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%。     

提高锌浸出渣中银浮选回收率的研究

某湿法炼锌厂低酸度锌浸出渣中53.8%的银存在于难完全回收的闪锌矿上,其回收是提高浮选回收率的关键。经对比浮选和正交试验获得了浮选粗选最佳药剂制度,捕收剂为丁铵黑药(900g/t)和Z-200(50 g/t),载体活性炭(2000 g/t),起泡剂2#油(100 g/t)。一粗一精一扫开路试验表明,在非强充气和非强搅拌条件下,浮选精矿银品位为8210 g/t,较现有工艺(3000 g/t)大幅提高;银回收率为64.7%,与现有工艺(60%~64%)相当。     

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%。     

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。     

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。     

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。     

ON THE FLOTATION OF LEAN IRON ORE WITH HYDROXAMIC ACID

羟肟酸是一种高效的螯合捕收剂,易与Fe形成络合物,可有效地分离赤铁矿和假象赤铁与石英等脉石矿物.当处理原矿磁选的粗精矿时,C_(7-9)羟肟酸(AHA)和柴油各71 g/t的正浮选与醚胺106g/t(硫酸95g/t)的反浮选指标相近,在弱碱性介质中,C_(7-9)羟肟酸粗选泡沫经重选分离,精矿品位65.71%Fe,回收率近82%.采用305g/t塔尔羟肟酸(THA)浮选.品位由27—29%(提高到62—64%Fe,回收率88—90%.比较氧化石腊皂(1200g/t)浮选,铁精矿的回收率高8%,而不增加药剂费用,经济效益显著.     

羟肟酸浮选贫铁矿的研究

羟肟酸是一种高效的螯合捕收剂,易与Fe形成络合物,可有效地分离赤铁矿和假象赤铁与石英等脉石矿物.当处理原矿磁选的粗精矿时,C_(7-9)羟肟酸(AHA)和柴油各71 g/t的正浮选与醚胺106g/t(硫酸95g/t)的反浮选指标相近,在弱碱性介质中,C_(7-9)羟肟酸粗选泡沫经重选分离,精矿品位65.71?,回收率近82%.采用305g/t塔尔羟肟酸(THA)浮选.品位由27—29%(提高到62—64?,回收率88—90%.比较氧化石腊皂(1200g/t)浮选,铁精矿的回收率高8%,而不增加药剂费用,经济效益显著.     

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。     

吉林某金矿选矿工艺对比实验研究

对吉林某金矿进行了重选、无毒浸出和浮选3种选矿工艺对比实验,研究了磨矿细度、药剂用量、矿浆浓度等因素对选矿效率的影响。结果表明,无毒浸出工艺回收率为76.13%,重选工艺基本无优先选别作用;采用浮选工艺,在磨矿细度为-0.074 mm含量为90.52%,捕收剂异戊基黄药与丁铵黑药的药剂用量均为60 g/t,矿浆浓度为45%,活化剂硫酸铜用量为400 g/t条件下,对金品位为3.31 g/t的原矿进行一粗一精二扫闭路实验,最终获得品位为42.34 g/t,回收率为86.76%的金精矿,回收效果最好。     

矿浆浓度对金矿浮选速率影响的动力学研究

采用一阶浮选动力学模型对金矿石的浮选回收率进行了拟合,以研究矿浆浓度对不同粒径金矿浮选速率的影响。结果表明,浮选矿浆浓度与金的累积品位呈反比,而与金的累积回收率近乎呈正比,低浓度比高浓度矿浆更有利于金的高效富集,高浓度矿浆下更有利于金的回收。粗颗粒金比细粒级金更适应高浮选矿浆浓度体系,其浮选回收率及累积品位均更高。实际矿石试验验证了浮选动力学拟合结果,在50%的浮选矿浆浓度中,经闪速浮选协同常规浮选工艺,可以获得金品位50.0 g/t,回收率88.93%的金精矿,获得了比单一常规浮选更好的技术指标。     

提高月山铜矿铜精矿含银量选矿实验研究

铜矿石中常伴生金、银等贵金属,但浮选所得铜精矿中贵金属的品位有时低于相关标准而难以计价。针对安徽月山铜矿矿石,在不改变现场浮选设备的情况下,通过浮选药剂的调整、工艺流程的改进等措施来探讨提高铜精矿含银量的途径。通过药剂和工艺调整,铜精矿品位达到32%左右,铜回收率维持在96.6%以上,同时铜精矿含银量能够达到23 g/t以上。     

贵州某金矿浮选条件的响应曲面法优化研究

采用响应曲面法(RSM)对贵州某金矿浮选过程中的磨矿细度、pH值、捕收剂用量对金品位和回收率的影响进行了研究。结果表明磨矿细度对金品位和回收率的影响最大，为显著影响因素。根据预测的结果，采用磨矿细度(-200目占比)70%、pH值8.44、捕收剂用量144 g/t的最优条件，以“一粗两精一扫”的闭路试验流程，最后得到了金品位为29.94 g/t，金回收率为95.14%的金精矿。     

云南某含银铜铅混合精矿分离试验研究

云南某铜铅混合精矿含Cu 8.14%、Pb 38.57%、Ag 251.62 g/t，对其进行浮选试验研究铜铅的分离。通过条件试验，确定在磨矿细度为-200目含量为93.85%的情况下，抑制剂CMC+亚硫酸钠用量选择1000 g/t，捕收剂Z-200用量选择10 g/t。采用“抑铅浮铜”一粗三精一扫的闭路试验流程，获得铜品位24.73%、回收率87.24%、含铅品位6.23%的铜精矿；铅品位62.71%、回收率84.48%，含铜0.86%的铅精矿。银在铜铅精矿中进一步富集的总回收率为73.04%，实现了该铜铅混合精矿的分离及银的进一步富集。     

铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收实验研究

采用铜铅混选富集-抑铜浮铅浮选分离的工艺,对某铜铅多金属硫化矿中的伴生金进行强化回收研究。在铜铅混选阶段,弱碱性条件(pH=9)下,用Z-200(30 g/t)做捕收剂,金在铜铅混合精矿中有效富集;在铜铅分离阶段,以硫化钠(4000 g/t)预先脱药,用乙硫氮(30 g/t)浮选铅矿物,金在铜精矿中进一步富集。工艺闭路实验获得含铜18.69%、含金42.70 g/t的含金铜精矿,铜和金的回收率分别达到92.58%和56.84%;还同时获得含铅61.45%的铅精矿。可实现铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收。     

云南某铜尾矿中铜和金的选矿回收试验

云南某铜尾矿主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,黄铜矿以原生硫化铜为主,金以裸露金和黄铜矿包裹金为主。为综合回收其中有价铜、金,进行了选矿试验。试样在磨矿细度为-200目占85%的情况下采用两次粗选、第二次粗选后扫选、两次精选、第二次精选后扫选、混精矿再磨至-325目占85%、粗选后扫选精矿再磨至-325目占85%、中矿循序返回流程处理。最终获得铜品位15.51%、回收率68.34%、产率1.41%的铜金精矿,其中的金品位19.93 g/t、回收率54.04%,银品位231.72 g/t、回收率41.89%。     

山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。