云南某低品位斑岩型铜矿浮选回收试验研究

云南某大型斑岩型铜矿铜品位0.32%,伴生有钼,具有综合回收价值。采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程综合回收矿石中的铜和钼等金属。系统研究工艺参数条件如原矿磨矿细度、粗精矿再磨细度、捕收剂、抑制剂、起泡剂种类及用量等对铜回收的影响,并考察伴生金属钼、金和银的回收情况。结果表明,捕收剂PL307和起泡剂HCLL对铜浮选回收效果好,在原矿磨矿细度-0.075mm占比65%、粗精矿再磨细度-0.045mm占比90%、捕收剂PL-307用量120g/t、抑制剂石灰用量300g/t、起泡剂HCLL用量20g/t的最佳参数条件下,经过闭路试验可获得产率1.23%、铜品位22.84%、铜回收率87.79%的选矿指标,铜精矿产品含钼0.398%、金4.33g/t、银62.50g/,其中钼回收率为71.99%、金回收率为66.57%、银回收率为14.48%,伴生金属钼和金也得到了较好的回收,选别指标好。

旋流-静态微泡浮选柱在金精矿浮选中的半工业试验研究

为实现金属高效回收,采用旋流-静态微泡浮选柱进行金精矿浮选半工业试验。结果表明:在给矿粒度-38μm占93%,浮选矿浆浓度25%~27%,给矿量400 kg/h,粗选药剂制度同生产现场,扫选不额外添加药剂的条件下,进行一粗一精一扫的闭路试验,可以得到精矿中金回收率97.33%,银回收率96.32%,铅回收率98.03%,锌回收率86.36%,铜回收率97.27%,硫回收率95.51%的良好指标,且均优于现场生产指标。

尖缩溜槽在含金尾矿资源回收中的应用

某矿山企业利用尖缩溜槽对主厂浮选尾矿进行预先分级后再进入尾砂收金系统,使尾砂收金系统的入选品位提高了0.12 g/t,每年可多回收金金属量3.59 kg,实现了矿产资源的高效回收。

从硫酸烧渣中获取高品位铁精矿的技术

通过矿物学研究查明了硫酸烧渣的矿物学性质。烧渣含铁为57.1%,杂质为石英、金云母、石膏等矿物;石英等矿物被包裹在三氧化二铁中,石膏填充在金属缝隙中或包裹在金属体外围。细颗粒间的团聚不利于磁选,通过重选摇床和阳离子反浮选脱硅联合工艺流程,显著提高铁精矿品位。铁总回收率大于85%。

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选—浮选尾矿氰化浸出—浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明:浮选—尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。

新疆卡拉麦里成矿带某金矿矿石特征及提取研究

通过矿石薄片鉴定表明,该金矿矿石结构为自形—半自形—他形为主;矿石中主要硫化物矿物为黄铁矿,氧化物以褐铁矿、磁铁矿为主。通过电子探针研究发现：矿石中金主要为晶隙金和裂隙金,且形态复杂多样,部分金矿物以难溶硅酸盐包裹金和硫化物包裹金形式存在;金矿物主要为显微金（0.2~20μm）和次显微金（〈0.2μm）。通过对矿石的提金试验研究表明：原矿浮选和氰化工艺均可取得较好的技术指标,但氰化指标较好;浮选金精矿品位83.37 g/t、回收率86.49%、产率5.98%;原矿氰化金浸出率可达96.38%。

甘肃省礼县某金矿选矿试验研究

甘肃省礼县某金矿石含金5.67 g/t、银3.1 g/t、含硫2.67%,矿石性质研究结果表明,矿石中金矿物嵌布粒度细,裸露半裸露金可浮性较差是影响金回收的主要原因。试验通过对金矿物活化剂和捕收起泡剂研究,确定了碳酸钠作调整剂、T31作活化剂,丁基黄药作捕收剂,A25作捕收起泡剂的药剂制度,小型试验和工业试验均取得了良好的技术指标。

从某含硫金矿石中浮选回收金铅的试验研究

某含硫金矿石中金以细粒金为主,伴生铅。针对矿石性质,进行了磨矿细度、浮选药剂条件等试验研究。通过采用有效抑制剂,精矿金、铅品位及回收率均较理想,获得了较好试验指标。

提高金银浮选回收率的试验研究

对赤峰某金矿进行提高金银浮选回收率的试验研究,通过XRD/SEM&Energy Spectrum对样品的物相组成、金银赋存状态及嵌布粒度进行检测;考察了磨矿细度、捕收剂及辅助剂用量、扫选时间及矿浆pH值对浮选效果的影响;通过精选实验、开路综合条件试验和闭路试验研究,结果表明,浮选时加入T12,抑制细泥及硫化氧化矿,产出精矿中Au品位可达60.2g/t,浮选回收率可达87.50%;精矿中Ag品位可达6 767 g/t,浮选回收率可达到75.21%,确定适宜该矿石性质的工艺条件及工艺流程,获得的金精矿可作为混合精矿外售。

提高硫精矿含金品位的试验

用浮选的方法使硫精矿中的金得到富集后，再作冶炼厂铜鼓风炉的添加剂，从而达到回收更多黄金的目的。

甘肃某低品位金矿石综合回收有价矿物的试验研究

为了提高甘肃某金矿选矿回收率，采用浮选＋精矿氰化法与全泥氰化法2种工艺方案进行矿石处理，通过对比二者选冶总体回收率，从技术及经济方面综合考虑，最终确定采用先浮选后精矿氰化方法处理金矿石。试验表明，在保证总浮选时间为20 min的前提下，设定生产现场的浮选条件为矿浆浓度33%，磨矿细度-200目占55%以上，丁基黄药100 g/t，丁铵黑药80 g/t。精矿氰化条件应保持在细度-400目占90%以上，氰化物浓度为6.5‰，氰化时间为36 h，浸出矿浆浓度为30%~35%的氰化浸出条件下，可取得氰化总体回收率为95.43%的较好指标。

贵州某低品位金矿选矿试验

贵州某低品位金矿含金1.86 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,脉石矿物以石英为主,为合理开发利用该矿产资源,试验采用浮选工艺流程进行了选矿试验研究。试验选取CuSO_4和NaSH为活化剂,以PAX为捕收剂,在磨矿细度为-0.038 mm 85%的条件下,通过1次粗选、2次精选和3次扫选,最终获得了金精矿品位为21.99 g/t、金回收率为83.55%的满意指标。

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。

电化学控制浮选在乌拉嘎金矿生产中的应用

针对乌拉嘎金矿难选冶矿石性质 ,北京矿冶研究院与现场技术人员合作进行了电化学控制浮选的试验研究 ,取得了突破性进展。于 1997年该技术应用到生产实践中 ,获得精矿品位为 5 6.67g/t、金回收率 90 18%的好指标 ,分别比原生产指标提高19 4 7g/t和 3 38个百分点。试验研究结果表明 。

酸性H_(2)O_(2)氧化预处理浮选金精矿及其机理研究

酸性H_(2)O_(2)氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁矿、毒砂等载金矿物被有效溶解,从而使金暴露出来,提高金浸出率。研究了酸性H_(2)O_(2)体系中黄铁矿的氧化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、H_(2)SO_(4)和H_(2)O_(2)浓度等对浮选金精矿的预处理效果。结果表明:H_(2)O_(2)氧化过程中没有固相生成物,黄铁矿中的Fe转化为Fe^(2+)和Fe^(3+)于溶液中,Fe^(2+)与H_(2)O_(2)可发生Fenton反应生成氧化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有H_(2)SO_(4)生成,体系的p H值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性H_(2)O_(2)、·OH和Fe^(3+)氧化,体系中S最终转化为SO_(4)^(2-)或HSO_(4)^(-)。浮选金精矿在温度为30℃、矿浆浓度为100g/L、H_(2)SO_(4)初始浓度为0.18mol/L和H_(2)O_(2)初始浓度为1.76mol/L的条件下氧化预处理后,Fe浸出率、试样失重率分别为95.33%和51.42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出率仅为11.68%,而经过酸性H_(2)O_(2)预处理—浸出后,金浸出率可达92.69%。

潼关地区含铅低品位金精矿选冶工艺研究

本文介绍了潼关地区含铅低品位金精矿的试验研究结果,采用浮选脱铅、铜—尾矿再磨—氰化浸出、选冶联合工艺,综合回收金、银、铅、铜,金选冶总回收率达到90％以上,取得了较好的技术指标,为进一步开发资源提供了依据。该工艺流程简单,投资少,经济效益可观,有利于实现工业化生产。

新分支浮选工艺在黄金矿山的应用

由于对资源的需求增大,每年采掘量和井下采掘深度也在不断增加。八号井矿石在浮选过程中表现出来的性质也发生了变化,原有药剂制度出现选择性较差、精矿品位低的现象,遂决定采用分支浮选工艺提高精矿品位。

提高因民公司铜精矿中金品位试验研究

不改变因民公司选厂现有浮选工艺流程,并在保持现有铜选矿技术指标(铜回收率84.50%,铜精矿品位24%)不变的基础上,通过试验研究,将铜精矿中的金品位由现在的0.80 g/t提高到1.00 g/t(计价品位)以上,提高企业收入,同时提高资源综合利用率,实现矿山的持续健康发展。

提高玻利维亚某金锑矿精矿品位的选矿试验研究

为提高玻利维亚某金锑矿精矿品位,进行了重选、优先浮选、混合浮选等多方案的试验研究,采用丁铵黑药作捕收剂的锑金混合浮选流程,获得了金品位30.5 g/t、锑品位34.2%的锑金精矿,金回收率53.77%,锑回收率70.61%。

湖南某含砷金矿的选矿试验研究

湖南某金矿石中有价元素金的平均品位为3.40 g/t,金均以自然金的形式存在,主要载金矿物为毒砂和黄铁矿,有害元素砷和碳含量分别为0.36%和1.42%。金的解离分析表明,在磨矿细度-0.074 mm占65%的条件下,矿石中的可回收金主要以硫化物包裹金和单体及裸露金的形式存在,二者合计分布率为94.69%。根据矿石性质的研究结果,采用重选-浮选联合工艺对金矿物的回收进行了试验研究,在磨矿细度为-0.074 mm占64.1%的条件下,先经过摇床重选和淘洗得到重选精矿,再以重选和淘洗尾矿为原料,通过一粗二精三扫的闭路试验流程得到浮选精矿。将重选精矿和浮选精矿合并得到最终产品,最终产品中金的品位和回收率分别为113.91 g/t和93.14%,金的实际回收率与理论回收率仅相差1.55个百分点。