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。     

重庆高硫铝土矿反浮选脱硫试验研究

针对重庆某高硫铝土矿进行反浮选脱硫试验研究.该矿石样品取自重庆某地高硫铝土矿,在矿浆pH值为9,抑制剂用量1000 g/t,活化剂用量50 g/t,捕收剂用量400 g/t,起泡剂用量130 g/t条件下,通过"一次粗选一次精选一次扫选"反浮选脱硫工艺流程,得到硫含量0.23％、产率92.47％的铝精矿.     

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。     

云南某中低品位铝土矿脱硅试验研究

为利用云南某中低品位铝土矿,在研究矿石性质的基础上进行了浮选脱硅试验研究.结果表明:原矿Al2 O3含量为43.01％、SiO2含量为9.74％,在磨矿细度-0.074 mm占97.04％、捕收剂用量为1100 g/t的条件下,经过"一次粗选+两次精选+一次扫选"的闭路浮选流程处理后,可获得产率为70.11％、Al2O...     

甘肃某金矿浮选正交试验研究

采用正交试验的方法对甘肃某金矿浮选过程中粗选作业的磨矿细度、2^#油用量、黄药用量、硫化钠用量以及硫酸铜用量对回收率的影响进行了研究。结果表明，2^#油用量和硫化钠用量为影响金回收率的显著因素。粗选最优条件为:磨矿细度为-74 μm含量为55%、2^#油用量为14 g/t、黄药用量为28 g/t、硫化钠用量为100 g/t、硫酸铜用量为15 g/t。在此条件下，经一粗一精两扫的闭路试验，可得到回收率为89.87%，品位为42.0 g/t的金精矿。     

云南某铝土矿浮选脱硅试验研究

通过对云南某低铝硅比铝土矿进行工艺矿物学分析,查明了矿样主要矿物及其组成;采用正浮选脱硅工艺流程,对脱硅过程中的主要影响因素和试验流程进行研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.074mm含量占80%、p H值为9.5、六偏磷酸钠用量60g/t,捕收剂HML用量800g/t的条件下,采用"一粗一精一扫,中矿顺序返回"的闭路正浮选工艺,可以获得氧化铝含量为70.76%、铝硅比为7.55和氧化铝回收率为81.27%的精矿产品。     

登封高硅铝土矿脱硅选矿工艺研究

河南登封地区的铝土矿属高铝、高硅、低铝硅比型铝土矿,其工艺矿物学表明,矿石中各矿物嵌布关系复杂,嵌布粒度细,造成矿石的洗选困难。通过选矿试验,最终确定了重选和浮选相结合工艺流程,试验结果表明,在磨矿粒度-0.074mm占95%时,通过重选能够得到铝硅比8.12的合格精矿,对摇床的中矿和尾矿分别进行浮选试验,得到中矿浮选的药剂最佳用量为碳酸钠500g/t,皂化油酸500g/t,尾矿浮选的药剂用量为碳酸钠3000g/t,六偏磷酸钠60g/t,皂化油酸800g/t;通过全流程闭路试验,铝土矿铝硅比由3.28提高到7.66,精矿氧化铝回收率为61.13%,达到生产氧化铝工业用铝土矿三级标准。Si O2含量由原矿的16.76%降为8.67%,脱硅效果明显。     

组合捕收剂硫化浮选氧化铜的机理和应用（英文）

通过浮选试验、芘荧光探针、zeta电位和红外光谱分析,研究组合捕收剂丁钠黄药(NaB X)和十二胺(DDA)对氧化铜浮选的影响。单矿物浮选试验表明,在pH7～11条件下,NaBX+DDA的浮选效果优于NaBX,其中NaBX与DDA的最佳摩尔比为2:1。实际矿的浮选试验表明,NaBX和DDA的用量为(100+54) g/t时,精矿中铜的品位和回收率分别为15.93%和76.73%。芘荧光探针结果表明,NaBX+DDA可降低胶束在矿浆中形成的浓度。Zeta电位和红外光谱测试结果表明,NaBX+DDA通过化学吸附、氢键吸附和静电吸附作用在孔雀石表面,并生成黄原酸铜和铜胺络合物。     

三水铝石型铝土矿的浮选脱硅试验研究

以斐济的三水铝石型铝土矿洗矿精矿为原料,ZYY作为捕收剂,碳酸钠和六偏磷酸钠作调整剂,通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量等多因素条件试验,探讨正浮选方法提高三水铝石铝硅比的影响因素和适宜工艺条件。试验结果表明,当磨矿细度86％-200目时,pH值为9．5,六偏磷酸钠80g／t,捕收剂用量1200g／t,精矿的铝硅比9.06,回收率76.79％。     

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。     

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.     

水热浸出-浮选综合回收铅银渣中金银实验研究

为了提高资源利用效率,实现二次资源综合利用,对铅银渣进行了实验研究。铅银渣中银品位为245 g/t,金品位为1.52 g/t,金、银含量均较高。银的赋存状态研究表明,银主要以再造矿物铜蓝、硫化银混合相存在。结合银的赋存状态进行流程探索,确定采用水热浸出-浮选工艺流程。条件实验研究表明,液固比为2:1,浸出温度为70℃,浸出时间为2 h进行水热浸出,金、银在渣中富集率较高。当磨矿细度-0.044 mm占85%,粗选T19用量为4000 g/t,硫酸铜用量为600 g/t,酯-30用量为500 g/t时,经过一次粗选、两次精选、一次扫选的闭路实验流程,可获得银品位为3805 g/t,银回收率为86.82%的银精矿,银精矿中金的品位为25.8 g/t,金回收率为94.96%的较好指标,实现了铅银渣的综合回收。     

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.     

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。     

四川某低品位微细粒氧化金矿非氰浸出试验研究

对金品位为2.02 g/t的某低品位氧化微细粒金矿开展了全泥浸出提取金的试验研究。优选出非氰浸出剂CC-1,确定了相应工艺参数,在此基础上开展了3个粒级柱浸试验,对柱浸含金溶液进行了活性炭吸附试验,研究表明该矿石适宜于利用非氰浸出剂CC-1堆浸回收金。矿石磨至-200目占80%、矿浆液固比2:1、石灰用量3000 g/t原矿、CC-1浓度0.10%、浸出时间30 h条件下金浸出率92.75%;在石灰用量3000 g/t、CC-1浓度0.10%、浸出时间10 d时-10 mm矿样Au浸出率92.46%,浸出时间15 d时-20 mm及-30 mm矿样Au浸出率分别为91.49%、89.24%。采用CC-1作为浸出剂的含Au溶液活性炭吸附率为95.72%~97.11%。     

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...     

赞比亚某金矿选矿工艺试验研究

根据赞比亚某金矿的矿石特点,对其进行了单一浮选、尼尔森重选和摇床重选-浮选联合3种工艺对比试验,考察了磨矿细度、捕收剂和给矿量等因素对选矿效率的影响。结果表明,摇床重选-浮选联合工艺具有最佳回收效率。在磨矿细度为-0.074 mm占73.65%及优选药剂用量条件下,经过两次摇床重选,重选尾矿再经一粗两扫两精,中矿循序返回闭路流程,可得金品位为66.40 g/t、金回收率为90.52%的综合金精矿,可作为矿山选矿工艺技术依据。     

新起泡剂730A浮选铜矿的应用

介绍了新型起泡剂 730A的组成和性质 ,及它在某些铜矿山的应用结果。730A由α ,α ,4 三甲基 3 环已烯 1 甲醇、1,3,3 三甲基双环 [2 .2 .1]庚 2 醇、樟脑、以及C6～ 8醇、醚、酮按合适的比例组成。一个工业应用试验在个旧某重选浮选厂进行 ,结果表明 ,在相同的用量下 ,730A所得浮选指标优于松醇油。与松醇油相比 ,730A所得精矿的品位提高 0 .5 1% ,而铜的回收率提高 3.98%。另一工业应用试验在易门某浮选厂进行 ,试验结果表明 ,使用 730A不仅提高了精矿的品位和回收率 ,而且起泡剂用量也由 5 3.49g/t降为35 .2 8g/t。研究表明 ,浮选起泡剂在矿物浮选中具有重要的作用     

不同试剂对超细金刚石提纯效果的影响

以工业生产的粗提纯人造超细金刚石微粉为原料,从提纯原理的基础出发,采用铈盐、氟盐、过硫酸盐等试剂进行了提纯实验,并对每种试剂的实验结果、提纯工艺等进行了综合的分析比较.经过大量的实验数据分析,文章提出:环保型强氧化剂和除硅剂的复配,在有效降低环境污染的同时能取得良好的除杂效果.其中试剂浓度0.4 g/mL～0.5 g/mL的Na2S2O8和0.35 g/mL～0.5 g/mLKF·2H2O溶液配合使用,经180 ℃～200 ℃高温密闭8～10 h,使超细金刚石微粉提纯后的纯度达到了99.90%以上.