钨细泥,最终可获得含WO3品位为38.01%、回收率为64.27%的钨精矿,较好地回收了该黑钨细泥中的钨矿物.该工艺由于采取了预先脱硫和离心选矿机的粗选富集措施,使整个浮选工艺药剂总用量大幅下降,更有益于节约选矿成本和环境保护.     

从浮选尾矿中回收金的生产实践

采用重选工艺处理浮选尾矿，得到的重选金精矿经细磨后用浮选法回收金，取得了较好的经济效益，每年为企业创造150万元利润。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

应用阶段磨矿阶段选别流程提高金回收率实践

通过两段直接磨细后浮选与阶段磨矿阶段浮选工艺的研究厦处理团结沟矿石的生产实践，指出阶段磨矿阶段选别工艺流程对于处理金矿物以细粒、不均匀嵌布为主、含泥大的矿石，是提高浮选回收率、降低精矿产率、提高精矿品拄的有效措施。     

从某含硫金矿石中浮选回收金铅的试验研究

某含硫金矿石中金以细粒金为主,伴生铅。针对矿石性质,进行了磨矿细度、浮选药剂条件等试验研究。通过采用有效抑制剂,精矿金、铅品位及回收率均较理想,获得了较好试验指标。     

陕西某微细粒浸染型金矿选矿试验研究

微细粒浸染型金矿床往往富含砷、汞、锑、碳等难处理矿物,其中细粒金常赋存于黄铁矿等硫化矿物中,属于难处理矿石。陕西省某金矿床金矿物粒径非常细小,主要为次显微金,通过传统浮选方法难以获得高品位的金精矿产品,为有效提取细粒金矿石,开展了工艺矿物学及选矿试验研究。工艺矿物学研究表明,矿床主要载金矿物为黄铁矿,在-0.074 mm占60％的细度条件下,黄铁矿的解离度达93.48％,自然金以次显微金及晶格金存在,属于微细粒浸染型难处理矿石。综合对比选矿试验结果表明,该金矿宜采用“研磨-焙烧-研磨-氰化”的流程方案,首先将原矿磨细到-0.075 mm占80%,然后在650 ℃的温度下焙烧2 h,再将焙烧矿磨细到-0.075 mm占95%,在NaCN用量为4 kg/t、氰化时间为36 h的条件下,金浸出率可达73.36%。该试验方案适合微细浸染型金矿石的浮选,选矿效果较为理想。     

某微细粒金矿石浮选试验研究

云南某金矿石含金3.39g/t,含硫1.19%,金的嵌布粒度极其微细,基本小于10μm,主要充填于毒砂和黄铁矿中。以异丁基黄药和GYM为组合捕收剂进行了浮选试验研究,浮选工艺参数为:磨矿细度-0.074mm占98%、捕收剂用量为300g/t、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t,经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程,获得了金精矿金品位56.61g/t、金回收率81.49%的选别指标。尾矿分析结果显示,部分单体金未充分解离,造成尾矿金品位较高。     

吐鲁番地区某难选铅锌矿选矿试验研究

对吐鲁番地区某难选铅锌矿进行了系统的工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明该矿石铅锌矿物相互交代、包裹,粒度较细,二者解离困难。试验确定宜采用优先选铅,锌粗精矿再磨的浮选工艺流程。在铅粗选磨矿细度-200目80％和锌粗选磨矿细度-325目90％的条件下,可获得Pb品位为40．22％,含Zn6．94％,回收率82．48％的铅精矿和Zn品位为50．17％,含Pb1．08％,回收率86．92％的锌精矿。     

提高金银浮选回收率的试验研究

对赤峰某金矿进行提高金银浮选回收率的试验研究,通过XRD/SEMEnergy Spectrum对样品的物相组成、金银赋存状态及嵌布粒度进行检测;考察了磨矿细度、捕收剂及辅助剂用量、扫选时间及矿浆pH值对浮选效果的影响;通过精选实验、开路综合条件试验和闭路试验研究,结果表明,浮选时加入T12,抑制细泥及硫化氧化矿,产出精矿中Au品位可达60.2g/t,浮选回收率可达87.50%;精矿中Ag品位可达6 767 g/t,浮选回收率可达到75.21%,确定适宜该矿石性质的工艺条件及工艺流程,获得的金精矿可作为混合精矿外售。