青海某金矿选矿试验研究

青海某金矿,金以硫化物中包裹金为主,其次为裸露金及半裸露金,金矿物主要与黄铁矿连生。采用单一浮选的原则工艺流程就可以获得合格的金精矿,将原矿磨至-0.074 mm占70%,经两次粗选、一次扫选产出尾矿、两次精选产出金精矿的工艺流程。添加氢氧化钠、硫酸铜、丁基黄药和2#油四种药剂。闭路试验获得了金精矿金品位58.25 g/t、回收率86.43%的较好选矿指标。试验指标良好,为现场生产提供了技术依据。     

某氰化尾渣浮选提金试验研究

以四川某金矿氰化尾渣为研究对象,针对其载金矿物和脉石矿物单一,金品位高(2.40 g/t),载金矿物被氰化物强烈抑制及轻度泥化等特点,确定采用浮选法回收金。经过单因素条件试验确定最佳工艺条件,即磨矿细度-0.074 mm占65%,硫酸用量350 g/t,水玻璃用量250 g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量(150+75)g/t,经过一次粗选、一次精选、两次扫选闭路试验流程,获得了金品位为94.88 g/t、金回收率为89.68%的金精矿。     

辽宁凤城市某金矿浮选试验研究

矿石采自辽宁凤城市某金矿。通过试验研究,在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用异戊基黄药作为金的捕收剂,采用一次粗选,四次精选,二次扫选的浮选工艺流程,取得了较好的工艺指标。在原矿含金品位为2.07g/t时,金精矿含金品位为29.39g/t,金回收率为89.53%。试验表明,多次精选有利于提高金精矿品位;采用碳酸钠调整剂有利于提高金的浮选工艺指标。     

甘肃某金矿选矿试验研究

甘肃某金矿,金主要是以独立自然金,少量银金矿赋存,与黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿伴生。采用单一浮选的原则工艺流程就可以获得合格的金精矿,将原矿磨至-0.074 mm占75%,经两次粗选、一次扫选产出尾矿,两次精选产出金精矿的工艺流程。添加碳酸钠、丁基黄药和2~#油三种药剂。闭路试验获得了金精矿金品位178.85 g/t、金回收率93.95%的较好选矿指标。试验指标良好,为现场生产提供了技术依据。     

山阳县某低品位金矿重选试验研究

山阳县某低品位金矿含金1.35g/t,主要以裸露金及半裸露金的状态存在。基于矿石性质及环保要求,本次试验以尼尔森离心选矿机为主,开展磨矿细度、冲洗水流量、重力G值及给矿浓度的条件试验,从而确定尼尔森重选的最佳工艺参数。最终通过“尼尔森粗选-尼尔森一次扫选-溜槽二次扫选-摇床两次精选”的闭路试验,可获得金品位1086g/t、金回收率51.92%、银品位6912g/t、银回收率47.30%的高品位金精矿以及金品位为16.42/t、金回收率31.73%、银品位为100g/t、银回收率27.51%的低品位金精矿。金总回收率83.65%,银总回收率74.81%,选矿指标理想。     

氰化提金尾矿综合回收金、硫的工艺研究

某金精矿氰化尾矿中金量约为2.5 g/t,硫量为15%~20%。针对该氰化提金尾矿的特点,选择了一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选工艺流程,同时试验了一种新型捕收剂HB-1;最终获得浮选精矿:硫品位46.13%、回收率91.7%,金品位6.4 g/t、回收率89.6%。     

乌拉嘎金矿西坑矿石选冶工艺工业试验

乌拉嘎金矿西坑矿石中金属硫化物嵌布粒度较细,部分金以微细粒包裹于硫化矿物中。在小型试验基础上,对西坑矿石选冶工艺进行了工业试验。试验结果表明,在保证原处理能力的条件下,提高磨矿细度-0.074mm到82%以上,采用一次粗选、二次扫选、对粗精矿分级及分级溢流经二次精选、一次扫选工艺流程,获得金精矿和中矿;中矿采用氰化炭浸提金工艺生产合质金,金精矿采用焙烧—焙砂氰化炭浸提金工艺生产合质金及硫酸。该选冶联合工艺流程的应用,使金的理论回收率达到74.17%,比2007年金总回收率提高了15.86%。     

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。     

辽宁某含金铁矿石综合回收的选矿试验研究

辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。     

微细粒石英脉型金矿浮选试验研究

针对某含金量3.05 g/t的微细粒石英脉型金矿,在矿石性质研究的基础上,通过条件试验研究了磨矿细度、调整剂和捕收剂等对该金矿浮选的影响,确定了各个条件的最佳工艺参数;通过一次粗选四次精选两次扫选的浮选闭路试验,获得了金品位45.95 g/t、金回收率85.08%的金精矿,较好地实现了金的高效浮选回收.     

河南某金矿浮选尾矿回收金、铁的工艺研究

河南某金矿选矿厂采用一次粗选、二次精选、二次扫选浮选工艺流程,其浮选尾矿品位较高,金品位0.33 g/t、铁品位5.94%。为充分利用矿产资源,提高资源综合利用率,对其浮选尾矿采用重选—浮选—磁选联合工艺综合回收金和铁,获得较好指标;金精矿金品位49.96 g/t,金回收率53.81%;铁精矿铁品位48.89%,铁回收率30.62%。     

某高品位钼铋硫化矿选矿试验研究

内蒙古某钼铋多金属硫化矿,含钼0.65 %,含铋1.12 %,钼铋品位较高,有较大的工业回收价值.采用“混合浮选—钼铋分离”的选矿工艺回收该矿石中的有用矿物,以乙硫氮和煤油作为捕收剂进行混合浮选,以硫化钠和亚硫酸钠作为组合抑制剂,煤油为捕收剂进行钼铋分离,最终实验室小型闭路试验可以获得含钼47.31 %,钼回收率89.52 %的钼精矿以及含铋42.64 %,铋回收率86.04 %的铋精矿,较好地实现了钼铋分离.      

粗硫钴精矿精选的实验室研究

通过对粗硫钴精矿中硫和钴的赋存状态分析,认为用浮选方法来提高硫钴精矿产品质量是可行的,并在实验室完成了浮选条件试验和开路流程试验。开路流程试验表明：采用两次精选和一次扫选的开路流程,可获得硫品位３７．４３％、钴品位０．２９１％的硫钴精矿,作业回收率分别为７７．６０％、８７．０４％。推荐工业试验流程为三精一扫。     

铜钼混合精矿高效分离试验研究与应用

为提高铜钼分离效率,在小型试验和流程考查的基础上,对多宝山铜(钼)矿铜钼分离工艺进行了改进和药剂制度优化,将粗扫选流程由一次粗选、两次扫选改为两次粗选、一次扫选,捕收剂由煤油调整为煤油+废机油.工业生产表明:改造后,钼精矿钼品位、铜品位分别为45.939％、1.862％,铜精矿铜品位、钼品位分别为20.830％、0.1...     

甘肃某含钛磁铁矿选矿试验研究

甘肃某含钛磁铁矿含钛6.58%,含铁21.46%,具有较大的回收价值.在工艺条件试验研究的基础上,采用"弱磁选铁-强磁预富集-钛浮选"的工艺流程回收有价金属,最终,实验室小型闭路试验可获得含铁61.75%,全铁回收率43.45%（磁性铁回收率达86.47%）的铁精矿和含钛50.10%,钛回收率60.23%的钛精矿,浮选作业回收率为85.94%,选别指标较好.      

低品位铁矿石直接还原新工艺研究

对多种难选铁矿石进行了煤基直接还原和渣铁分离研究，提出了煤基直接还原──渣铁分离──还原铁粉冷固结成型的新的工艺流程。所得产品的铁品位、金属化率和铁回收率分别在９０％、９２％和８４％以上。直接还原铁粉经冷固结成型后即为电炉炼钢的优质原料。该工艺为利用我国大量尚未开发的低品位难选铁矿石提供了新的途径。     

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好, 在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。      

福建行洛坑钨矿选矿工艺优化研究

为提高福建行洛坑钨矿的分选指标,对现行的枱浮选矿工艺进行了优化.采用"重-浮"联合工艺,即先用摇床将枱浮给矿进行重选富集,得到的钨粗精矿再磨后以(戊基黄药+丁铵黑药)为捕收剂浮选脱除砷、硫等硫化矿,经一粗二精三扫,闭路试验可获得含钨55.89%、钨回收率92.60%,含砷0.06%、砷分布率3.39%,含硫0.36%、硫分布率2.73%的钨精矿.与原枱浮工艺相比,新工艺流程简单、可控性强,不仅可获得较高质量的钨精矿,且显著改善了选厂生产环境,实现了钨矿石的清洁高效分选.     

A Beneficiation Study on a Low Grade Iron Ore by Gravity and Magnetic Separation

In this paper, a sample from Tange-zagh iron mine was characterized by gravity and magnetic separation methods. The mineralogical studies showed that hematite and goethite are the main iron-bearing minerals with insignificant amounts of FeO. The results indicated that spiral separation yields higher separation efficiency than others. The combination of spiral and multi gravity methods showed that the grade and recovery could be obtained 58.7 and 55.6%, respectively. Scrubbing and de-sliming stages increased the recovery in the wet high intensity magnetic process. With a four-stage process of separation, the WHIMS by scrubbing and de-sliming was applied to achieve a final concentrate with grade of 62.6% Fe and recovery of 57.1% Fe.