湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

锌浸出渣中银浮选工艺优化工业试验

基于前期的实验室研究,对河南某锌冶炼厂低酸浸出渣浮选回收银浮选优化工艺进行了工业试验。采用原生产流程,调整优化生产现场矿浆浓度(保持在30%以上)和药剂制度(采用Z-200作辅助捕收剂,活性炭为载体,不再添加黄药)、工艺设备及其工作参数后进行了工业试验。结果表明,工艺优化后,银精矿品位由3000 g/t提高至6740.4 g/t,银回收率由60%~64%提高到73.17%;精矿产率降低到原工艺的三分之一,减少了银精矿所带走的锌损失;精矿中金品位由1.5 g/t提高到5.3 g/t以上,提高了金的回收率。     

河北某石英脉型金矿石选矿试验研究

河北某石英脉型金矿石金品位5.4 g/t,银品位6.4 g/t。针对该矿石性质,开展浮选试验,在最佳药剂制度条件下浮选闭路试验获得精矿金回收率为78.9%,银回收率35.6%,金品位44.0 g/t,银品位23.5 g/t。为提高选矿指标,开展重选与浮选工艺联合试验。与单一浮选工艺相比,重、浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%,银回收率提高2.2%。     

某含银高硫铜矿的综合回收试验

某含银高硫铜矿含铜0.76%、硫24.35%及银34.92 g/t，有价矿物种类多、矿石性质复杂，采用抑硫优先浮选铜-活化浮选硫的原则工艺流程进行试验，配合石灰作为硫化铁矿物抑制剂以及筛选出丁基黄药+酯-105作为硫化铜矿物的组合捕收剂，强化了银在铜精矿中的富集。在选定工艺条件下，可获得铜品位21.60%、银品位602.84 g/t的铜精矿(铜和银回收率分别为89.30%和54.39%)，硫品位45.60%、银21.55 g/t的硫精矿(硫和银回收率分别为89.79%和29.59%)，实现了铜、硫和银的综合回收利用。     

微细粒嵌布独立银矿石的活性炭吸附浮选

以鲁甸微细粒独立银矿石为研究对象,采用岩矿鉴定、化学分析及X射线衍射分析(XRD)对原矿的矿物学性质进行研究。并采用活性炭吸附浮选法对银矿物进行回收。采用扫描电子显微镜(SEM)及能谱仪(EDS)对活性炭吸附浮选的机理进行分析。结果表明:开路试验中银精矿产率由3.19%降低到1.03%,银品位由1485.37 g/t升高到4736.52 g/t。通过闭路试验可以获得银品位为4116.73 g/t,银精矿回收率为54.83%。     

富银铜锌多金属矿选矿试验研究

某富银铜锌多金属硫化矿,其银品位为125 g/t,铜品位为0.26%,锌品位为1.13%,硫品位为3.04%;90%的银赋存于银黝铜矿、黝铜矿等铜矿物中。采用“优先浮银铜﹣锌硫混浮﹣锌硫分离”工艺流程进行处理,选择高效银捕收剂SAC强化银的回收,全流程实验获得的银(铜)精矿含银10094 g/t,含铜16.67%,银回收率88.78%,铜回收率80.23%,锌精矿含锌45.46%,锌回收率81.81%。实现了矿石中银铜锌的综合回收。     

云南某氧化银矿选矿试验研究

采用浮选+全泥氰化工艺对云南省某银矿石进行提银选矿试验研究。矿石中银多金属复硫盐经浮选富集得到银精粉;浮选尾矿再全泥氰化提银。浮选作业所得银精粉品位5761.54 g/t,回收率21.91%;浮选尾矿全泥氰化浸渣品位19.28 g/t,浸出率78.85%。综合回收率84.12%。银多金属复硫盐是影响浸出率的关键因素,预先将其有效浮选,有利于提高银氰化浸出率。     

某难选银矿石选矿工艺研究

根据某难选银矿的矿石性质,采用浮选一氰化联合工艺,在合理的药剂制度下,浮选试验得到银精矿品位3 136.56 g/t,浮选回收率56.86%;浮选尾矿氰化对原矿浸出率为37.31%,银总回收率为94.17%。     

某微细粒难选金矿氰化尾矿的浮选提金工艺试验研究

新疆某金矿历年来生产的氰化浸出尾矿,组成较为复杂,金、银、硫集中分布在-0.045 mm粒级中,通过对该金矿氰渣的实验室试验和扩大连续浮选试验研究,取得了金精矿品位19.50 g/t,回收率66.50%的工艺指标,有效地回收了该矿石中的微细粒金和包裹金。     

某厂铜熔炼渣浮选综合回收金、银和铜的研究与应用

某选矿厂采用缓冷(空冷+水冷)-浮选工艺回收铜熔炼造锍捕金熔池熔炼渣，研究了缓冷制度、磨矿细度、调整剂用量、捕收剂种类及用量对金、银和铜浮选回收率的影响。结果表明，铜熔炼渣先空冷22 h后水冷40 h；磨矿80 min至细度为-0.074 mm粒级占96.44%(自制活化剂JC-100加入量为200 g/t)；浮选调整剂氧化钙用量300 g/t，捕收剂用量丁基黄药为60 g/t、Z-200为160 g/t、自制JC-200为100 g/t，起泡剂2^#油用量为120 g/t；经一粗二扫二精选矿，闭路实验金、银和铜回收率达97.66%、92.71%和94.44%。据此对生产流程进行合理改进后提高了回收率，经济效益明显。     

某厂含锑金矿浮选工艺改进研究

国内某厂含锑金矿的选矿回收率偏低。为提高选矿回收率,有效利用矿产资源,增加企业经济效益,进行了磨矿细度、浮选药剂捕收剂、抑制剂、活化剂种类和用量的实验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm粒级占93.52%,抑制剂焦亚硫酸钠+新型药剂GT-1用量(200+200) g/t,活化剂硝酸铅用量400 g/t,捕收剂丁基钠黄药用量500 g/t、乙硫氮200 g/t,新型药剂GT-2用量400 g/t,起泡剂2^#油用量30 g/t条件下,经一粗四扫三精浮选闭路流程,锑回收率达77.33%,金回收率59.16%。结合闭路试验结果,对工业选矿生产流程进行了优化改进,技术指标提升明显。     

从氧化铜矿氨浸渣中浮选回收银

某高碱性含银氧化铜矿氨浸渣含银145.55 g/t。对氨浸渣进行了浮选回收银的试验,结果表明,采用三粗一扫两精的流程,经过闭路流程试验,可获得达到计价标准的银精矿,其银品位为1999.58 g/t、回收率80.78%。     

Selective depression of copper-activated sphalerite by polyaspartic acid during chalcopyrite flotation

Environmentally friendly flotation reagent, polyaspartic acid (PAPA), was tested as a potential selective depressant in the flotation separation of chalcopyrite and Cu-activated sphalerite. The depression mechanism of PAPA was revealed by contact angle measurements, Zeta potential measurements, Fourier transform infrared spectroscopy (FT-IR) analysis and inductively coupled plasma (ICP) measurement. The micro-flotation tests with single minerals showed that PAPA selectively depressed Cu-activated sphalerite, while chalcopyrite remained floatable. Moreover, a concentrate containing 31.40% Cu with a recovery of 92.43% was obtained in flotation tests of artificially mixed minerals. Results of contact angle measurements, Zeta potential measurements and FT-IR spectrum revealed that PAPA exerted a much stronger adsorption on Cu-activated sphalerite surface than on chalcopyrite surface, preventing the further adsorption of sodium diethyl dithiocarbamate (DDTC) on its surface. ICP measurements indicated that PAPA had an excellent complexing ability with Cu²⁺ in flotation pulp, weakening the activation of Cu species on sphalerite surface and producing selective depression.     

新疆某金矿浮选药剂优化试验研究

新疆某金矿石金品位为2.30 g/t,硫品位为0.8%,属于低硫含金矿。自然金的嵌布粒度微细,主要被石英或其他脉石包裹,采用阶段磨矿、阶段选别回收金。在原有浮选工艺的基础上,开展调整剂、捕收剂种类及用量的优化试验研究。结果表明,在与现场两段磨矿细度相同的条件下,采用一优一粗二精两扫的闭路浮选流程,异戊基钠黄药作为捕收剂时,获得混合精矿产率为6.21%,金品位34.10 g/t,回收率为90.61%。