国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究

国外某难选含砷金铜矿采用浮选—氰化联合选别工艺,组合抑制剂抑砷,综合回收了矿石中的铜和金。浮选优先获取了可以直接销售的含砷合格铜金精矿,浮选尾矿氰化浸金补充回收了残留在其中的金,使铜、金综合回收率分别达到了78.73%和94.50%。     

某铁尾矿综合回收试验研究

某铁尾矿中主要可回收元素为Au、Ag、Fe,含量分别为0.52 g/t、2.35 g/t、9.39％,有害元素As含量为0.23％,金属硫化物以黄铁矿和毒砂为主,铁以磁铁矿为主,金主要以自然金、银金矿的形式存在.为高效回收其中的有价金属进行了选矿试验.结果表明:①在磨矿细度为-0.074 mm占75％的情况下,采用1粗...     

某金矿石选矿工艺试验研究

某待开发金矿石中金主要以裂隙金、包裹金和自然金形式存在。为此对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用浮选—重选流程能够得到理想的精矿指标。经过一次粗选、一次精选、两次扫选,浮选尾矿摇床重选,获得浮选精矿含金132.44 g/t、回收率67.61%,重选精矿含金20.80 g/t、回收率11.00%,综合精矿(浮选精矿+重选精矿)含金75.62 g/t、回收率达78.61%。     

贵州某金矿石可浮性试验

为了掌握贵州某金矿石的可选性和对其后续开发利用提供参考依据,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 85%的条件下,采用1粗1精2扫单一浮选工艺可获得金精矿含金102.58 g/t、金回收率为91.38%,含银292.50 g/t、银回收率为87.62%的选别指标,研究结果为该含金矿石的可浮性评价提供了重要的技术依据。     

辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率,本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%,pH=9.0,调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时,采用1粗2精2扫闭路试验流程,获得金品位24.30g/t,金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出,金浸出率可达92.31%。     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

车河选矿厂浮选尾矿综合回收试验与实践

为了综合回收铅锌分离浮选尾矿中的锡、硫、砷等有用矿物,车河选矿厂实验室小型试验采用浮选一磁选一重选和磁选一浮选一重选两种流程均产出合格的精矿产品.在此基础上,车河选矿厂采用磁选一浮选一重选流程处理铅锌分离尾矿,经生产调试和技术完善,最终获得了硫精矿品位40.08%,硫回收率48.17%,低度锡精矿品位5.03%,锡回收率1.07%的生产指标,达到了预期的设计要求,年可减少尾矿排放约10万t,新增效益 608.6万元.     

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。     

金回收技术的研究

银洞坡金矿选一厂氰化浸出过程中存在着金浸出率低、泡沫外溢造成的金的流失和氰化尾渣含泥高严重影响氰化尾渣综合回收等主要问题。针对这些难题,提出并研究了磨矿与药剂组合的新工艺,使浮选金精矿品位由39 43g/t提高到53 19g/t,金浮选-氰化浸出总回收率由80 92%提高到90 54%;解决了所存在的三大难题。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

高含碳金矿石浮选工艺流程试验研究

某高含碳金矿(碳品位6.68%),金共生有用矿物为黄铁矿、毒砂以及微量的石墨,一部分黄铁矿包裹在碳质物中。采用两次粗选、粗精矿1两次精选、粗精矿2四次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,获得金精矿(金精矿1+金精矿2)金品位42.18g/t、银品位46.70g/t,金回收率85.87%,银回收率62.86%的浮选指标,在回收金的同时综合回收了银。此工艺流程为含碳金矿选矿厂提供了一个易于工业化实施的工艺流程。     

某难选金矿高效浮选工艺可行性研究

某矿山矿石为微细粒蚀变岩型难选金矿。经过多年的建设、工艺优化和技术改造,浮选回收率由生产初期70%提高至81.57%。近年来,选矿指标难以有质的提升。为了提高该矿山的选矿指标,采用工艺矿物学研究结合工艺流程考察,总结分析选矿指标难以有效提升的主要原因是原矿金嵌布粒度微细、泥质矿物含量高,且旋流器底流金循环量大,造成微细粒金难以单体解离、已解离的单体目的矿物表面受到污染而随着浮选尾矿流失。通过开展闪速浮选+优先浮选+分支浮选高效浮选工艺可行性研究,有效解决了该矿山选矿厂矿石的过磨和欠磨问题,最终获得金精矿品位为38.84g/t、回收率为86.83%的浮选指标。结合该矿山选矿厂现有工艺流程和设备特点,进行选矿厂工艺技改可行性研究,通过高效浮选工艺技术改造,该选矿厂回收率可提高5.26%,年可新增产值880余万元。     

铅盐在高铜金精矿氰化提金试验中的应用与工业实践

河台金矿原矿含0 2%～0 3%的铜,以原生硫化铜为主,含硫1%左右,属贫硫化物含铜金矿石。从1989年建厂至1998年一直采用单一混合浮选工艺,生产含铜3%～5%的混合金精矿,这样影响了企业的经济效益。经试验研究采用铅盐预处理工艺获得成功,并建成氰化冶炼厂,本文介绍铅盐在高铜金精矿氰化浸金应用中的试验与工业实践情况。     

某氰化浸金尾渣中铅锌综合回收选矿试验研究

江西某氰化浸金尾渣中具有综合回收价值的金属元素主要为铅、锌,品位分别为2.25％和0.71％,尾渣中铅氧化率较高,矿物粒度细.针对该尾渣性质特点,试验研究采用"次氯酸钠预处理—铅锌优先浮选工艺"方案对铅、锌进行回收,闭路试验获得了铅品位为54.53％,锌含量为5.12％的铅精矿和锌品位为46.52％,铅含量为2.37％...     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

金精矿焙烧酸浸渣浮选脱碳试验研究

针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。     

高氰高碱条件下从氰化尾渣中综合回收金银铅锌的研究与应用

青海某金矿氰化车间产生的氰化尾渣中,含有金、银、铅、锌等有价元素,其中金品位2.68g/t,银品位28.76g/t,铅品位1.27%左右,锌品位1.05%左右,均具有较高的回收利用价值。利用浮选工艺,在高氰高碱度介质中,在对氰化尾渣进行擦洗性磨矿,破坏金属矿物被氧化的矿物表面后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选流程,最终获得了铅+锌品位33.45%、金品位16.26g/t、银品位332.84g/t的浮选精矿,同时氰化尾渣中的砷被抑制,精矿中的砷品位仅为0.35%,实现了资源的综合回收。     

某卡林型金矿浮选工艺试验研究

某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。