低金高硫铜矿石回收金选矿试验研究

铜硫矿中低品位伴生金由于难富集到计价品位而常被忽略回收。针对含铜1.84%、含硫11.09%、含金0.12×10^-6的低金高硫铜矿石,采用P10作为选铜金捕收剂,H₂SO₄作为选硫活化剂,丁黄作为选硫捕收剂,在低碱条件下,闭路试验可获得含铜20.98%、铜回收率为86.23%,含金1.2×10^-6、金回收率为74.80%的铜金精矿及硫品位为48.9%、硫回收率为74.47%的合格硫精矿,实现了铜、硫、金的高效综合回收。低碱度铜硫分离工艺使活化剂用量大为减少,有利于硫的综合回收,降低了选矿成本。     

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明：采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。     

含金银高硫微细粒铜锌矿石浮选工艺试验研究

某含金银高硫微细粒铜锌矿石中有用矿物粒度微细,黄铜矿与闪锌矿、方铅矿、毒砂关系密切,且硫高达21.44%。针对该矿石性质特点,试验探索了铜锌优先浮选、铜锌等可浮浮选、铜锌硫等可浮浮选、铜锌混浮—铜锌精矿再磨—铜锌分离、铜锌硫混浮—精矿再磨—铜锌硫分离等5种选别流程。试验结果表明:铜锌硫混浮—精矿再磨—铜锌硫分离流程适宜处理该矿石,其技术指标较好;同时,硫精矿(金银粗精矿)采用湿法工艺进行处理,也取得了良好的技术指标。     

多金属硫化矿石综合回收铜金银试验研究

对安徽某矿多金属硫化矿石进行了选矿试验研究。试验采用优先浮选铜工艺流程,获得铜精矿品位20.39%,铜回收率83.41%;硫精矿焙烧制酸,硫酸烧渣经氰化炭浸工艺回收金,氰化渣作铁精矿出售。浮选、氰化炭浸金总回收率达89.66%。     

西藏某铜铅锌矿选矿工艺试验研究

针对西藏某铜铅锌多金属硫化矿石,采用适合该矿石性质的磁选-铜铅混选-尾矿选锌的原则工艺流程,应用复合黄药和DZ-1作铜铅混选捕收剂、组合抑制剂CF作方铅矿抑制剂、Z-200作铜铅分离捕收剂,可获得单独的铜、铅、锌精矿,金属回收率较高,同时,矿石中的硫及伴生银也得到了有效回收。     

某选铁尾矿低碱度铜硫分离试验研究

针对某选铁尾矿矿石性质,进行铜硫混合浮选,混合精矿再磨后铜硫分离的选别工艺,以乙黄药+丁胺黑药为组合捕收剂,新型抑制剂DT-4与石灰为铜硫分离抑制剂,进行铜硫浮选试验,最终获得铜品位26.68%,回收率80.39%铜精矿;硫品位47.68%,回收率74.82% 硫精矿,实现了铜硫的分离及铜硫的综合回收。     

含金氧化钼矿石选矿试验研究

某含金钼矿石,钼氧化率高达68.5%。对该矿石采用优先浮选辉钼矿,将金富集到硫化钼精矿中,然后再浮选氧化钼矿物,硫化钼精矿经脱药抑制辉钼矿后氰化浸出回收金的工艺流程,使矿石中钼和金得到综合回收。选冶试验指标为:原矿钼品位0.52%,金1.53g/t,硫化钼精矿品位44.38%,氧化钼精矿品位23.6%,钼回收率78.2%,金回收率57.81%。     

缅甸某铜矿的选矿工艺研究

针对缅甸某高硫铜矿样,在方案比选的基础上,确定采用优先浮选的原则工艺,可以有效提高铜精矿中铜的含量,同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级含量占70%-粗精矿再磨(至-0.074 mm粒级含量占85%)-精选-再选硫工艺流程的闭路试验中,可以获得铜精矿铜品位31.23%、铜回收率89.75%;硫精矿硫品位45.78%、硫回收率61.09%的指标。     

小秦岭某矿石金、铜回收试验研究

选矿试验考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选药剂制度等条件对选金回收率的影响。试验结果表明：采用组合捕收剂浮选金,在最佳试验条件下,该矿石金的浮选回收率可达到90％;采用浮选铜、硫分离,既可回收金精矿中的铜,又可消除铜对金氰化浸出的影响。试验采用的工艺流程及浮选药剂制度适应该矿石特性,选别指标理想。     

铜锌矿选矿试验研究与生产实践

针对某铜锌矿石中铜、锌品位相对较低,硫品位偏高,且采用铜锌混合浮选—铜锌再分离工艺选别指标较差的现状,研究了黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿的浮选特性分选条件适宜的药剂制度,提出了采用“优先选铜—铜尾选锌—锌尾再选硫”的工艺流程。生产实践证明,采用该工艺流程,获得了较好的选别指标,有效地降低了铜精矿和锌精矿的互含。     

含高雄黄的微细粒金矿石选矿研究

通过对现行生产工艺流程及药剂条件考查分析，根据矿石特性，试验研究出合理的优先选砷、金砷分选工艺，选用丁基黄药与SK药剂为捕收剂、石灰、(碳酸钠)、硫化钠、硫酸铜做调整剂。小型试验及工业调试都取得明显效果。     

河南某多金属氧化铜矿石浮选试验研究

根据矿石的性质,采用硫化、高级黄药捕收法,在试验确定的浮选流程及工艺条件下,高效回收了金、银、铜.铜精矿中的铜、银、金品位分别为13.60%、683.42g/t、2.56g/t;回收率分别为92.42%、90.84%、89.06%.     

捕收剂在黑龙江多宝山铜选厂的试验研究

一期选厂采用等可浮+强化铜流程,选铜捕收剂采用CSU31或乙硫氨酯,丁基黄药+丁铵黑药等多种捕收剂,随着二期扩建投产和铜钼分离的开机,选铜捕收剂的选择尤为重要,为优化各工艺指标,减少捕收剂种类,本文简述了单一捕收剂和组合捕收剂对选铜的影响的小型试验研究并进行了工业试验,同时分析铜、金的综合回收率。     

从氰渣中回收金的浮选试验研究

某金矿堆存的氰渣金品位为3~5 g/t,有极高再回收价值,进行了从氰渣中浮选回收金的试验研究。试验结果表明:氰渣中部分金赋存于氧化矿物中,且硫化矿氧化严重,单独使用硫化矿类捕收剂,金回收率低,采用新型氧化矿捕收剂XJD-10与丁黄药配合使用则能显著提高金的浮选指标。在磨矿细度为-200目占95%,用硫酸铜做活化剂,两种捕收剂复合使用,经一次粗选、两次精选、四次扫选浮选流程闭路试验,可获得金品位为104.69 g/t金精矿,回收率为84.13%。     

雄黄坡难选高砷金矿石选矿试验研究

通过对现行生产工艺的分析与研究，根据矿石特性，研究出更合理有效的金砷分选工艺。研究结果表明，选用丁基黄药与SK组合作为捕收剂，石灰、硫化钠、硫酸铜作为调整剂，采用了优先选砷的金砷分选新工艺，显著提高了生产技术指标。     

某重选尾矿金浮选试验研究

在工艺矿物学研究的基础上,对某重选尾矿（主要载金矿物为磁黄铁矿和黄铁矿）中的金的综合回收利用开展了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm含量占70 %,用NaOH调节矿浆pH=8,捕收剂为异戊基黄药（80 g/t）+丁铵黑药（40 g/t）,浮选浓度为33 %,粗选时间为3 min的条件下,通过一粗两精三扫的闭路试验流程,可获得金品位为28.40 g/t的浮选精矿,金回收率达到93.47%。通过试验研究发现：在低碱度条件下,采用NaOH作pH调整剂时金的浮选效果明显优于石灰;与丁基黄药相比,使用异戊基黄药作捕收剂,对石灰体系下金回收率的提高效果更好;同时,黄药与黑药的混合使用会起到“协同作用”,也能够明显提高金的选别效果。     

中矿选择性再磨提高选矿回收率

浮选中矿的一次精选尾矿和三次扫选的泡沫产品经旋流器分级后,底流返回球磨机再磨,使金铜矿物的连生体进一步单体解离,提高了选矿回收率;改善了一次精选及扫选的作业环境,提高了精矿质量.     

某低品位微细粒包裹金矿浮选研究

针对某含金量(金的质量分数)为0.44 g/t的低品位微细粒包裹金矿,在研究矿石性质的基础上,通过条件试验研究了磨矿细度、调整剂、捕收剂和工艺流程等对该金矿浮选效果的影响,确定了最佳工艺参数:磨矿细度为-0.038 mm的矿物占82.10%(全文均为质量分数),CaO用量为1 400 g/t,水玻璃用量为400 g/t,CuSO4用量为400 g/t,丁基黄药用量为20 g/t,丁铵黑药用量为20 g/t,BK301用量为20 g/t,2号油用量为16 g/t。通过一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选开路试验,获得了金品位(金的质量分数)为162.50 g/t、金回收率为60.01%的金精矿。