某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。     

贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,进行了选矿试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。     

某低品位微细粒氧化型金矿石的堆浸技术研究

为了确定某低品位微细粒氧化型金矿石的堆浸工艺参数,进行了入堆粒度、制粒条件、喷淋强度、氰化钠浓度及堆浸时间试验.结果表明,矿石采用制粒堆浸的工艺回收金是可行的,在入堆粒度为-50 mm,制粒水泥用量为0.5％、石灰用量为1％,矿石与循环液的质量比为1:1,喷淋强度为30 L/(m2h),氰化钠浓度为0.1％,堆浸时间为...     

某低品位细粒嵌布硫化铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石进行了选矿试验研究。针对铜矿物细粒嵌布特点,开展了细磨及细粒浮选工艺条件试验研究,采用HD-2为脉石抑制剂、KMY-2为铜捕收剂,经铜硫混浮-再磨-铜硫分离小型闭路试验,获得了铜品位23.32%、铜回收率78.45%的铜精矿。     

广西某微细粒嵌布银矿选矿试验

广西某银矿石中的银矿物主要以自然银、辉银矿和硫铁银矿形式存在,其颗粒细小,属于微细粒银矿物,且与脉石关系密切,对分选不利。针对矿石性质采用了较为合理的浮选—氰化试验流程,通过1次粗选、2次扫选,在原矿银品位为179 g/t的情况下,获得了精矿银品位为2 157g/t,银回收率为89.76%,浮选精矿氰化浸出率为95.14%的较好试验指标。     

某含砷微细粒难选金矿石选矿工艺试验

为合理高效回收某含砷微细粒金矿石,在对原矿性质研究的基础上进行了提金工艺研究。试验采用浮选-常温常压碱性氧化预处理-氰化浸出联合工艺处理该矿石,获得了浮选金品位为63.8 g/t、金回收率为92.08%的金精矿,处理后的精矿金氰化浸出率达到88.56%,选冶总回收率达到81.55%,实现了金的有效浸出。     

吉尔吉斯斯坦某低品位难选金矿石浮选试验

吉尔吉斯斯坦某金矿矿石中金矿物与黄铁矿等共生关系复杂,嵌布粒度微细,属于难选低品位金矿石。通过对磨矿细度和药剂制度的优化研究,确定在磨矿产品细度为-0.074 mm占90%,D₁₀和A₂₀₂粗选用量分别为100、50 g/t情况下,可以获得金品位为9.89 g/t,回收率为87.23%的金精矿,比模拟现场工艺流程及药剂制度时的精矿金品位提高了0.24 g/t,回收率高10.03个百分点。     

青海某微细粒嵌布磁铁矿选矿试验研究

为开发利用青海某微细粒嵌布磁铁矿,对其进行了选矿试验研究。试验结果表明：采用单一磁选工艺,即使将矿石细磨至-500目95%,也不能使精矿铁品位达到60%以上。而采用磁选-反浮选联合工艺,在最终磨矿细度为-400目80%时,可获得精矿品位为60.11%,铁回收率为60.20%的选别指标;在最终磨矿细度为-400目95%时,可获得精矿铁品位为67.42%,铁回收率为56.92%的选别指标。     

某低品位金矿石选矿试验研究

对山东某低品位金矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合该金矿石开发的提金工艺,确定了一粗一精二扫的单一浮选工艺,可使精矿金品位达到56.25g/t、回收率达到93.31%;精矿银品位86.50g/t、回收率达到86.10%的较好指标。     

某低品位金矿石选矿试验研究

对山东某低品位金矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合该金矿石开发的提金工艺,确定了一粗一精二扫的单一浮选工艺,可使精矿金品位达到56.25g/t、回收率达到93.31%;精矿银品位86.50g/t、回收率达到86.10%的较好指标。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

某低品位贫硫化物石英脉型金矿选矿试验研究

在对某低品位贫硫化物石英脉型金矿矿石性质研究的基础上,通过方案对比及条件优化试验,采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,可获得金综合回收率91.40%,实现了金矿物的高效回收。试验所推荐的工艺流程及药剂制度简单,指标稳定可靠,试验成果已作为选矿厂技改依据。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

某低品位氧化型金矿可选性试验研究

该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10 ℃/min,焙烧温度为800 ℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95 ℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧-酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

豫西某金矿石选冶试验

在对豫西某金矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用浮选-氰化浸出流程对该矿石进行了开发利用工艺研究。试验结果表明,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选-浮选尾矿直接氰化浸出工艺处理该矿石,获得了金品位为31.20 g/t,回收率为68.50%的金精矿;浸金贵液金回收率为22.05%,金总回收率达90.55%。     

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅-铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌-锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。     

高砷低品位金矿的提金实验研究

研究了高砷低品位金矿采用焙烧预处理进行氰化提金的工艺。以CaCO₃作为焙烧固定剂, Pb(NO₃)₂作为助浸剂, 最佳实验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90%, 焙烧时间4 h, CaCO₃用量为矿量的2%, 焙烧温度650 ℃; 助浸剂Pb(NO₃)₂用量200 g/t, 预处理4 h, NaCN用量1.2 kg/t, 浸出时间22 h, 浸出温度20 ℃, pH=11, 液固比2.5, 搅拌速度900 r/min, 此条件下金的浸出率达到80.67%。