Flotation behaviors and mechanisms of chalcopyrite and galena after cyanide treatment

Adsorbing tests between CN? and chalcopyrite or galena were conducted firstly, and then flotation tests of the twocyaniding minerals were investigated in butyl xanthate (BX) system. Results showed that the interaction between CN? and the twomineral surfaces were both chemical adsorption and can be described by the Langmuir adsorption isotherm model. In the optimumcondition of pH 6.5 and 4.0 mg/L BX, the recovery of cyaniding chalcopyrite and galena reached 82.1% and 63.9%, respectively. BXimproved the hydrophobicity of the surfaces of the two minerals, although CN? reduced the contact angle on the surface of minerals.The inhibitory effect of CN? on chalcopyrite far outweighed galena. Electrostatic adsorption exists in the interaction between BX andthe surface of galena after cyanide treatment in the pH range of 4.2?8.4, while the interactions between BX and the surface ofchalcopyrite after cyanide treatment is chemical adsorption.

Mechanism of sodium sulfide on flotation of cyanide-depressed pyrite

The mechanism of sodium sulfide(Na2S)on the flotation of cyanide-depressed pyrite using potassium amyl xanthate(PAX)as collector was investigated by flotation test and electrochemical measurements.The flotation results show that both PAX and Na2S can promote the flotation recovery of cyanide-depressed pyrite and their combination can further improve the pyrite flotation recovery.Electrochemical measurements show that PAX and Na2S interacted with cyanide-depressed pyrite through different mechanisms.PAX competed with cyanide and was adsorbed on the pyrite surface in the form of dixanthogen,thus enhancing the hydrophobicity and flotation of cyanide-depressed pyrite.Unlike PAX,Na2S rendered the pyrite surface hydrophobic through the reduction of ferricyanide species and the formation of elemental sulfur S0 and polysulfide Sn2-.The combined application of PAX and Na2S induced superior pyrite flotation recovery because of a synergistic effect between PAX and Na2S.

Interface behavior of chalcopyrite during flotation from cyanide tailings

The interface characteristics of cyanide tailings are different from those of the raw ore. In this study, valuable elements could not be thoroughly recovered via the flotation of cyanide tailings from Shandong, China. The interface and floatability of these tailings were investig- ated by phase analysis and flotation tests. The chalcopyrite in the cyanide tailings was fine and had a porous surface. The floatability of 68% chalcopyrite was similar to that of galena in the presence of a collector. A layer of fine galena particles compactly wrapped the chalcopyrite. The chalcopyrite recovery sharply decreased as the nonpolar oil residue in cyanide tailings was extracted using alcohol;however, this removal had no effect on the galena. The remaining chalcopyrite in the flotation tailings was covered with an oxidation layer consisting of O, Fe, S, Pb, Cu, Zn, and Si.

Processing of Mercury-Stibium Gold Bearing Ore ot Diiiikrut Deposit

The mercury-antimony-gold ore was subjected of the flotation. As a result of enrichment of ore, the mercury-antimony concentrate with the contents of 51.5% Sb, 3.55% Hg and 6 g/t Au was received. Vacuum distillation of concentrate allocation in serial sublimates mercury and antimony was designed. The big amount gold passed to calcine after vacuum distillation. The gold in calcine roastin uo to 900 ℃was 30.6 e/t.

氰化尾渣综合回收利用工艺优化研究

鉴于国家环保政策的调整,环保部等三部委已将“采用氰化物进行选矿过程中产生的氰化尾渣”定为危险废物,而即将执行的新环保税法将对危险废物征收1000元/t的环境保护税,氰化废物的经济消解是未来氰化厂主要研究课题和发展方向。山东某氰化尾渣中含有一定品位的铅、锌、铜,该氰化尾渣不进行回收处理,不仅会造成资源浪费,也会对环境造成污染。如果对这部分多金属进行回收,会产生良好的经济效益。从氰化尾渣中回收有价金属元素不同于从原矿中回收有价金属元素,回收其中的有价元素较困难。为解决此问题,根据该氰化尾渣的性质,采取代表性的尾渣矿样,拟采取确定合理的选矿工艺回收尾矿中的有价金属,采用先浮铅锌再浮硫的优先浮选工艺流程试验,该试验流程能够取得较好的有价金属元素回收效果。结果表明,在原矿含铅2.56%、含锌0.95%、含铜0.19%的条件下,采用一粗两精两扫的流程浮选铅锌、一粗两精两扫的流程浮选硫的工艺,处理该氰化尾渣,获得了含铅品位19.77%、回收率21.50%,锌品位19.69%、回收率71.07%,铜含量1.43%的铅锌精矿,硫品位45.27%、回收率35.92%的硫精矿。新工艺流程指标更优,药剂成本更低、工艺更简洁,不仅铅锌精矿中铅、锌均得到有效的回收,其中伴生硫的指标也得到了改善,为氰化尾渣中铅锌铜硫的回收提供了方案。

某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究

某高硫砷金矿石金、银品位分别为2.90 g/t和59.00 g/t,As含量为6.06%、S含量为5.20%。矿石中金矿物粒度较细,均为显微金与细粒金,其与黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿连生于毒砂中,单体解离困难。为进一步实现高硫砷难处理金矿的高效利用,在矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选和氰化浸出试验研究,确定采用浮选—氰化浸出的联合工艺流程进行试验。结果表明:适宜药剂制度下,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,进行1次粗选试验,粗精矿再磨至-0.038 mm占99%时,进行2粗2精浮选—1次硫砷分离流程试验。最终获得金品位为17.19g/t、金回收率为79.06%,银品位为269.00 g/t、银回收率为68.73%的金精矿。将浮选尾矿磨至-0.010 mm占86%时,采用氰化浸出工艺处理,金浸出率为22.22%,银浸出率为57.78%。选冶综合金回收率达到83.71%,银回收率达到了86.80%,实现了金、银的有效回收利用。

中亚某难选含铜金矿选冶试验研究

采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点,通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金,最终可获得产率3.92%,含金48.50g/t、含铜8.45%的浮选精矿,可直接销售;浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量为0.12%,将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t,金浸出率达到74.71%;浮选+浸出金综合回收率为88.26%,铜回收率为62.16%。与现场“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿氨氰法抑铜浸金—氨氰尾浆炭浸”工艺相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02个百分点,铜回收率提高了9.24个百分点。研究结果可作为现场技改依据。

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。

低品位金矿工艺矿物学特征和金回收

云南某低品位金矿含Au 0.69 g/t,富集难度大。采用化学分析、XRD分析、光学显微镜和扫描电镜等分析手段对该矿石进行了工艺矿物学特征分析,并分别采用浮选、摇床重选和氰化浸出三种方法处理该金矿,探索最佳处理工艺。结果表明,该低品位金矿石Au品位为0.69 g/t,伴生有益元素银的品位低,银不具有综合回收利用价值,有害元素As含量较高(0.16%);矿石主要结构构造为自形-半自形-它形粒状结构、斑状结构、微晶结构等结构构造;矿石中主要硫化矿物为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,嵌布粒度较细,其他主要脉石矿物为石英、方解石、绿泥石和高岭土等;矿石中的金主要赋存在铜铅锌硫化矿物中,嵌布粒度细,且大部分以类质同象形式存在;三种选别方法相比较,浮选法的效果最好。在此基础上,系统研究了工艺参数条件如磨矿细度、抑制剂、分散剂、活化剂和捕收剂等对金回收的影响,并进行了开路和闭路试验。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占比80.60%、水玻璃1000 g/t、石灰1000 g/t、硫酸铜200 g/t、丁基黄药100 g/t、丁基铵黑药50 g/t、松醇油30 g/t的最佳工艺参数条件下,采用一次粗选、三次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,最终可获得金品位17.70 g/t、金回收率71.87%的金精矿,金回收效果好。

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。

氰渣有价金属浮选回收试验研究与应用

为提高氰渣的资源利用率,解决氰渣中有价金属浮选精矿品位不高、回收率低的问题,开展了氰渣性质分析及回收铜、铅、锌的试验研究。根据试验研究结果,结合现场实际情况进行了工艺优化改造和药剂制度调整,生产实践表明:采用铅优先浮选—浮铅尾矿选铜工艺流程,在铅浮选活化剂ZJT用量3000 g/t、捕收剂乙硫氮用量100 g/t,铜浮选活化剂ZJT用量2500 g/t、捕收剂ZJB-2用量100 g/t,浮选流程均为一次粗选两次精选两次扫选的条件下,可以获得铅精矿铅品位22.32%、铅回收率45.76%,锌品位14.47%、锌回收率31.78%,铜精矿铜品位15.38%、铜回收率42.22%的良好指标。改造后,铅精矿铅、锌品位合计提高8~40百分点,铜精矿铜品位提高3~13百分点。

某金矿氰化尾渣铅、铜浮选流程考察及调整

经流程考察,铜、铅浮选均出现精矿品位低、回收率低的问题,根据现场实际情况,结合各个指标数据,将铅浮选将精一尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,在扫选作业设置补加药剂点,增加硫化铅矿物的浮选时间;使用ZnS对铜、锌、铁进行抑制,扩大与铅的可浮性差异,提高铅精矿的品位。铜浮选作业使用复合药剂,添加抑制剂,精选尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,扫二作业设置补加药剂点,适量增加返回流程的中矿的质量。调整后铅精矿品位提高至21.98%,铅的回收率提高至45.28%,满足生产要求。铜浮选调整后铜精矿品位提高至10.51%,铜的回收率提高至65.19%,满足生产要求。

贵州某金矿选冶联合试验及经济效益分析

某金矿生产指标不理想,选冶综合回收率低,浮选精矿中的无机碳及碳酸盐脉石矿物对预酸化工序成本影响较大,企业未实现经济效益最大化。开展不同产率精矿的浮选试验,探究相应产率下的工艺指标;同时,所得浮选精矿配矿后进行加压预氧化-氰化浸出试验,研究不同产率精矿对预酸化工序酸化成本的影响。结果表明:浮选精矿产率为35.24%时,精矿金品位12.13 g/t,金回收率90.64%,尾矿金品位0.68 g/t;使用该产率精矿配矿后进行加压氧化,预酸化工序成本最佳,选冶综合回收率可达85.42%,选冶回收率提高了5.27百分点,企业年增效约3 742.82万元,该研究为企业的生产组织提供技术支撑。

黄金氰化尾渣综合利用研究与现状

在氰化提金工艺过程中会产生大量的氰化尾渣。氰化尾渣由于含有氰化物属于危险固废,但其中含有可回收的Au、Ag、Fe、S、Cu、Pb、Zn等有价矿物,回收氰化尾渣中的有价矿物不仅能保护自然环境,还能产生经济效益。本文根据氰化尾渣的性质介绍了四类氰化尾渣综合利用方法与研究,展望了四类氰化尾渣综合利用的前景与发展方向。

某选矿车间浮选机故障分析与解决方案

目前,在矿业领域,提高选矿效率和降低运营成本已成为企业提升竞争力的关键。针对此背景,聚焦某选矿车间中广泛使用的浮选机设备,该设备在运行过程中出现的机械故障不仅影响了生产效率,也增加了维护成本。为了解决这一问题,详细探讨某选矿车间浮选机的工作原理、类型分类及常见的机械故障。对浮选机常见的故障问题进行分析和总结,提出预防措施和维护建议,以确保浮选机的稳定运行,提高生产效率。通过实施所提出的策略,选矿车间能够有效提升浮选机设备运行效率,缩短意外停机时间,有助于延长设备的使用寿命,确保生产过程的稳定性和可靠性。

氰化尾渣中有价元素回收现状与展望

氰化尾渣是我国的大宗危险固体废物。这种固体废物含有可回收的有价元素,如铜、铅、锌、金、银、硫、铁等。对氰化尾渣的综合利用既可以回收这些有价元素,实现矿石资源的最大化利用,又可以减少氰化尾渣中残存的药剂对环境的危害。本文从氰化尾渣的性质出发,总结了氰化尾渣的预处理方法,介绍了回收铜铅锌、硫铁、金银的研究现状,并指出现阶段存在的主要问题。针对研究现状和存在的问题,提出新工艺的开发、新药剂的研制、尾矿的再利用等发展方向。氰化尾渣的顺利解决将为社会带来一定经济效益和环境效益。

加压氰化全湿法处理低品位铂钯浮选精矿工艺研究

针对前期研究提出的浮选精矿先经湿法预处理而后再加压氰化浸出铂族金属的全湿法新工艺,变动预处理反应过程各种工艺参数,考察了预处理对铜、镍氧化浸出以及对后续铂、钯氰化浸出指标的影响。试验结果表明,浮选精矿经预处理后不仅可有效回收浮选精矿中的铜等有价值有色金属,而且有利于后续加压氰化提取铂钯等贵金属。新工艺实现了全湿法直接处理低品位铂钯硫化浮选精矿的创新。

某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验

辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药＋丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。

加压氰化处理铂钯硫化浮选精矿全湿法新工艺

目前世界上所有知名的铂族金属生产厂均采用从硫化铜镍浮选精矿用火法熔炼高锍捕集铂族金属的工艺,整个流程十分繁冗,周期长,环境污染大。采用新研究成功的浮选精矿→加压氧化酸浸→加压氰化→置换富集贵金属的高效、低污染、短流程全湿法新工艺,对云南金宝山浮选精矿进行了批量为5kg的扩大试验,并就S、Fe、SiO2、MgO及贵金属在全湿法工艺中的走向与传统火法工艺进行了比较讨论。

某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究

研究了氰化提金的尾渣多元素回收利用技术和铜尾浮选出的硫精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,可以达到氰化尾渣中有价多元素的有效回收和有望在工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得含Pb品位为30.29%,回收率为70.12%的铅精矿,含Zn品位为41.19%,回收率为74.93%的锌精矿,含铜7%的铜精矿和含硫40%～50%的硫精矿;在最佳的硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得全铁品位65%以上的铁精粉,为黄金行业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。