小秦岭地区某含钨碲金矿工艺矿物学及综合利用试验研究

以小秦岭地区某金矿伴生钨碲为研究对象,采用原子吸收光谱仪、MLA、能谱分析仪、扫描电镜等分析测试手段对其进行了工艺矿物学研究,并在此基础之上进行了金、钨、碲的综合利用试验研究。工艺矿物学研究结果表明:主要可回收的元素为Au、W和Te,黄铁矿为主要载金、载碲矿物,金主要以自然金、碲金银矿的形式存在,碲主要以碲金银矿、碲银矿、碲铋矿的形式存在,钨多以白钨矿的形式存在。采用优先浮选金碲—尾矿选钨的工艺流程,可获得指标良好的金碲精矿和白钨精矿,金碲精矿中Au、Te品位分别为44.26 g/t、148.90 g/t,回收率分别为96.02%、91.71%;白钨精矿中WO₃品位为33.68%,回收率为67.43%。该研究为小秦岭地区矿产综合利用提供了技术借鉴。      

从含碲金矿中综合回收金、银、碲的试验研究

对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。     

广西某金矿选矿探索性试验研究

广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。     

从铋碲精矿分离回收铋碲的新工艺

对铋碲精矿的处理 ,传统的方法是火法冶炼。采用湿法冶金工艺 ,直接分离并回收铋碲 ,在国内尚未见报道。试验以某地浮选产出的铋碲精矿为原料 ,采用氧化浸出—还原—置换的湿法分离回收工艺 ,获得铋碲产品总回收率分别为 96.93%和 81.70 % ,达到了分离提取的目的 ,为铋碲精矿的分离回收利用提供了新的途径     

某铋锌铁多金属矿石选矿试验

为了给某铋锌铁多金属矿石的合理开发利用提供依据,针对矿石性质特点,选择SN-9^#作为铋矿物的选择性捕收剂,采用铋锌依次浮选-弱磁选工艺流程进行选矿试验,并在浮铋粗选时添加组合抑制剂Na₂SO₃+ZnSO₄,在浮铋精选和浮锌精选时分别添加新型环保高效抑制剂CK-1^#和CK-2^#,获得了铋品位为17.96%、铋回收率为68.08%的铋精矿,锌品位为48.03%、锌回收率为88.61%的锌精矿和铁品位为66.11%、铁回收率为66.15%的铁精矿,有效实现了铋、锌、铁的综合回收。此外,铋精矿和锌精矿中还分别富集了823.57 g/t的银和301 g/t的铟。     

信阳某低品位银矿选矿探索试验研究

查明了信阳某银矿主要矿物组成,银主要与各种硫化矿紧密共生,因此可以采用浮选硫化矿的方法富集银。通过浮选条件试验,确定了各项浮选工艺参数,浮选开路试验获得了Ag品位1251g/t,回收率88.08%精矿产品。浮选粗精矿经多次精选后,可获得Ag品位1758g/t,回收率为71.01%的最终精矿。     

某钨矿山多金属硫化矿综合回收试验研究

针对某钨矿山多金属硫化矿的矿石性质特点,开展了优先浮钼—铜铋混合浮选工艺、优先浮钼—浮铜—浮铋工艺和钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的工艺流程对比试验,结果表明:采用钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的全流程工艺,可获得含钼53.50%、回收率为92.72%的钼精矿,含铋11.30%、回收率为58.71%的铋精矿,含铜22.89%、回收率为87.62%的铜精矿,含锌55.28%、回收率为73.22%的锌精矿;而且铋精矿中含银9 000 g/t、含铅58.23%,回收率分别为66.89%、77.40%;同时浮选尾矿进一步回收可获得含钨38.52%、回收率为79.57%的钨精矿,实现了钼、铋、铜、锌、铅和钨的综合回收。     

基于电化学浮选的钨铋粗精矿分离研究

钨铋粗精矿常规分离浮选工艺存在着药剂用量大,生产成本高且对环境不友好等缺点,为降低浮选药剂对矿区水体的污染并提高企业经济效益,研究采用正交试验方法,以陕西某钨铋重选粗精矿为原料进行了电化学浮选分离试验。其结果表明:影响铋回收率最显著的因素分别是电化学调整剂用量和松醇油用量。研究在电化学调整剂用量140g/t、磨矿细度为-74μm含量55%、松醇油用量30g/t、黄药用量45g/t的药剂制度下,采用一次粗选、一次精选、两次扫选的闭路流程可获得品位为23.40%和回收率为90.757%的铋精矿和品位为66.03%和回收率为98.697%的白钨精矿,指标良好。研究既对现场生产改造有一定的指导意义,也可为拓展电化学浮选工艺在浮选领域的应用提供理论基础。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究

新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化,氧化渣再氰化提金后,氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行了重选和浮选试验,确定了碳酸钠 水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药 丁铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,以及二次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为7.40 g/t和24.96 g/t时,开路试验可获得精矿中金品位24.68 g/t,回收率61.30%;银品位67.21 g/t,回收率47.47%的较好指标。浮选精矿产品的X射线衍射结果表明,氰化渣中载金矿物为未氧化的白铁矿和黄铁矿,且脉石矿物的粒度极细,直接影响精矿的浮选指标。     

应用SLon离心机回收江西某钨细泥中钨

提高钨细泥回收率是提升钨资源利用水平的一个重要途径，离心分选是处理微细粒钨矿物的有效方法之一。江西某钨矿产生的钨细泥WO3品位为0.62%，-50 μm粒级含量为56.83%，其WO3分布率高达87.59%。为实现该钨细泥中钨及伴生钼铋的有效回收，采用“浮选脱硫—SLon离心机重选”工艺进行条件优化试验研究，并在最优条件下进行了工业试验。结果表明，浮选脱硫试验中丁基黄药最佳用量为160 g/t，SLon离心机重选最佳转鼓转速和冲洗水量分别为680 r/min、1.6 L/min；在钨细泥给矿WO3、钼和铋品位分别为0.52%、0.088%和0.073%的条件下，经“浮选脱硫—离心机选钨”工艺流程，工业试验最终获得了WO3品位25.20%、WO3回收率73.66%的钨精矿，及钼和铋品位分别为7.43%、5.31%的含硫产品，对应回收率为56.57%和48.74%，指标良好。采用“浮选脱硫—SLon离心机重选”工艺处理江西某钨矿产生的钨细泥，年增加钨、钼、铋的金属量分别为11.4 t、5.89 t和1.7 t，可实现年新增产值约200万元，经济效益显著。     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

提高河南某低品位金矿金回收率试验研究

河南某低品位金矿具有嵌布粒度不均匀、粒级分布宽和脉石夹杂严重等特点，金矿物的回收困难。为提高金的回收率，在工艺矿物学的研究基础上进行了一系列的选矿试验研究工作。结果表明：①原矿主 要有用矿物为自然金，原矿金品位为1.39 g/t；银品位为3.35 g/t，可以作为伴生金属综合利用。次要金属矿物主要为黄铁矿，另含有少量的黄铜矿、磁铁矿、辉铋矿和方铅矿等，脉石矿物主要为石英、斜长石、绿 泥石、云母、白云石、方解石，其次含少部分角闪石。②金颗粒主要是以包裹金（占58.83%）形式存在，其次是裂隙金（占23.53%），粒间金占比较小（占17.65%），其中石英包裹金占19.11%。③在最佳的试验条件 下，采用重—浮联合工艺，经3次尼尔森重选、1次摇床精选，重选尾矿经“1粗2精2扫”浮选，最终可以获得重砂含金986.60 g/t、金回收率为50.42%及浮选精矿含金35.75 g/t、金回收率为41.57%。全流程金的总回 收率达到了91.99%，较好地完成了该矿区金矿物的回收。     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t，含银565 g/t，金矿物主要为自然金，呈独立矿物形式存在，部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中，裸露金占总金的72.29%，铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%；银矿物主要以辉银矿形式存在，嵌布粒度较粗，硫化银占总银的91.33%，自然银和氯化银含量较低，分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用，进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下，采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理，可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t，金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿；金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出，浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t，金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%，全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

甘肃某低硫化物金矿选矿试验研究

本文根据甘肃某低硫化物金矿的矿石性质特点,采用重选-浮选联合流程对其进行回收利用,分别进行了磨矿细度试验、调整剂种类试验、捕收剂种类试验等条件试验,在此基础上进一步进行了闭路试验。矿石性质结果表明,该矿石为贫硫化物石英脉型含金矿石,主要金属矿物为黄铁矿,金为矿石中唯一有价元素,金品位为2.82g/t,矿石中的金主要分布在自然金和硫化矿物中两部分,适宜采用重-浮选联合流程。试验结果表明,通过重选可得到金品位为3643.28g/t,回收率38.60%的高品位金精矿;通过一粗-两精-两扫的浮选工艺流程,可得到金品位为55.55g/t,回收率55.91%的浮选金精矿。金的总回收率为94.51%,矿石中的金得到了充分的回收利用。该工艺流程简单,选矿指标优,产品多元化,得到的高品位金精矿可直接通过火法炼金,提高企业经济效益和适应性。     

柱机联合工艺在湖南某低品位白钨矿浮选中的应用

湖南某低品位白钨矿中脉石矿物以硅酸盐矿物及方解石、长石为主,该选厂存在生产流程长、分选效率低、回收率较低等问题。为此,采用旋流-静态微泡浮选柱与浮选机联合分选工艺,对该白钨矿进行了浮选试验研究。结果表明,在最佳试验条件下,即处理量25 kg/h,捕收剂硝酸铅和MTC用量各900 g/t,硫酸铝用量450 g/t,水玻璃用量600 g/t,采用"一粗一精二扫"工艺流程可得到钨品位为15.93%、回收率为79.02%的精矿。与全浮选机工艺和全浮选柱工艺相比,"柱机联合工艺"可同时强化粗粒级和细粒级白钨矿的回收,钨精矿回收率分别从全浮选机工艺的48.5%和全浮选柱工艺的68.74%提高到了79.02%。柱机联合工艺既实现了对白钨矿的有效回收,又缩短了浮选工艺流程。      

黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿浮选试验研究

根据矿石的工艺矿物学研究,对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究,试验结果表明,采用铅锌硫依次优先浮选流程,可以实现铅锌的高效分离,并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%,回收率为93.12%的铅精矿,锌品位为51.10%,回收率为89.24%的锌精矿,硫品位为46.03%,回收率为33.35%的硫精矿,铅精矿含银品位为1 105.50g/t,银回收率为86.27%。