洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

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。     

某金矿尾矿综合回收试验研究

某金矿尾矿金品位1.00 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用浮选—低氰浸出联合工艺综合回收尾矿中金。试验结果表明：浮选工艺可获得金品位19.32 g/t、金回收率38.54%的金精矿,浮选尾矿金品位0.60 g/t;浮选尾矿低氰浸出的金浸出率76.67%,浸渣金品位0.14 g/t;金总回收率85.66%,选别指标理想。浮选—低氰浸出联合工艺为该类尾矿资源综合回收提供了参考借鉴。     

某微细粒难处理金矿石选矿试验研究

某金矿石中金品位1.92 g/t,金属矿物主要为黄铁矿、毒砂和闪锌矿等,脉石矿物主要为白云母、石英、黑云母、长石、高岭土等。矿石中金矿物粒度细小,大部分金矿物与硫化物密切共生,部分微细粒金矿物与脉石矿物密切共生。采用单一浮选或氰化等常规工艺处理,金回收率较低。通过采用浮选—氰化联合工艺,获得了较好的选矿技术指标:浮选闭路流程金精矿产率9.83%、金品位12.37 g/t、金回收率63.65%,浮选尾矿氰化金回收率22.09%,金总回收率85.74%。     

氰化提金尾矿综合回收金、硫的工艺研究

某金精矿氰化尾矿中金量约为2.5 g/t,硫量为15%~20%。针对该氰化提金尾矿的特点,选择了一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选工艺流程,同时试验了一种新型捕收剂HB-1;最终获得浮选精矿:硫品位46.13%、回收率91.7%,金品位6.4 g/t、回收率89.6%。     

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.     

甘肃某卡林型金矿选矿工艺试验研究

针对甘肃某大型卡林型金矿原矿泥化严重、金嵌布粒度微细、载金矿物硬度及解离度差异大等难题,进行了多种选矿工艺研究.结果表明:采用重选—阶段磨浮—尾矿浸出工艺,可获得较好指标;重选精矿金品位1603.00 g/t,浮选精矿金品位52.72 g/t,浮选尾矿经环保型提金剂浸出后,浸渣金品位降低至0.64 g/t,金总回收率达...     

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%。     

某金矿选矿工艺试验研究

某金矿石中可供回收的有价元素为金,品位为1.78 g/t,现场生产流程为全泥氰化浸出工艺,为解决矿山面临的环保压力,实现清洁生产,探索新的选矿工艺替代现有全泥氰化浸出工艺。在工艺矿物学研究基础上,通过单一浮选、重选+浮选选矿工艺流程对比,确定采用重选+浮选工艺流程。结果表明：重选+浮选工艺流程获得的重选精矿金品位3 034.60 g/t,浮选精矿金品位16.85 g/t,重选+浮选金总回收率94.80%,金回收指标与现场全泥氰化浸出工艺指标相当。对浮选精矿进行金硫分离探索试验,获得了金品位68.25 g/t、金作业回收率84.95%的金精矿,硫品位42.21%、含金3.25 g/t的硫精矿。研究结果为同类矿山实现清洁生产提供了参考借鉴。     

某矿山浮选药剂制度优化试验与应用

某矿山由于矿石性质的变化,硫含量不断升高,对浮选指标造成了一定的影响。为最大限度减少金属流失,降低尾矿品位,提高金回收率,进行了药剂制度优化试验研究。结果表明:在新型高效捕收剂用量130 g/t及优化的最佳药剂制度下,生产中可获得金品位21. 40 g/t,金回收率85. 26%的金精矿,相比药剂制度优化前,在原矿金品位有所降低的情况下,金回收率提高了0. 96百分点,尾矿金品位降低了0. 03 g/t,且大幅节省了药剂成本,经济效益良好。     

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。     

东北寨难浸金矿提金工艺研究

东北寨金矿为古砷碳镘细粒浸染贫金矿石,直接浸金的金浸出率几乎为零 采用阶段窖矿、载体浮选工艺得金品位18~92 g/t的精矿。金回收率91.52,并甩掉了大量尾矿。浮选精矿焙烧--氧化提金工艺获得了良好指标,金总回收率达85.32%     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52%、S 47.50%、Fe 41.02%,具有较高的回收价值。采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52%,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82%,回收率分别为76.16%、78.20%;铁精矿产率为90.48%,铁品位为65.80%,铁回收率为95.26%,指标良好,实现了氰化尾渣中金、铜、硫、铁等有价元素的高效综合回收,经济效益和社会效益显著。     

清洁无废回收利用尾矿集成化技术研究

研究了氰化提金尾矿的多元素回收利用技术和选铜尾矿浮选出的硫铁矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术。通过浮选试验和焙烧试验可以发现,在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾矿中有价值多元素的综合回收,以及在工业中实现高品位硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得品位为Pb 30.29%、回收率为70.12%的铅精矿,品位为Zn 41.19%、回收率为74.93%的锌精矿,品位为Cu 7%的铜精矿和品位为S 40%~50%的硫铁矿;在最佳硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得铁品位65%以上的铁精粉,为黄金工业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。     

氰化尾渣中金的回收及无害化处理试验研究

湖南某地区的氰化尾渣中含有一定的氰化物、砷化物(0.42%)及少量的金(1.2 g/t),若直接堆存,不仅污染环境,而且浪费资源。该文采用浮选法对氰化尾渣中的金和砷进行了综合回收试验研究,其结果表明:氰化尾渣经再磨矿后,通过浮选工艺处理,所得粗金精矿中金品位为66.07 g/t,金回收率为63.06%,最终排放尾矿中砷质量分数为0.17%,砷回收率为70.37%。同时,尾矿中加入漂白粉后,经泵扬送至尾矿库,库内澄清水返回选矿厂循环利用,实现了尾矿废水零排放。     

内蒙古某含铜铅锌金矿多金属分离选矿试验研究

针对内蒙古某含铜铅锌金矿矿石性质,提出了铜铅锌浮选—尾矿氰化浸金工艺流程。该文重点探讨了铜铅锌浮选分离部分,为该金矿资源的综合利用提供依据。通过铜铅混浮—铜铅分离—铜铅尾矿浮选锌的闭路流程,获得了相对较好的试验指标:铜精矿铜品位20.79%、铜回收率64.94%,铅精矿铅品位56.68%、铅回收率62.16%,锌精矿锌品位40.54%、锌回收率57.22%。     

河北某难选金矿选矿试验研究

针对河北某金矿矿石自然金粒度大小不等、嵌存状态复杂的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程回收金取得了较为理想的指标。尼尔森选矿机处理一段磨矿产品回收中粗粒金,获得品位291 g/t、回收率26.71%的重选金精矿。尼尔森中矿并入尾矿一起再磨至-0.074 mm占85%,以丁基黄药和M-钠盐组合捕收剂强化金的浮选,获得品位122.7 g/t、回收率62.35%的浮选金精矿,金总回收率达到89.06%。相比单一浮选流程,金回收率提高3.57%。     

某金矿选矿厂工艺改造及生产调试

对某黄金选矿厂进行工艺改造,由原混汞＋浮选工艺改为单一浮选工艺。对改造后的浮选工艺进行生产调试,采取有效技术措施解决了存在的问题,使金精矿品位和回收率显著提高。改造后金精矿品位提高了11．38g／t,金回收率提高了4．58％,尾矿金品位降低了0．03g／t。同时减少了金属流失,降低了生产成本,使企业年增加经济效益200多万元。