某高硫金矿综合回收浮选试验研究

某高硫型金矿石中的金矿物主要为自然金,金品位为3.50 g/t,并可综合回收银和硫.为实现该金矿资源的高效综合回收利用,在磨矿细度-0.075 mm占70％的条件下,采用金硫混合浮选—金硫分离—浮硫工艺流程,以丁基黄药与丁铵黑药为组合捕收剂,可获得金品位40.46 g/t、银品位52.38 g/t、金回收率95.62％...     

安徽某高硫金矿选矿试验

安徽某含砷高硫低品位金矿石,有价元素为金和硫,为了合理开发利用该矿产资源,试验采用抑硫浮金工艺流程进行选矿试验研究。试验选取石灰作为硫化物抑制剂,以丁基黄药和丁铵黑药组合药剂为捕收剂,在磨矿细度为-0.074 mm 75%的条件下,通过1次粗选、3次精选和2次扫选,最终获得了金精矿品位为25.32 g/t、金回收率为68.52%的满意指标。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

采用硫砷依次优先浮选、再磁选的流程,在酸性条件下对某含砷高硫难处理金矿进行硫砷分离.通过闭路试验,得到了高质量的硫精矿和含金砷精矿,实现了硫砷的有效分离,提高了金的回收率.     

某高硫高砷金矿选矿试验研究

对云南某地高硫高砷金矿进行Falcon离心选矿机重选和氰化搅拌浸出工艺试验研究,确定了适合处理该金矿的最佳选别方案.其中重选离心机Falcon重选流程得到较好的选别指标.当原矿含金9.2 g/t时,闭路试验获得的金精矿含金360.52 g/t,尾矿含金0.57 g/t,金回收率高达93.93％.     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

某高硫难选金矿金—硫分离试验研究

四川某金矿为高硫含碳微细粒难选金矿，常规浮选所得精矿金品位只有２５ｇ／ｔ左右。试验采用载体转移浮选技术，成功地解决了Ａｕ－Ｓ分离的技术难题，获得了金品位７３．８５ｇ／ｔ、回收率８８．５３％的金精矿，并综合回收了银、硫，提高了选冶厂经济效益。     

某金矿尾矿浮选回收金工艺研究

某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明：在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。     

四川某高硫铜铅锌矿选矿工艺研究与生产实践

根据矿石性质,针对四川某高硫铜铅锌矿进行了浮选分离研究,工业试验采用铜铅混合浮选再分离—锌、硫顺序浮选的选矿工艺流程获得了铜精矿品位20.15%,回收率80.12%;铅精矿品位60.10%,回收率83.24%;锌精矿品位47.01%,回收率78.64%;硫精矿品位38.92%,回收率72.64%的较好选别指标。工业试验表明,新工艺取得了较好的技术经济指标。     

云南某金矿提金工艺试验研究

云南某金矿石为褐铁矿化含炭糜棱岩型金矿石,原矿中金赋存状态复杂,金品位较低,仅3.56 g/t,含碳量0.619%,属低品位原生高碳金矿石。为合理开发利用该矿石,获得高品位的金精矿,降低生产运营成本,对其分别进行了全泥氰化浸出、焙烧—氰化浸出、摇床提金、单一浮选试验研究,对比各流程的试验结果,确定采用1粗1精3扫的单一浮选工艺处理该矿石,获得的金精矿品位达38.92 g/t,回收率为75.42%。     

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿,硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低,并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下,采用一粗三精一扫,中矿按顺序返回的闭路流程,其中扫选不添加石灰,其他药剂减半,三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值,最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标,实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响,试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮,显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验,锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂,其分子头基有硫亲固原子,通过水解产生R-CSS^-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu²⁺和F...     

云南罗平县史家寨高硫煤浮选脱硫工艺试验研究

云南罗平县史家寨煤矿原煤灰分高、硫分高,其中可供回收的有价矿物主要是煤和黄铁矿。根据原煤特性,提出全浮选工艺流程,即先浮煤抑硫、再活化浮选硫;并对煤浮选的加药方式和药剂用量进行了优化,基于加药方式和药剂用量的优化,对煤进行了小型闭路浮选试验。试验最终获得了产率为37.18%、硫含量为5.38%、碳品位为41.10%、碳回收率为83.05%的精煤和产率为6.18%、碳含量为9.04%、硫品位为42.49%、硫回收率为30.56%的硫精矿。选矿过程中,在氧化钙用量合适的情况下,采用分段添加柴油的方式可大幅提高精煤产率,降低选矿成本;只有尽可能地将煤选出,才能同时保证硫精矿的品位和回收率。     

高含碳金矿石浮选工艺流程试验研究

某高含碳金矿(碳品位6.68%),金共生有用矿物为黄铁矿、毒砂以及微量的石墨,一部分黄铁矿包裹在碳质物中。采用两次粗选、粗精矿1两次精选、粗精矿2四次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,获得金精矿(金精矿1+金精矿2)金品位42.18g/t、银品位46.70g/t,金回收率85.87%,银回收率62.86%的浮选指标,在回收金的同时综合回收了银。此工艺流程为含碳金矿选矿厂提供了一个易于工业化实施的工艺流程。     

某银矿选冶试验研究

云南某矿石含银120g/t,银是主要回收矿物,其他矿物暂无回收价值。银在矿石中主要以次生银矿物的形式存在。为了有效回收银矿物,通过开展流程对比试验确定了浮选+酸浸+酸浸尾矿氰化浸出流程。通过条件试验确定了磨矿细度为-48μm占92.91%,氰化钠用量为4kg/t,浸出时间为28h。在开路试验的基础上开展了闭路试验,闭路试验结果:浸出作业回收率79.73%,浮选+酸浸+酸浸尾矿氰化浸出回收率84.17%。     

高硫金细粒嵌布硫化矿金矿石选冶工艺的探讨

本文结合小型试验研究结果, 对高硫金细粒嵌市硫化矿金矿石选冶工艺进行了探讨。处理该类型金矿石比较适用的生产工艺是: 混合浮选-混精氰化浸出-氰渣硫酸化焙烧制酸-硫酸渣氰化浸出。     

国外某含碳高硫细粒嵌布铜铅锌多金属矿选矿工艺试验研究

在查明各矿物赋存状态和分析研究的基础上,针对铜、铅、锌、银、硒等矿物的嵌布特征,经过多方案探索试验,准确选择流程方案,充分发挥组合抑制剂、捕收剂的协同效应,采用"除碳—铜(银)锌优先浮选—重选(浮尾)硫"工艺流程,使该矿的各有用矿物得到有效分离,铜、锌回收率均大于90%,取得了较为满意的技术指标。     

凡口铅锌矿选硫新工艺研究与实践

介绍了凡口铅锌矿选硫工艺革新的原因及高铁硫精矿的市场价值。通过实验室小型试验、半工业试验, 确定了新工艺流程。工艺改造后引进了XCF和KYF机械搅拌式充气型浮选机, 选硫系统的技术经济指标大幅提高, 可同时获取高硫精矿和低硫精矿, 创造了良好的经济效益。     

某难选金矿高效浮选工艺可行性研究

某矿山矿石为微细粒蚀变岩型难选金矿。经过多年的建设、工艺优化和技术改造,浮选回收率由生产初期70%提高至81.57%。近年来,选矿指标难以有质的提升。为了提高该矿山的选矿指标,采用工艺矿物学研究结合工艺流程考察,总结分析选矿指标难以有效提升的主要原因是原矿金嵌布粒度微细、泥质矿物含量高,且旋流器底流金循环量大,造成微细粒金难以单体解离、已解离的单体目的矿物表面受到污染而随着浮选尾矿流失。通过开展闪速浮选+优先浮选+分支浮选高效浮选工艺可行性研究,有效解决了该矿山选矿厂矿石的过磨和欠磨问题,最终获得金精矿品位为38.84g/t、回收率为86.83%的浮选指标。结合该矿山选矿厂现有工艺流程和设备特点,进行选矿厂工艺技改可行性研究,通过高效浮选工艺技术改造,该选矿厂回收率可提高5.26%,年可新增产值880余万元。     

E908捕收剂优先浮选高硫含铜矿石的试验研究

在低碱度条件下,研究了以E908为捕收剂,腐殖酸钠为抑制剂对某高硫含铜矿石的优先浮选工艺。试验结果表明,捕收剂E908对硫化铜矿具有较好的捕收性能,腐殖酸钠是铜硫浮选分离时黄铁矿的优良抑制剂。全优先流程闭路试验得到铜精矿铜品位19.87%、银品位605.84g/t,铜回收率87.76%、银回收率84.51%的浮选指标。