西藏某高结合率氧化铜矿选冶联合回收实验研究

西藏某高结合率氧化铜矿含铜1.23％,根据其矿石性质,采用浮选酸浸联合工艺回收铜资源.硫化-黄药浮选法回收较易选的氧硫铜矿物,浮选尾矿通过加温酸浸回收其铜资源.实验结果表明,经过一粗一扫二精的浮选闭路流程可获得铜品位为27.33％,回收率为34.88％的铜精矿.浮选尾矿中铜品位为0.81％,对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出实验结果表明,在温度为80℃,液固比为3∶1,酸矿比为100kg/t,浸出时间4h,铜浸出率达82.26％.总体实现了该氧化铜矿资源的有效回收.     

提高团结沟金矿选矿回收率的试验研究

通过对团结沟金矿原矿矿石性质、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析，对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产，溜槽重选精矿采用焙烧－CIL炭浸法或微生物氧化法提金，溜槽重选尾矿再浮选；浮选精矿焙烧，焙砂CIL炭浸法提金进行了介绍。建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金，提高团结沟金矿总的选矿回收率。     

某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究

对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为：焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为：酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为：氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。     

新疆某含可溶铜高硫金铜矿石选矿试验

新疆某高硫金铜矿石含有可溶性铜盐，经铜离子活化的硫铁矿在浮铜金时难以抑制，导致铜金精矿品位较低。为解决该问题，进行了水溶性铜的回收试验、酸浸+1粗1精2扫浮选流程与水浸+1粗1精2扫浮选流程比较试验。结果表明，采用硫酸浸出，铜浸出率可达36.04%；酸浸有助于提高铜回收率以及铜金精矿铜、金品位，但对金的回收率有小幅影响。     

从高含碳酸钙钨多金属矿浮选尾矿中回收白钨矿

对某高含碳酸钙钨多金属矿的铜钼铋浮选尾矿进行白钨矿回收试验研究。该浮选尾矿WO₃含量为0.43%,碳酸钙含量为44.62%,是白钨矿—方解石型难选白钨矿。研究了以氢氧化钠作矿浆pH调整剂配合抑制剂水玻璃和捕收剂731的常温浮选工艺回收白钨矿,并对白钨粗精矿进行了加温精选—酸浸的试验研究,以提高钨精矿品位。最终确定采用常温浮选—钨粗精矿加温精选—钨精矿酸浸工艺流程,常温浮选闭路试验获得含WO₃ 4.89%、WO₃回收率为84.66%的白钨粗精矿,白钨粗精矿经加温精选—钨精矿酸浸获得含WO₃ 63.25%、回收率78.84%的合格钨精矿。实现了该高含碳酸钙铜钼铋浮选尾矿中白钨矿的高效回收。     

某金钨矿选矿试验研究

为综合回收某金钨矿中的金与钨,开展了系统的选矿试验研究。采用硫酸铜、异戊基黄药与松醇油浮选回收金,采用调整剂碳酸钠、水玻璃与捕收剂皂化油酸浮选回收钨,钨粗精矿采用彼得罗夫法处理,闭路试验可以获得含金148.05 g/t、金回收率为94.87%的金精矿以及含WO357.46%、含磷0.25%,WO3回收率为80.52%的钨精矿。钨精矿经盐酸浸出,可将WO3含量提高至74.10%,含磷量降低至0.070%,酸浸作业WO3回收率达到98.87%。     

回收电锌酸浸渣中银的试验研究

介绍了浮选法回收湿法电锌酸浸渣中的银的试验、技术条件和获得的试验指标。     

贵州某钡渣酸浸渣浮选实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。钡渣为有毒固废,大量钡渣堆存严重危害环境且对国土资源造成巨大浪费。酸性浸出钡渣中酸溶钡是钡渣无害处理及回收钡最佳途径之一。论文采用浮选工艺回收富集钡渣酸浸尾渣中硫酸钡,以期实现综合回收钡渣中钡资源。浮选回收钡渣酸浸渣实验研究,在碳酸钠用量2000g/t,硅酸钠用量500 g/t以及油酸钠用量3000 g/t的条件下,通过一次粗选、四次精选、两次扫选的浮选闭路流程,获得重晶石精矿品位85.38%、回收率69.35%的浮选指标,精矿产品达到工业生产碳酸钡用料重晶石标准。     

浮选镍铜精矿酸浸降镁试验

因浮选方法局限性所致,金川浮选镍铜精矿中氧化镁都降到6.5%以下较困难,为此,对高MgO浮选镍铜精矿进行酸浸试验研究.试验条件为硫酸浓度以10%～15%、浸出温度80℃、浸出时间1.5～2h、循环次数8次,可将精矿中Mg0由11.44%降至6.0%以下.同时对酸浸、除铁、制备铁红、硫化沉淀回收铜、镍,余液制备轻质氧化镁流程和酸浸-硫化沉淀、余液制备轻质氧化镁流程进行对比研究,推荐酸浸-硫化沉淀、余液制备轻质氧化镁流程作为扩大试验流程.     

某铅银渣中银回收工艺选择研究

对某湿法炼锌厂的铅银渣进行了银回收的探索试验,结果表明,该铅银渣直接氰化银的浸出率为91.43%。通过对比酸浸、浮选两种富集手段,铅银渣经过一粗一扫流程,可获得银品位2620.25 g/t、银回收率63.09%银精矿,尾矿银品位降到297.25 g/t,富集效果较好,为该类型冶炼废渣提供了一条可开发利用的途径。     

乌干达某金矿选矿试验研究

东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到：在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%；“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到：再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

提高含砷锑微细粒金矿选矿回收率的生产实践

甘肃某含砷锑微细粒浸染型金矿石原有的选矿工艺流程为单一浮选,选矿回收率仅65.21%。生产实践中,通过增加重选,有效地回收了矿石中的颗粒金矿物,重选回收率5.81%;在磨矿分级回路中增加了闪速浮选,有效避免了部分有用矿物的过磨,回收率达到7.06%;磨浮系统改为阶段磨矿阶段选别,浮选回收率达到68.13%;浮选尾矿通过环保提金剂浸出,尾矿浸出回收率达到6.78%。通过上述改造,联合选矿工艺流程选矿回收率达到了87.78%,较改造前提高了22.57个百分点,较大程度地提高了资源利用率,经济效益显著。     

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%。     

内蒙古某微细粒浸染型金矿选矿工艺研究

针对内蒙古某微细粒浸染、易泥化难处理金矿石,进行了选矿工艺试验研究。结果表明,采用阶段磨矿—重选抛尾—阶段选别的工艺流程,可以获得金精矿金品位68.12 g/t、金回收率81.31%的较好指标。氰化浸出可回收部分浮选尾矿中金,进一步提高金总回收率。     

内蒙古某金矿尼尔森重选—低氰浸出试验研究

内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg。为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工 艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响。结果表明：①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。     

复杂多金属尾矿伴生金银铁综合回收试验研究

为综合回收某复杂多金属浮选尾矿中伴生的金银铁,分别开展了磁选、全泥氰化浸出、反浮选试验研究。结果表明,优先采用强磁预选抛尾的方法对含铁矿物进行富集,再采用先回收金银后选铁的方案较好。矿石在“强磁抛尾-全泥氰化浸出-弱磁选铁-强磁选铁,磁铁精矿反浮选脱硫”的联合工艺下,金、银浸出率分别达85.32%和72.13%,并获得TFe品位为62.01%,TFe回收率为11.04%,含硫量为0.25%磁铁精矿,及TFe品位为45.30%,TFe回收率为18.54%铁精矿产品。     

焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺研究

梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。