奥姆苏克昌黄金选矿厂杜卡特矿床金银矿石选矿工艺的完善

杜卡特金银矿床的矿石具有不同性质.奥姆苏克昌黄金选矿厂采用常规浮选流程分选时贵金属的损失较大,采用第二段磨矿回路中离心重选、重选尾矿砂矿浮选、砂矿浮选尾矿磨矿后浮选,金和银回收率分别提高约1%～2%和3%～4%.     

Isa磨机-Jameson浮选槽回路可提供快速无铁污染浮选工艺

Xstrata科技公司提出用Isa磨机-Jamson浮选槽回路回收磨矿回路中新单体解离的有用矿物.Isa磨使用惰性磨矿介质,防止铁介质对磨矿过程中新生成的矿物表面的污染,Jamson浮选槽可实现对矿物的快速浮选.与使用普通球磨机和常规浮选槽的浮选回路相比,该工艺获得的精矿铅回收率提高5%,铅品位提高5%,另外一些优点在于减少了闪锌矿的损失,节约了能源,降低了药剂用量.     

宜昌磷矿正-反浮选扩大连续试验研究

对宜昌磷矿采用1粗2精1扫正浮选、1粗2扫反浮选、中矿顺序返回的正-反浮选流程进行了扩大连选试验研究,对含P2O5 19.22%、MgO 3.12%、SiO2 16.65%的中低品位磷矿,在磨矿细度-200目80.25%的情况下,获得P2O5 30.22%、MgO 0.48%、SiO2 9.25%的磷精矿,达到酸法加工一类质量标准.     

云南某低品位胶磷矿选矿试验研究

对云南某低品位堆存矿进行了配矿浮选试验研究,探索了磨矿细度、硫酸用量、磷酸用量、捕收剂YP6-6用量对浮选指标的影响。结果表明,采用一粗一精、中矿闭路返回单一反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占97.83%、H₂SO₄用量24.0 kg/t、H₃PO₄用量2.4 kg/t、YP6-6用量2.8 kg/t条件下,原矿品位为22.5%的混合矿经选别后可获得P₂O₅品位28.48%、P₂O₅回收率80.93%、MgO含量0.78%的磷精矿。     

贵州某硅钙质磷矿岩的浮选试验研究

采用双反浮选的方法对贵州某中低品位硅钙质磷矿进行了试验。考察了磨矿细度、矿浆pH值、捕收剂用量对精矿P2O5品位和P2O5回收率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm占84.28%,原矿P2O5品位为26.04%的硅钙质磷矿经两段粗选、一段精选后,可以获得P2O5品位为31.38%、回收率为86.52%的磷精矿,浮选指标较好。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

川西伟晶岩型锂辉石矿选择性磨矿—强化浮选试验研究

川西伟晶岩型锂辉石矿中锂辉石普遍结晶较大、易于解离且在碎磨过程中容易细化,而入选锂辉石矿样的粒度对浮选结果具有很大的影响,采用选择性磨矿—强化浮选的工艺来加强对锂辉石的回收。试验确立了最佳的磨矿条件:钢球球径配比制度为35 mm∶30 mm∶25 mm∶15 mm=2∶5∶3∶7,钢球充填率为30%,磨矿时间为8 min,磨矿浓度为65%。在这一最佳的磨矿条件下可以生产最大量的有利于锂辉石浮选分离的中粒级-74+38μm产品。磨浮选工艺闭路试验可获得Li2O品位5.81%、回收率79.52%的锂精矿。     

分散剂在超细重钙粉制备中的作用

研究了 p H值调节剂氨水和分散剂六偏磷酸钠在超细重钙粉制备中的协同作用效果。试验结果表明 ,p H值调节剂氨水协同分散剂六偏磷酸钠对超细重钙粉的制备具有显著的助磨作用 ,在球料比为 2 ,矿浆浓度为 5 5 % ,采用Φ 6 mm氧化锆球作磨矿介质 ,研磨 4 h的工艺条件下 ,当0 .1mol/L氨水用量为 0 .4 %～ 0 .6 % ,六偏磷酸钠用量 0 .5 %～ 0 .7%时 ,可缩短磨矿时间 ,提高磨矿效率 4 0 %左右     

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。     

贵州织金中低品位磷矿浮选试验研究

对织金低品位磷矿加入自制捕收剂(WF-02)进行了反浮选研究,采用分段加入捕收剂的方式,考察了捕收剂用量、抑制剂用量、磨矿细度、矿浆浓度、浮选时间对P2O5品位和回收率的影响。试验结果表明:在WF-02用量为1.0kg/t矿,磷酸用量为10kg/t矿,矿浆浓度为35%,磨矿细度-0.074mm占89%,浮选时间9min的条件下,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.90%增加到33.19%,回收率达到89.89%,获得了较好的浮选效果。     

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。     

某锡石多金属硫化矿选矿工艺研究

对某锡石多金属硫化矿进行了“浮选—重选”和“重选—浮选”的选矿工艺流程研究,结果表明两流程均可产出锡粗精矿以及富中矿,锡总回收率61.81%-67.90%;并获得含铜5.22%-7.04%的铜粗精矿,铜回收率为70%-78%,实现了资源综合利用。采用“阶段磨矿、阶段选别的浮选—重选”联合流程更适于处理此矿石。     

提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践

针对青海某铁金矿金浮选回收率偏低(仅有80%)的问题开展了系统研究, 发现磨矿粒度偏粗是原来生产金浮选回收率低的关键原因。通过试验确定适宜的磨矿粒度为-0.074 mm粒级占80.40%, 该磨矿粒度下采用一粗-两精-两扫的浮选工艺流程, 闭路试验获得了精矿金品位93.86 g/t、回收率87.96%的良好指标。现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂制度情况下, 仅降低磨矿粒度, 取得了明显的效果, 金回收率提高到87.5%。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试验研究

对甘肃某微细粒浸染型难处理金矿进行了选矿试验研究, 结果表明, 采用阶段磨矿-阶段浮选-尾矿氰化浸金的工艺流程, 可以获得浮选精矿Au品位45.01g/t、回收率82.79%、金总回收率为92.92 %的较好指标。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离.为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验.结果表明:(1)矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.2...     

某难选金矿石的选矿试验研究

根据某难选金矿石的性质,进行了多方案选金试验研究。结果表明:先重选再浮选,浮选粗精矿再磨的联合工艺流程可以获得比较好的选别指标。     

西藏某铜铅锌硫化矿浮选工艺研究

根据西藏某铜铅锌硫化矿矿石的性质, 分别研究了磨矿粒度、捕收剂及工艺流程对浮选的影响。在磨矿粒度为-0.074 mm占67.00%条件下, 以乙黄药和乙硫氮的混合物为捕收剂, 采用一粗一精两扫闭路浮选工艺流程, 获得混合精矿中铜、铅、锌的品位分别为13.81%、16.74%、22.41%, 回收率分别为95.47%、93.85%、94.04%。     

难选白钨矿重—浮选矿新工艺的研究

根据矿石工艺矿物学性质,采用棒磨一细筛闭路磨矿,螺旋溜槽重选,细泥浮选的重一浮联合流程选白钨矿,重选可丢弃约3／4的尾矿,对品位（WO3）30．5％的重选粗精矿,可用常温浮选精选;对产率不足1／5的细泥矿,用常规浮选工艺选白钨矿,原矿品位为1．47％时,可获得白钨精矿品位66．58％,回收率82．15％,与全浮流程相比,回收率接近,但重一浮工艺的选矿成本较低。     

某含锑复杂金矿选矿试验研究

锑作为一种重要的添加剂被广泛的应用于阻燃材料生产及微电子技术等领域,但是由于锑对氰化提金的不利影响,含锑金矿石开发利用率一直比较低,随着碱浸提锑—两段焙烧—氰化浸出工艺的发展及应用,如何有效的富集锑并提高金的选矿回收率对综合回收金、锑有重要的意义。对甘肃某含锑复杂金矿进行了浮选试验研究,结果表明,采用碳酸钠、水玻璃作矿浆调整剂、硫酸铜作活化剂、丁基黄药+丁基铵黑药作捕收剂,经一次粗选、四次精选、三次扫选浮选流程,可获得金品位66.46 g/t、锑品位5.77%、金回收率为92.99%、锑回收率为88.22%的金精矿,综合指标较优越。所得金精矿符合碱浸提锑—两段焙烧—氰化浸出的工艺入料要求,可以实现金、锑综合回收的目的。