基于工艺矿物学的某浮选尾矿金的回收试验研究

河南某浮选尾矿中金品位为0.74g/t。工艺矿物学研究结果表明：金矿物主要以脉石包裹形式存在,包裹金含量为62.71%。对尾矿开展粒级分析,其+200目中金的占比为48.84%,占比较高。根据浮选尾矿工艺矿物学特征和粒级分析,采用“尾矿分级-+200目粒级再磨-浮选”选矿工艺回收金。实验室小型试验结果表明：+200目产品再磨后,经一粗一精两扫闭路浮选可得到金精矿品位15.23g/t、作业回收率63.82%（相对+200目产品）,金回收效果好。扩大试验采用平底FX150-GJ-120型水力旋流器对该尾矿进行分级,沉砂再磨后,在相同浮选条件下经一粗一精两扫闭路浮选可得金精矿品位为15.82g/t、作业回收率为61.68%（相对旋流器沉砂）、总回收率为25.73%（相对浮选尾矿）。     

青海高原地区某金矿闪速浮选可行性研究

青海高原地区某金矿的原矿属于微细粒蚀变岩型金矿,浮选回收率低,调整浮选工艺参数后浮选效果也未得到明显提升。通过考察磨矿分级工艺并分析旋流器底流粒级筛析发现,旋流器的分级效率为43%～60%,且底流存在金的“反富集”现象,部分粒级金品位达到20×10-6以上,这部分已单体解离的有用矿物循环累积于闭路作业中易产生过磨和矿泥二次包裹,从而限制了有用矿物的可浮性,使得回收率难以有效提升。通过在实验室模拟选厂工艺流程,在一段旋流器底流增加闪速浮选作业进行连续闭路试验,闪速浮选精矿产率达到4.07%,精矿品位达到38.31×10-6。旋流器底流中已单体解离的有用矿物通过闪速浮选能达到“早收快收”的效果,减少了这些有用矿物过磨及矿泥二次包裹的几率。旋流器溢流再磨至选矿厂要求的浮选细度进行常规浮选闭路试验,综合回收率由常规浮选工艺下的80.90%提高至83.96%。     

铜矿石粗磨优选工艺探索试验研究

某矽卡岩型铜矿原矿含铜0.98%,试验研究通过采用混合用药、延长浮选时间及中矿再磨等工艺优化措施,实现了一段粗磨选矿。在一段磨矿细度-74μm55.2%、中矿再磨细度-74μm81.3%条件下,经"二粗二扫一精"浮选流程,获得铜精矿品位20.37%(Au9.04g/t;Ag93.27 g/t),铜回收率94.40% (Au71.85%;Ag71.78%)的选矿技术指标。     

广东某含铜炉渣浮选试验研究

针对广东某铜冶炼转炉渣进行了工艺矿物学及选矿试验研究,工艺矿物学显示该矿物中铜品位1.13%,脉石矿物主要为铁橄榄石等。该炉渣采用阶磨阶选工艺流程,在一段磨矿细度-74μm67.5%,快速浮选得到部分精矿,尾矿再磨细度-43μm94.9%条件下,可获得铜精矿品位20.05%(金3.85g/t、银202.5g/t),铜回收率76.85%(金58.71%、银78.45%)的浮选技术指标,同时,尾矿铜品位降到了0.27%,炉渣样中的铜资源得到了有效的综合利用。     

东同矿业公司中矿选择性分级再磨工业应用

浮选过程中中矿循环量大,中矿单体解离度不够严重影响选铜指标,东同矿业公司将扫选一精矿与扫选二精矿合并,进行旋流器分级,旋流器沉砂进球磨机再磨,旋流器溢流与球磨机排矿合并,进入大旋流器进行检查分级,构筑了磨矿和浮选之间的磨浮大循环,优化了浮选给矿粒度组成,稳定了浮选流程,提高选铜指标。     

某高碳金矿氰化尾渣浮选试验研究及生产实践

某高碳金矿石氰化尾渣中金品位高达3.09 g/t。为进一步回收利用该尾渣中的金矿物,对其进行了浮选试验研究。通过对该氰化尾渣进行预处理和"再磨再选"的浮选工艺流程,获到金精矿品位25.23 g/t、金回收率55.08%的较好选矿技术指标;试生产取得了较好的经济效益。     

山东某金矿工艺矿物学及选矿影响因素研究

山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明：增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。     

某钨选厂粗精矿分选试验研究

某钨选厂粗精矿采用分级粗粒枱浮硫化矿、细粒浮选硫化矿,浮选尾矿采用磁选优先选出一部分黑钨单体,分选尾矿磨至目的矿物单体解离后,先浮选硫化矿,再浮选白钨,重选分离锡石,所有硫化矿集中进行铜硫分离的工艺对粗精矿中的目的矿物进行分选。通过该工艺流程有效地分离了粗精矿中的钨、锡、铜、硫。获得钨精矿WO3品位≥60%,回收率≥88%,铜精矿Cu品位≥24%、回收率≥90%,锡精矿Sn品位≥45%、回收率≥70%。     

福建某铜金矿浮选试验研究

福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。     

福建省某铜矿选矿流程优化试验研究

本文以不同铜品位的原矿为研究对象,分别开展不同的浮选流程结构对比试验研究,筛选出了最佳的浮选工艺流程,为该铜矿调整流程结构、强化铜浮选效果提供依据。最终推荐的流程为"铜快速浮选—中矿再磨再选",闭路试验可获得综合铜精矿含铜30.52%、铜回收率91.25%,硫精矿含硫45.83%、硫回收率45.33%的优异指标。与现场流程相比,该流程对原矿铜品位变化具有非常强的适应性,在不降低铜回收率的情况下,该流程可提高铜精矿品位5个百分点,并且减少石灰用量550g/t。     

硫酸铜在微细粒嵌布水淬铜渣浮选试验中的应用

云冶水淬铜渣中主要有价元素为铜和铁,其中含铜0.72%、含铁39.84%,伴生金银。铜矿物主要以单质铜、辉铜矿和赤铜矿形式存在,铁矿物主要以硅酸铁形式存在。铜矿物与铁橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度极细,属于极难回收的二次资源。为了回收该水淬铜渣中的微细粒级铜和金银等贵金属,采用阶段磨矿-阶段选别-混合中矿再磨再选的工艺流程,混合中矿再磨再选过程中加入硫酸铜活化使得混合铜精矿的品位和回收率均有明显改善,最终获得含铜20.27%、含金2.59 g/t、含银230.37 g/t,铜、金、银回收率分别为30.98%、35.61%和34.34%的混合铜精矿。     

甘肃某难选金铜氧化矿浮选试验研究

甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18％,铜氧化率高达95.87％.铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系.对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因.在磨矿细度为-74 μm占80％,Na2S作硫化剂,CuSO4作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和2...     

提高金铜硫化矿矿石金铜回收率工艺研究

本文对湖北某大型金铜矿石的浮选进行了系统研究。并对其硫精矿中金的回收进行了详细试验。结果表明，对硫精矿采用再磨再选技术，可使硫精矿中金的品位降至１．３１ｇ／ｔ，金的回收率可提高８．６７％，而且铜的回收率提高３．８９％。     

含砷金精矿砷富集试验研究

某黄金冶炼厂收购的含砷金精矿中金品位低于30 g/t,若直接进入冶金流程,既影响流程平衡,又会增加生产成本。根据砷矿物浮游特性,在pH=3.5的条件下,对含砷金精矿进行再磨后砷富集预选,采用一次粗选两次精选一次扫选工艺,获得产率为51.11%的较高品位金精矿,其中含金48.10 g/t,含硫32.56%,含砷7.13%,砷回收率达到90.61%。利用该预处理工艺最终实现了含砷金精矿物料中砷、硫、金的分选富集,降低了后续冶金作业处理量,有利于提高冶金指标和企业综合效益,从而实现清洁生产、节能减排的目标。     

老柞山金矿氰化炭浆尾矿中铜金回收

通过对黑龙江省老柞山金矿氰化炭浆尾矿的综合回收,可使精矿铜品位达16.21%,铜回收率达79.00%,并使精矿中金富集到12.67g/t,获得了较好的经济技术指标。     

陕西某低品位铜钼矿选矿试验研究

The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal.     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52％、S 47.50％、Fe 41.02％,具有较高的回收价值.采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52％,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82％,回收率分别为76.16...     

富含可溶性盐型氧化金矿石可选性研究

青海某金矿氧化金矿石金品位3.50 g/t。矿石中矿物常见交代残余、包含结构特征,嵌布粒度较细,可溶性盐类含量较高,属中等可选矿石类型。为合理开发利用该金矿资源,在分析矿石性质和探索试验的基础上,进行了金矿石可选性试验研究。其结果表明:在最佳的试验条件下,浮选闭路试验可获得金品位57.01 g/t、金回收率81.38%的金精矿;金精矿中银品位24.00 g/t、硫17.64%、铁49.37%,有价元素得到了综合回收。金精矿产品光学显微镜分析可知,金精矿中主要矿物为黄铁矿、毒砂和褐铁矿,表明含金载体矿物富集效果显著。