从黄铁矿产品中回收金、铜的研究

根据黄铁矿产品中金、铜矿物的嵌布状态和载金矿物的特性，为了有效地回收黄铁矿产品中的金、铜、银等有价元素，采用了电化学方法调整矿浆和经过电化学氧化处理的捕收剂，在碱性介质中抑硫浮铜的电化学－浮选工艺。从含Ａｕ０．７７ｇ／ｔ、Ｃｕ０．４％的黄铁矿产品中获得了含金、铜分别为４．８５－７．１２ｇ／ｔ、５．５％－１１．０％的铜精矿，其回收率分别为１９％－２８％、２５％－５０％。有价金属得到了综合回收的效果。     

从黄铁矿产品中回收金、铜的研究

根据黄铁矿产品中金、铜矿物的嵌布状态和载金矿物的特性，为了有效地回收黄铁矿产品中的主、铜、银等有价元素，采用了电化学方法调整矿浆和经过电化学氧化处理的捕收剂，在碱性介质中抑硫浮铜的电化学－浮选工艺。从含Ａｕ０．７７ｇ／ｔ、Ｃｕ０．４％的黄铁矿产品中获得了含金、铜分别为４．８５～７．１２ｇ／ｔ、５．５％～１１．０％的铜精矿，其回收率分别为１９％～２８％、２５％～５０％。有价金属得到了综合回收的效果。     

混合黄药浮选铜录山氧化矿石的研究

铜录山矿区的含金（银）铜（铁）氧化矿属于氧化率高（≥９０％）含泥多的难选矿石，采用多种黄药组合而成的混合黄药ＣＥＳ进行浮选，捕收力强，浮游速度快，与选厂使用的异丁基黄药ＥＤ－４进行对比。精矿品一致（含Ｃｕ〉１８％，Ａｕ〉１０ｇ／ｔ，Ａｇ〉９０ｇ／ｔ），铜回收率提高６．７０％，金回收率提高９．３３％，银回收率提高５．６７％，相应回收率分别达８１．２８％（铜），８４．００％（金），６６．８３％（银）这     

某含金石英脉型金矿石的选矿试验研究

某含金石英脉矿属中硫矿石，含金４．４１ｇ／ｔ、硫３．８６％，采用单一浮选流程可获得品位为５６．３２ｇ／ｔ的金精矿，回收率９３．９２％。为直接产出成品金，采用浮选精矿再磨氰化浸出—炭吸附工艺流程，金总回收率为８７．９１％。     

铜钼混合精矿浮选分离抑制剂的研究

介绍一种新型铜矿物抑制剂（代号ＣＤ）进行铜钼精矿浮选分离的试验结果，用ＣＤ药剂３．８ｋｇ／ｔ，当给矿钼品位分别为０．１５１％、０．２１３％和０．３３５％，铜品位分别为２５．５５％、２５．４６％和２３．８５％时，得到含钼分别为１２．２２％、１７．３８％和１３．０５％的钼粗精矿，钼回收率分别为９３．７９％、８９．７８％和８６．１３％。ＣＤ药剂是一种可取代常规抑制剂硫化钠、实现铜钼分选的优良抑制剂。     

云龙锡矿尾矿回收利用生产实践

原１００ｔ／ｄ选矿厂处理的矿石为锡石—石英脉硫化矿，脉石主要为石英、长石，有害矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等。原矿含锡１．５％～１．７％，锡回收率为７１％－７３％，尾矿含锡０．４５％。为充分利用尾矿资源，做了尾矿再选试验。采用重选－浮选回收锡，日处理量由１００ｔ／ｄ扩大为２００ｔ／ｄ，先用重选丢弃尾矿，并把锡与硫化矿物富集在重选粗精矿中，再用浮选除硫铁选出锡精矿。     

抑制黄铁矿实现铜硫分离的探讨

研究了从硫精矿中综合回收金银铜,探讨了实现铜硫分离的机理与手段。在原硫精矿中Ｃｕ,Ａｕ,Ａｇ分别为０．６７％,５．０１ｇ／ｔ,１７．２３ｇ／ｔ的情况下,当氧化时间为１５ｍｉｎ时,可较好地实现铜硫分离。     

大冶铜绿山低品位氧化铜矿石预处理—磨矿浮选的研究

铜录山建矿近４０年，由于低品位氧化铜矿石选矿难题未解决致命大量矿石堆存或废弃。本研究采用原矿预处理－磨矿浮选工艺流程，硫化钠，改性黄药与复合油联用，从含０．９６％Ｃｕ，０．７５ｇ／ｔＡｕ的矿石中浮选出优质铜精矿，品位３３．１５％Ｃｕ，２４．９６ｇ／ｔＡｕ，对原矿的铜回收率６４．５３％，金回收率６３．１１％，并为进一步从铜尾矿综合回收铁精矿创造良     

粤西东坑金矿可选性试验研究

东坑金矿中自然金呈粗细不均匀嵌布，采用浮选加尾矿重选，可得金粗精矿品位２０．７７ｇ／ｔＡｕ，回收率９０．４９％，重选加尾矿氰化，最终浸渣含０．１０ｇ／ｔＡｕ，金的总回收率９８．３３％，全泥氰化，浸出率９４．８１％，贵液进入锌置换作业，置换率９７％～９８％，改用炭浆法提金也获良好指标。     

铜录山低品位高含泥氧化铜矿直接浮选工艺试验

铜录山矿已有多年的开采历史,低品位高含泥氧化铜矿石的难选问题一直未得到解决,致使大量同等矿石堆存或废弃。本研究采用直接浮选工艺流程,硫化钠、改性黄药（ＫＤ４）与螯合捕收剂Ｗ－７联用,从含０．９６％Ｃｕ（铜氧化率９８％,结合铜占有率２８％）和０．７５ｇ／ｔＡｕ的原矿,选出优质铜精矿,其品位为３０．３０％Ｃｕ和２３．３０ｇ／ｔＡｕ,铜回收率６６．０９％,金回收率６６．２２％。铜尾矿综合回收铁,铁精矿品位６２．６２％Ｆｅ,铁回收率６８．９４％。较好地解决了低品位高含泥氧化铜矿石综合回收的难题     

铜精矿与金精矿混合熔炼对诺兰达工艺条件影响的研究

以铜精矿、金精矿和转炉渣为原料,混合入诺兰达炉进行富氧熔炼,探讨了在诺兰达炉中处理金精矿对工艺条件的影响。100kg级扩大试验表明,在富氧空气含氧35%～40%、Fe/SiO2=1.68时,熔炼效果较好,渣含铜1.22%,含金0.29g/t、银17.5g/t。     

大冶铜录山低品位氧化铜矿石预处理-磨矿浮选的研究

铜录山建矿近40午，由于低品位（含CU＜1％）氧化铜矿石选矿难题未解决，致使大量矿石堆存或废弃．本研究采用原矿预处理-磨矿浮选工艺流程，硫化钠、改性黄药（KD4）与复合油（W-2号）联用，从含0．96％CU（钢氧化率98％，结合铜占有率28％），0．75g／t　AU（包裹金占23％）的矿石中浮选出优质钢精矿，品位33．15％CU，24.96g／tAU，对原矿的铜回收率64.53％，金回收率63．11％，并为进一步从铜尾矿综合回收钱精矿创造良好条件．     

从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究

针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点，进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验，最后选用磨矿(-0.043mm 79．6％)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0．040mm99．32％)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程，其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键．在转炉渣含铜1．58％(硫化铜和金属铜占78．68％)、含铁53．54％(磁性氧化铁占28．53％)的情况下，获得铜精矿品位19．82％，回收率85．48％的选铜指标，同时综合回收了渣中磁性氧化铁，得到铁品位62．525％、回收率35．02％、含SiO2 9．94％的合格铁精矿．     

从陕西某金矿中高效回收金及伴生低品位有价元素工艺流程研究

陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。     

利用疏水絮凝浮选工艺回收黄铁矿烧渣中微细粒金

本文介绍了疏水絮凝浮选法回收黄铁矿烧渣中微细粒金工艺研究。通过药剂遴选试验，影响因素试验确定合理试验流程及药剂制度。试验结果表明，疏水絮凝浮选优于常规浮选，非极性油的添加可强化疏水絮凝过程，显著提高金的品位和回收率，一定强度和时间的机械搅拌是产生疏水絮凝的必要条件，过磨对疏水絮凝浮选工艺没有明显的不利影响。利用疏水絮凝浮选工艺从含金２．９４ｇ／ｔ的黄铁矿烧渣中，获得含金１２６．３ｇ／ｔ、回收率５１．３５％的金精矿。     

综合回收皖南某铜钼矿石伴生元素的选矿试验研究

介绍皖南某铜钼矿的矿石性质,采用新药剂和新工艺进行选矿试验研究,所获得的指标为,在不加石灰、AM和丁基黄药作为铜和钼的捕收剂条件下,铜精矿品位为27.02％,铜回收率为91.20％,其中钼、金和银的含量分别为1.7％、1.7g/t和638.1g/t,相对应的回收率分别为79.91％、39.10％和68.80％,可获得良好的经济效益。     

某含金低品位铅锌矿石的浮选试验研究

针对新疆某嵌布粒度细、共生关系复杂、含金矿物分散的含金低品位铅锌矿石，通过铅、锌、硫依次优先浮选，得到三种精矿产品，铅精矿含铅46．08％、金73．64g／t，锌精矿含锌50．95％、金14.32g／t，硫精矿含硫35．06％、Au11．39g／t，金的总回收率达到81．15％。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10 ℃/min,焙烧温度为800 ℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95 ℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧-酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

铜陵有色卡尔多炉渣中稀贵元素的预富集试验

富含Au、Ag、Pt、Pd、Se等稀贵元素的卡尔多炉渣在返回卡尔多炉再提金、银前,进行预富集可以提高卡尔多炉的工作效率,降低卡尔多炉的生产成本,解决返回料越积越多问题。铜陵有色金属公司对其卡尔多炉渣进行了浮选预富集工艺研究,结果表明：以硫酸亚铁为硫化矿物的活化剂、硫化钠为氧化矿物的活化剂,采用粗选1重点回收硫化矿、粗选2重点回收氧化矿的2粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程,可获得Au、Ag、Pt、Pd、Se品位分别为508.76 g/t、55.78%、9.36 g/t、16.92 g/t、2.94%,Au、Ag、Pt、Pd、Se回收率分别为95.60%、90.09%、78.00%、88.50%、86.70%的浮选精矿;浮选尾矿采用SLon-400型离心选矿机重选,可获得金、银品位分别为9.45 g/t和1 600 00 g/t,金、银流程回收率分别为2.27%和3.28%的重选精矿;全流程的金、银回收率分别达9787%和9337%。因此,浮选-重选工艺是卡尔多炉渣的高效回收工艺,重选尾矿中的金、银可考虑采用化学选矿方法回收。