硫酸铵活化提高金浮选回收率研究与应用

通过试验研究发现农用化肥硫酸铵可以做为硫化物含金石英脉矿石金浮选的活化剂。研究与工业试验结果证明，该类型矿石经硫酸铵活化后、金浮选回收率明显提高。     

硫酸铵在石菉孔雀石纯矿物浮选中的活化作用及机理探讨

通过对石葉孔雀石纯矿物的浮选试验,考查了硫酸铵对孔雀石浮选行为的影响。研究结果表明:在孔雀石的直接浮选及硫化黄药浮选中,硫酸铵对孔雀石的浮选均有活化作用,在硫化黄药浮选中,这种活化作用则表现为一种硫化促进作用。将这种活化机理归结为:疏水性团聚作用及促进硫化钠对孔雀石的活化作用。     

硫酸铵-丁二酮肟

研究了硫酸铵-丁二酮肟-乙醇体系萃取Co(Ⅱ)的行为及乙醇与水溶液分相条件。试验表明，作为萃取溶剂的乙醇，能萃取带电络合物，当溶液pH>5时，能使Co(Ⅱ)与Ni(Ⅱ)，Fe(Ⅲ)分别在乙醇相、浮选相及水相中实现同一体系中三相分离。     

混合铜矿浮选中使用硫酸铵的效果

处理氧化铜矿最常用的选矿方法是硫化—黄药浮选法。国内外大量研究资料表明,同时加入硫酸铵是强化氧化铜矿物硫化的一种有效手段,并获得一定的经验,但是在混合铜矿浮选实践中,使用硫酸铵有何特点,还未见详细报道。我矿某厂处理的铜矿石是氧化——硫化混合铜矿石,氧化率40～45%。为了提高氧     

硫酸铵-碘化钾-结晶紫体系浮选分离铋的研究

研究了硫酸铵 -碘化钾 -结晶紫体系浮选分离铋的行为及其与常见离子分离的条件。试验表明 ,在一定条件下 ,能使Bi3 + 与常见离子Zn2 + ,Fe3 + ,Co2 + ,Ni2 + ,Mn2 + ,Al3 + 分离。     

微细粒低品位金矿石提金工艺研究

在对某微细粒低品位金矿石工艺矿物学研究的基础上，进行了全泥氰化浸出试验，浮选试验及浮选金精矿再处理探索试验研究。试验表明，该矿石属于难选冶金矿石，其中以浮选工艺为佳。     

吉林镍业公司漂河川难选矿石的研究

通过大量试验数据的统计、分析、计算获得浮选时间与精矿品位，浮选时间与回收率有相关关系，相关系数在９５￣９９％，并确定在不同浮选时间，不同药剂制度条件下的回归方程，由定性试验转化为定量试验。     

某难选金矿石浮选工艺试验研究

根据矿石性质及生产实际情况，试验从常规浮选、抑碳浮选和粗精矿再磨浮选三个方面进行了研究。为现场生产改造推荐了试验指标较好的粗精矿再磨浮选工艺。     

硫酸铵-丁二酮肟-乙醇体系萃取分离钴的研究

研究了硫酸铵－丁二酮肟－乙醇体系萃取Co（Ⅱ）的行为及乙醇与水溶液分相条件．试验表明,作为萃取溶剂的乙醇,能萃取带电络合物,当溶液pH＞5时,能使Co（Ⅱ）与Ni（Ⅱ）,Fe（Ⅲ）分别在乙醇相、浮选相及水相中实现同一体系中三相分离．     

硫酸铵-硫氰酸铵-甲基紫液-固体系浮选分离汞(Ⅱ)的研究

研究了硫酸铵-硫氰酸铵-甲基紫液-固体系浮选分离汞（Ⅱ）的行为及其与常见离子分离的条件。实验结果表明，在1．0g（NH4）2SO4存在下，当0，01mol／L硫氰酸铵和0.001mol／L甲基紫（MV）溶液的用量分别为0.5ml、0.6ml时，NH4SCN-MV-Hg三元缔合物可浮于盐水相上形成界面清晰的液-固两相，从而使Hg^2＋被定量浮选，而Zn^2＋、Cd^2＋、Cu^2＋、Mn^2＋、Ni^2＋、Fe^2＋、Al^3＋等离子不被浮选，实现了Hg^2＋与这些离子的定量分离。该方法对合成水样中微量汞（Ⅱ）进行的定量浮选分离测定，结果令人满意。     

青海某金矿浮选药剂加药点及用量优化实践

为了解决青海某金矿选矿厂选矿系统中存在的药剂用量大、作业时间不合理及浮选指标低等问题,在原浮选工艺的基础上,开展浮选药剂加药点及用量优化试验研究。结果表明：通过对Na2CO3、CuSO4调整剂和丁铵黑药捕收剂加药点进行优化,将Na2CO3加药点由分级泵池移至调浆槽,CuSO4及丁铵黑药加药点由调浆槽移至分级泵池,矿浆的矿化程度逐渐转好,泡沫结实且泡沫层稳定;通过对浮选药剂用量进行优化,Na2CO3、CuSO4及丁铵黑药用量分别减少了1.0,0.05,0.035 kg/t;经优化后,浮选指标有所改善,精矿产率和回收率分别提高了0.31%和3.53%。与原浮选药剂加药点及用量相比,浮选药剂加药点及用量优化后的浮选指标得到较大提升,药剂消耗量显著降低。     

广西某难选金矿石选矿试验研究

对广西某原生金矿石进行了选矿试验研究。通过对浮选工艺条件进行对比研究,得出了粗选最佳操作条件：磨矿细度-0.075 mm占70%,药剂用量为活化剂CuSO₄ 200 g/t,Na₂CO₃ 500 g/t,水玻璃500 g/t,捕收剂丁基黄药60 g/t,丁基铵黑药30 g/t,起泡剂2^#油30 g/t。在此最佳条件下进行一次粗选、两次精选、两次扫选试验室闭路试验,可获得金精矿品位为34.00×10^-6、金回收率为81.19%的良好指标。     

某氰化尾渣综合回收铜铅选矿试验研究

采用混合浮选工艺对氰化尾渣中铜、铅进行了综合回收。试验结果表明:采用石灰作为调整剂、硫酸铜作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,在一次粗选、两次扫选、四次精选混合浮选闭路工艺流程下,可获得铜、铅、金、银品位分别为18.50%、9.67%、19.41 g/t和850.22 g/t,回收率分别为85.02%、58.38%、33.67%和69.19%的铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用浮铅抑铜工艺可获得铅品位为68.40%的铅精矿和铜品位为20.38%的铜精矿,试验指标较为理想,实现了二次资源的综合利用。     

金精矿浸出含氰废水的处理

国外某金矿金精矿浸出过程产生的含氰废水采用七水合硫酸亚铁法处理后可直接返回浮选生产,对浮选指标影响小。在最佳试验条件下,即七水合硫酸亚铁调节废水pH值至5.5~6.5,用量1.5~1.7 kg/m~3,充气搅拌处理6 h,处理后溶液中无游离CN~-。处理后溶液回水返回浮选闭路试验获得金精矿金品位16.04 g/t、金回收率96.64%,浮选指标与清水浮选闭路试验指标相近。处理后溶液利用焦亚硫酸钠去除总氰化物,焦亚硫酸钠加入量0.5~1.5 kg/m~3,石灰调节pH值7~9,充气搅拌处理6 h,试验可将总氰化物质量浓度降至0.30 mg/L以下。     

陕西某卡林型金矿选矿试验研究

对陕西某卡林型金矿石进行了选矿试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了粗选的最优操作条件：磨矿细度-74gm85％;pH值调整剂碳酸钠1000g／t;水玻璃400g／t;活化剂硫酸铜150g／t;组合捕收剂：BK321＋DN-38（70＋40）g／t;起泡剂2^#油20g／t。在此条件下进行了三次粗选、两次空白精选、两次扫选实验室闭路试验,可获得金精矿品位为41．25g／t、回收率为85．61％的较好指标,表明该金矿石可以通过浮选达到预先富集的目的。     

某微细粒金矿石浮选试验研究

云南某金矿石含金3.39g/t,含硫1.19%,金的嵌布粒度极其微细,基本小于10μm,主要充填于毒砂和黄铁矿中。以异丁基黄药和GYM为组合捕收剂进行了浮选试验研究,浮选工艺参数为:磨矿细度-0.074mm占98%、捕收剂用量为300g/t、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t,经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程,获得了金精矿金品位56.61g/t、金回收率81.49%的选别指标。尾矿分析结果显示,部分单体金未充分解离,造成尾矿金品位较高。     

生物脱砷脱硫后金精矿的硫氰酸铵浸出试验

含砷难处理金精矿生物氧化预处理后,金精矿的金品位为87.23 g/t,经氧化脱砷脱硫后金精矿的矿物成分简单,对该金精矿样品进行硫氰酸铵浸出试验研究,通过不同氧化剂（次氯酸钙、高锰酸钾、硫酸铁）、氧化剂用量、浸出剂用量、浸出体系pH、浸出时间等条件进行试验,研究不同试验因素对硫氰酸铵浸出金的影响。在浸出体系pH小于2,浸出剂硫氰酸铵用量40 g/L,氧化剂硫酸铁的用量20 g/L,浸出时间5 h时,可获得金的浸出率为93.99%的良好指标。该氧化金精矿在常温常压下,采用硫氰酸铵浸出工艺是可行的。     

甘肃某含砷金精矿降砷选矿试验研究

针对甘肃某金精矿含砷(12.44%)高的特点,进行了金、砷分离选矿试验研究。通过试验探索,确定采用抑硫浮砷工艺流程,即金精矿细磨后采用石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂进行浮选毒砂抑制黄铁矿。其结果表明:抑硫浮砷工艺流程较好地解决了金精矿含砷高的问题,且浮选闭路试验获得了较好的分离效果,金精矿金品位33.65 g/t、含砷1.19%,金作业回收率91.48%。     

微细粒浸染型金矿碱性介质浮选法中药剂作用机理研究

通过浮选溶液化学和电化学研究以及借助于动电位,吸附量、红外光谱测试手段,研究了碱性介质浮选法浮选富集微细粒浸染型金矿中的黄铁矿、毒砂等载金矿物过程中碳酸钠以及硫酸铜、丁黄药在矿物表面的作用机理。     

某难选金矿选厂浮选时间和放大系数的优化研究

浮选时间是选厂设计的重要参数之一,而浮选时间的确定与实验室小型试验的浮选时间和放大系数有关。针对难选金矿浮选时间的选定问题,在某选厂原设计（1 500 t/d）的基础上,重新进行了选厂设计以及实际浮选时间和放大系数的计算,验证选厂浮选时间的放大系数。随着矿石性质的变化,在该选厂开展了浮选工艺优化试验,将试验成果应用于选厂生产中,并在磨矿细度和浮选条件相同的情况下,开展了不同矿石处理量工业试验,确定了选厂最佳矿石处理量,计算了优化后的浮选时间和放大系数。结果表明：小型试验浮选时间为21 min,选厂实际浮选时间为84.08 min,实际放大系数为4.00;相比优化前,在原矿金品位降低0.47 g/t的情况下,选厂矿石处理量增加了204 t/d,金精矿富集比降低了0.11,金回收率提高了3.22%。研究结果可为同类型矿石性质选厂的浮选工艺设计提供参考。