四川某金矿石重选-浮选联合工艺技术

四川某金矿石中金的品位为3.74g/t,主要以自然金的形式存在,粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致。为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位、提高金总体回收率的目的;嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此,采用尼尔森重选—浮选联合工艺开展试验研究。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074mm占70%,重力倍数90G,液态化水量9L/min,该条件下可获得金品位67g/t、回收率80.72%的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100g/t,捕收剂丁基黄药∶丁铵黑药2∶1、用量为40g/t,起泡剂松醇油用量20g/t以及粗选时间为3min,该条件可获得金品位11.04g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“一粗二精二扫”浮选流程,进行重选—浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6g/t、回收率73.81%的重选金精矿和金品位63.1g/t、回收率24.25%的浮选金精矿,浮选金尾矿中金品位为0.09g/t、回收率为1.92%。

浮选机—浮选柱联合新工艺生产含钼57%钼精矿

金堆城钼业集团有限公司针对常规浮选机工艺生产含钼57%钼精矿存在的问题,进行了浮选机、浮选柱联合浮选新工艺的研究、设计及工业试验。通过流程优化和浮选机、浮选柱联合,充分发挥了浮选柱分选精度高、浮选机回收能力强的优势,生产出的钼精矿含Mo全部≥57%,无低品位的副产钼精矿,精选回收率达到98%以上。

重介-浮选联合工艺洗选高灰细粒原煤的实践

本文通过对于新郑精煤有限公司的细粒原煤资料的研究所产生的分析,其中文中表明了对于重介-浮选技术的展望,有效化、科学化地研究与探讨了对于高灰细粒原煤物质的一种重介-浮选的工艺认识,以及探讨该工艺较好地去洗选高友细粒的原煤。

云锡某低品位难选锡矿泥重选—浮选联合选矿工艺试验研究

对云锡某低品位难选锡矿泥开展选矿试验研究,根据试料性质,采用离心选矿机预选富集并脱泥、浮选除硫化矿物、锡石浮选的工艺流程,有效地回收了细粒锡石;流程试验获得给矿锡品位0.21%,锡精矿品位6%、泥矿系统回收率40.43%,锡石浮选作业回收率76.28%的良好指标。

西北某难处理金矿浮选—热压联合处理工艺的改进研究

高硫金精矿中的铁元素在热压预氧化反应过程中生成大量碱式硫酸铁,导致氧化渣氰化时石灰用量巨大,矿浆粘度急剧升高,流动性能变差,影响生产运行。对西北某金矿的浮选工艺进行调整,采用"一粗四扫"流程替换原来的"一粗、三精、两扫"流程,降低了金精矿的硫品位,金的浮选回收率得到一定程度的提高,再对低硫精矿进行热压预氧化—氰化试验,可以使石灰用量降低到正常范围内,获得的金氰化浸出率超过98%,该工艺为高硫金精矿的热压预氧化处理提供了良好的解决思路。

高硫复杂铜铅多金属矿高效分离浮选新工艺研究

某复杂铜铅硫化矿矿石原矿含硫高,铜铅含量低,铜、铅、硫分离难度大。针对该矿石工艺矿物学特征,试验采用"磁选—浮选联合工艺流程"。磁选脱除磁黄铁矿,消除其对后续浮选的影响;磁选尾矿采用优先浮选工艺浮选回收铜、铅。试验采用高效低毒含多糖类有机物的组合抑制剂LD-1及脂类高效捕收剂BP,实现铜铅分离。铜硫分离采用腐殖酸钠+石灰的组合抑制,进一步提高铜精矿品位。闭路试验获得了良好的试验指标,铜精矿含铜21.34%、铜回收率74.61%,铅精矿含铅55.74%、铅回收率65.92%。解决了高硫对铜铅指标的影响,实现了铜铅硫高效分离。

某复杂难选硫化铜镍矿中矿细磨、柱机联合再选工艺应用实践研究

某复杂难选硫化铜镍矿矿性复杂,目的矿物嵌布粒度细,中矿有用金属回收率低、精矿品质不高,通过创新性开展细磨+浮选柱+浮选机联合工艺的探索研究与工业实践,充分发挥了浮选柱分选精度高、浮选机回收能力强的优势,充分发挥二者联合效应,在工业上应用效果显著,不仅实现了中矿细磨分选单独处理,减少了细颗粒矿物在系统中的循环量,且使系统回收率镍、铜分别提高了0.27%和0.34%。

高硫难选低品位铜铅锌矿铜铅硫分离浮选新工艺研究

某复杂铜铅锌矿矿石特点是含硫高,铜铅锌矿物与硫分离以及铜与铅锌分离难度大,非常复杂难选。试验采用磁选-浮选联合工艺流程,磁选脱除磁黄铁矿,消除其对后续浮选的影响,磁选尾矿采用优先浮选工艺回收铜。优先浮铜采用BP+乙黄药作为捕收剂,LD-1+亚硫酸钠抑制铅,优先浮铜粗精矿铜硫分离,铜硫分离采用腐植酸钠+石灰抑制黄铁矿,提高铜精矿品位。原矿含铜0.36%,含铅0.56%,含硫25.54%,试验获得铜精矿含铜23.61%,含铅0.85%,铜回收率达到74.16%。实现了铜铅硫高效分离,试验指标优良。该浮选新工艺为复杂铜铅锌矿的高效利用提供了有效的新途径。

云南某风化磷矿浮选试验研究

针对云南某风化矿开发利用的问题,经过系统性工艺研究,开发出了一套适用于风化矿的擦洗-浮选联合工艺流程。通过该工艺处理后,将风化矿从P_(2)O_(5)、MgO、SiO_(2)的质量分数从23.52%、1.0%、26.0%,提升到精矿的28.07%、0.85%、19.89%,满足了下游化工企业的生产要求,为其开发利用提供了技术依据。

西藏某氧化铜联合工艺选矿试验研究

西藏某氧化铜中有用矿物嵌布粒度较粗,但结构松散易泥化。试验对含铜3.25%、氧化率92.67%的原矿进行了一系列浮选条件试验研究,获得铜精矿含铜33.74%、回收率达75.29%的技术指标。对浮选尾矿进行硫酸浸出工艺,浸出液经铁粉置换后获得海绵铜,最终铜回收率达92.15%。

矿山难选氧化铜矿处理工艺及新技术

针对我国铜矿山资源中部份难选氧化铜矿贫、细、杂的特点,系统综述了氧化铜矿常用的处理工艺以及近几年氧化铜矿处理新技术的进展。重点介绍了工艺简单、投资成本低、综合利用效果好的细菌浸出工艺,例举了江西铜业股份有限公司部份矿山难选氧化铜矿处理实例,并分析了今后难选氧化铜矿处理技术的发展方向。

高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺流程试验研究

试验依据高硫复杂铜铅锌矿矿石性质的特点,采用磁选—浮选联合工艺流程。试验工艺流程关键技术是磁选脱除磁黄铁矿,应用优先浮选流程,优先浮选铜精矿进行铜硫分离,铜与铅锌分离采用高效抑制剂组合无氰无铬清洁分离工艺,获得了良好的试验指标,铜精矿、铅精矿、锌精矿的品位分别为21.96%、50.68%、41.58%,回收率分别为68.13%、52.24%、79.77%,为高硫复杂难选铜铅锌选矿提供了新途径。

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

某大型金矿矿石性质较复杂,脉石矿物种类繁多,金矿物主要是自然金和银金矿,金矿物嵌布粒度微细、嵌布关系十分复杂,大部分金矿物被硫化物、难溶硅酸盐及碳酸盐矿物包裹,矿石磨至-71μm占80%时仅有约10%的金矿物实现单体解离。为确定该矿石的开发利用工艺,分别进行了单一氰化浸出工艺、单一浮选工艺、浮选—氰化浸出工艺研究。结果表明,采用单一浸出工艺处理矿石,在磨矿细度为-38μm占96%,浸出液固比为3∶1,石灰用量为3 000 g/t(p H=11.5),氰化物初始浓度为0.05%,浸出时间为6 h情况下,金浸出率仅达61.59%。矿石在磨矿细度为-71μm占80%的情况下,采用2粗1精1扫、中矿精扫选后返回的闭路流程处理,获得了金品位为33.57 g/t、金回收率为51.60%的金精矿,尾矿金品位仍高达1.67 g/t。以单一浮选试验结果为基础,对浮选金精矿进行焙烧—浸出,对浮选尾矿进行直接浸出,金总回收率达79.32%,明显优于单一氰化浸出工艺或单一浮选工艺的回收效果。

刚果(金)某铜钴酸浸渣选矿工艺研究

刚果(金)某含铜5. 20%、钴2. 59%的酸浸渣物质组成复杂,-74μm含量达到90%,铜钴有价矿物嵌布粒度微细,脉石中的易浮绿泥石、云母、碳质物等不利于铜钴的分选富集。在对酸浸渣矿石性质研究的基础上,选矿试验制定了浮选—磁选联合工艺技术路线,以碳酸钠作为分散剂,以选择性好、捕收力强的Z-200与丁基黄药的混合药剂作为捕收剂,可以大幅提高铜钴精矿的品位和回收率,同时应用新型高磁场对极式强磁选设备高效回收了浮选难以富集的钴矿物。试验获得总精矿含铜品位12. 38%,回收率96. 69%,钴品位5. 94%,回收率93. 12%。

镇城底矿选煤厂粗煤泥分选系统工艺改造研究

镇城底矿选煤厂针对洗选的原煤中粉煤含量大、粗煤泥分选机的分选效果差,导致精煤指标不稳定的情况,为提高精煤的回收效率,降低精煤灰分,对原有的粗煤泥分选系统进行工艺优化改造,设计了TBS粗煤泥分选系统的工艺改造方案,实践取得了良好效果。

国外某金矿样提高回收率试验研究

国外某微细粒嵌布的金矿样金品位为3.50 g/t,金主要以自然金、银金矿的形式存在。为更好地利用矿产资源,提高金矿物的回收率,在矿石性质研究的基础上,制定了浮选—浸出综合回收方案。结果表明,在给料细度为-0.074 mm占85%条件下,以硫酸铜为活化剂、ZJ-1为捕收剂,经1粗2精2扫闭路试验,获得的浮选精矿金品位为86.95 g/t,回收率为91.15%。浮选尾矿直接氰化可进一步回收4.43%的金,浮选—浸出联合工艺金的总回收率可高达95.58%,经济效益显著。

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%。

氧化铜矿石选矿技术研究进展

从浮选(包括浮选理论、浮选工艺)、浸出(包括常规浸出、助浸方法、浸出理论)和浮选—浸出联合工艺3个方面介绍了氧化铜矿石选矿技术的研究进展,指出加强浸出方面的研究是今后氧化铜矿石选矿技术发展的的重要方向。

宜昌磷矿北部某矿区磷矿选矿试验研究与评价

针对宜昌磷矿北部某矿区磷矿矿石性质及可选特性,进行了单一反浮选试验、重液浮沉试验和重介质-反浮选联合工艺扩大试验,并对试验结果进行了综合评价。结果表明,采用重介质-反浮选联合工艺,比较适合该矿开发利用,在分选介质密度2.415g/cm3,磨矿细度-200目(-0.076mm)含量63.70%,原矿P2O5品位20.81%、MgO含量6.08%时,获得了精矿产率54.69%、P2O5品位30.58%、MgO含量0.87%,磷回收率80.36%的选矿指标。试验研究结果为该类矿石的合理开发利用提供了参考。

刚果(金)某氧化铜钴矿选矿试验研究及工业应用

刚果(金)某铜钴矿氧化率高、可浮性差异大、尤其是钴的回收率偏低,通过多年来的技术研究,依据刚果(金)氧化铜钴矿的性质特点及成矿规律,开发出浮选—磁选联合工艺流程,相比单纯浮选工艺,铜回收率提高5%以上,钴回收率提高15%~20%,为该地区氧化铜钴矿的开发利用提供了新的技术方案。