提高篦子沟铜矿伴生金回收率的探讨

介绍了篦子沟铜矿伴生金的回收现状，依据金的赋存状态分析了伴生金的回收率，探讨提高金回收率的措施和途径。     

提高篦子沟铜矿伴生金回收率的探讨

介绍了蓖子沟铜矿伴生金的回收现状．依据金的赋存状态分析了伴生金的回收率，探讨提高金回收率的措施和途径。     

提高德兴铜矿伴生金回收率的可行性分析

通过对德兴铜矿伴生金赋存状态的特点及伴生全回收率偏低的现状分析,提出了采用浮-重联合工艺来提高该矿伴生金回收率的建议,并进行了可行性分析.     

提高铜及伴生金回收率选矿实践

在含金硫化铜矿石的选矿过程中采用两段磨矿,一段磨矿至≦0.074 mm≥65%进行铜硫混选作业,铜硫混合浮选产出的混合精矿分级再磨至≦0.045 mm≥85%进行铜硫分离作业.一段磨矿通过调整磨机补加钢球的球径配比,二段磨矿采用立磨机代替传统球磨机,提高磨矿效率,优化磨矿产品粒级分布,在选别过程中采用MA-1和MOS联合捕收剂代替黄药,铜硫分离作业降低石灰用量,使用选择性较好的Z200做为捕收剂,结合浮选柱液位调整精矿品位,有效提高铜及伴生金的回收率,充分利用资源,提高企业经济效益.     

提高泗洲选矿厂一段选铜回收率的实践

分析了德兴铜矿泗洲选矿厂一段选铜回收率低的原因 ,针对存在的问题 ,提出从工艺管理和技术改造入手 ,针对存在的问题进行改造和改进 ,提高了一段回收率     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。     

提高某铜矿伴生金回收率的试验研究

黑龙江多宝山铜矿属大型斑岩型铜矿,日处理量达85 000 t,其中伴生组分金的品位为0.1 g/t左右,在大体量下具有回收价值,年产金可达2 t.该矿石中伴生组分金的嵌布粒度较细,绝大部分金的嵌布粒度在-0.038 mm,-0.038 mm粒级中的金占64％,回收金对磨矿细度要求较高.针对该矿石,通过磨矿细度、pH调整...     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂二段回收率的实践

阐述了泗洲选厂二段铜回收率不高的原因，针对二段磨矿分级效果、浮选机性能、石灰添加系统存在的问题，进行了改进，提高了二段回收率。     

某浮选金精矿中伴生元素综合回收的试验研究

针对某含铜铅的浮选金精矿,在工艺矿物学研究的基础上进行了选冶试验研究,采用铜铅混选—氰化浸出—铜铅分离流程,获得了合格的铜精矿及铅精矿,铜、铅综合回收率分别为74.16%和70.92%。该流程实现了金精矿中伴生元素的高效综合回收。     

论脉金矿选矿厂在磨矿回路中加重选作业回收金的效果

分析了在脉金矿选厂的磨矿回路中增加重选作业的优越性和可行性，并作了实例介绍。该法可预先回收已单体解离的粗颗粒金，有利于提高金的回收率，减少尾矿中金的损失、且设备简单、投资少、成本低，并能减少环境污染     

从金尾矿中回收精制石英砂的试验研究

本论文针对某地金尾矿中SiO2含量较高的特点,利用选矿的方法对其中SiO2进行有效回收提纯。试验结果表明,采用分级脱泥-强磁-浮选-酸浸选别工艺,取得了SiO298．12％、Al2O30．75％、Fe2O30．07％、回收率为58．77％的精制石英砂,该工艺不但充分利用了矿产资源,而且可获得显著的经济效益。     

陕南月河砂金选厂尾矿的综合利用

介绍了用磁选－焙烧－磁选生产工艺，从陕南月河流域的砂金矿选厂尾矿中分离回收具有工业应用价值的铁精矿、钛铁矿、石榴石和细金屑等有用成分的综合利用技术。     

某炭质铜矿伴生金银元素回收的研究应用

对含炭型多金属铜矿进行了提高其伴生金银元素回收的选矿试验,并进行了应用。结果表明,采用Y89与丁铵黑药捕收剂替代丁基黄药后,可以得到铜精矿含金品位提高1g/t,银品位提升10g/t的较好指标。同时,精矿铜品位提升约1%,铜回收率保持不变。     

提高铜金矿回收率的试验研究

针对某铜金矿山回收率偏低,尤其是金回收率较低的问题,采用新型高效的捕收剂QF对该矿矿石进行浮选试验,将金富集在铜精矿中回收,结果铜金回收率分别提高3%和10%以上.     

甘肃某卡林型金矿提高回收率优化研究

甘肃某难处理卡林型金矿原生产采用一段磨矿浮选—环保提金工艺,生产中存在药剂种类多,添加量大等问题,为了降低生产成本,提高企业经济效益,对生产工艺进行优化研究,确定采用两段磨矿两段选别—环保提金工艺,金综合回收率达到91.55%,较原生产回收率提高了10.05%。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

提高铁回收率的实验研究

为了提高某选矿厂磁矿系列铁回收率,开展了对该选矿厂磁矿系列的弱磁尾矿和弱磁精矿的分选试验研究。论文中采用了选矿厂现场生产的反浮选工艺流程和药剂组合方案,对弱磁精矿进行分选处理;对弱磁尾矿进行了直接反浮-正浮选工艺流程的试验研究。最终取得了铁回收率80.13%、铁品位62.96%、综合铁精矿产率41.69%的选别指标。为选矿厂提高磁矿系列的铁回收率,提供了重要的参考途径。