某卡林型金矿浮选工艺试验研究

某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。     

湖南醴陵某高砷金矿浮选试验研究

湖南醴陵某高砷金矿含Au 2.85g/t,含As 0.2%,金主要以自然金形式存在,矿石中主要金属矿物为黄铁矿和毒砂。针对该矿性质进行了抑砷浮金试验研究,试验采用亚硫酸钠+腐殖酸钠作毒砂抑制剂,丁黄药+丁铵黑药作含金矿物捕收剂,在磨矿细度为-74μm 65%的条件下,闭路试验获得含Au 112.30 g/t、含As 0.27%的金精矿,金回收率85.20%,脱砷率达到97.56%,获得了较好的试验指标。     

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。     

陕西某难选金矿浮选试验研究

针对某难选金矿金品位为2.93 g/t,磨浮过程泥化较严重,并且主要载金矿物为黄铁矿和毒砂的特点,采用调整剂Na2CO3用量为3000 g/t,抑制剂水玻璃用量为1500 g/t,活化剂硫酸铜用量为250 g/t,用丁基黄药和丁铵黑药以1∶1组合作捕收剂,经过两粗两扫三精闭路浮选流程试验,获得了含金品位38.4 g/t、回收率为84.73%的金精矿,取得了较好的选矿效果。     

某金矿浮选金精矿提金工艺研究

介绍了采用“添加剂预处理－－氰化浸出－－锌粉置换”工艺从某浮选金精矿中提金的试验主要考察了磨矿细度，添加剂用量、时间对预处理效果的影响，在合理工艺条件下氰化浸金率大于９６％。     

贵州某卡林型金矿浮选工艺研究

贵州某难处理卡林型金矿采用原矿加温常压碱浸—全泥氰化炭浆法提金工艺,虽金回收率可达85%以上,但生产成本较高,工艺稳定性差,导致企业经济效益差。本研究通过浮选流程、调整剂的优化研究,采用直接细磨浮选和阶段磨选工艺,取得较好的选矿技术指标。采用一段细磨浮选,可获得金品位51.50g/t、回收率86.98%的金精矿;阶段磨选可获得金品位51.10g/t、回收率88.31%的金精矿,为该矿床高效开发利用提供了工艺依据。     

湖南某含砷金矿的选矿试验研究

湖南某金矿石中有价元素金的平均品位为３．４０g/t,金均以自然金的形式存在,主要载金矿物为毒砂和黄铁矿,有害元素砷和碳含量分别为０．３６％和１．４２％.金的解离分析表明,在磨矿细度－０．０７４ mm 占６５％的条件下,矿石中的可回收金主要以硫化物包裹金和单体及裸露金的形式存在,二者合计分布率为９４．６９％.根据矿石性质的研究结果,采用重选 浮选联合工艺对金矿物的回收进行了试验研究,在磨矿细度为－０．０７４mm 占６４．１％的条件下,先经过摇床重选和淘洗得到重选精矿,再以重选和淘洗尾矿为原料,通过一粗二精三扫的闭路试验流程得到浮选精矿.将重选精矿和浮选精矿合并得到最终产品,最终产品中金的品位和回收率分别为１１３．９１g/t和９３．１４％,金的实际回收率与理论回收率仅相差１．５５个百分点.     

某金矿矿石浮选优化试验研究

对某金矿的浮选工艺系统地进行了参数优化试验研究 ,得到了浮选最佳药剂条件 ,最终金的回收率为89.5 1%,浮选精矿金品位为 76.67g/t。     

某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65％的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究.采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺,在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526,有效降低金粗精矿中砷含量,获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83％、砷含量2.82％、砷回收率13.99％的金精矿和砷品位24.68％、砷回收率5...     

金平某金矿浮选工艺优化试验研究

针对金平某金矿金精矿品位及回收率不高的问题,从流程结构、药剂制度、磨矿细度等方面开展试验研究.鉴于选厂之前的基础研究工作比较详实,本次试验在探索药剂制度、磨矿细度等条件时没有进行单一因素的试验,而是对不同的因素进行组合开展试验,最终选定合适的药剂组合进行闭路试验,闭路试验采用阶段磨矿阶段选别—中矿再磨工艺流程,即一段磨...     

低碱混合浮选提高某铅锌矿中金浮选指标的工艺研究

为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。     

兰坪低品位天青石矿浮选工艺研究

为综合利用兰坪低品位天青石资源,对其进行了浮选工艺研究.结果表明,在磨矿粒度-0.074 mm粒级占94.85％、浮选温度30±3℃条件下,采用一粗二扫五精闭路浮选流程,获得了精矿产率32.47％、SrSO4品位84.76％、回收率85.13％的技术指标.研究成果可为低品位天青石矿的工程应用提供技术支撑.     

辽宁吉美地区某低品位菱镁矿浮选提纯实验研究

对吉美地区菱镁矿进行了浮选提纯实验研究, 采用一粗三精单一反浮选流程, 以盐酸、六偏磷酸钠为调整剂, LKD为捕收剂, 可获得MgO品位为97.24%、SiO₂含量0.28%的菱镁矿产品。     

湖南某碳酸岩型白钨矿选矿工艺研究

针对湖南某碳酸岩型白钨矿进行了选矿试验研究。试验确定在磨矿细度为-74μm占75%,Na_2CO_3用量1 200 g/t,Na_2SiO_3+HW用量1 600+400 g/t,DL用量200 g/t条件下,对该白钨矿进行浮选回收。试验最终获得白钨精矿WO_3品位63.39%,WO3回收率79.89%。     

马来西亚某高硫铜矿磁选-浮选工艺试验研究

采用磁选-浮选联合工艺回收马来西亚某高硫铜矿中的铜,在磁场强度1.0 T条件下经过2次磁选预处理,磁选精矿经一粗二精浮选得到铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1,磁选尾矿经二粗三精一扫浮选得到铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2,铜总回收率为60.68%,实现了铜硫分离。     

湖南某长石选矿工艺技术研究

针对湖南某长石矿,进行了工艺矿物学分析、物相分析和多元素分析,以及浮选工艺试验研究,考察了长石除杂的主要影响因素,确定具体的选矿工艺与流程.采用洗矿-反浮选工艺流程,精矿白度最高可达58％、产率达62％左右.     

某金矿石柱式浮选工艺研究

介绍了旋流-静态微泡浮选柱的结构与技术特点。采用旋流-静态微泡浮选柱对山东省某金矿石进行了柱式浮选工艺研究,结果表明,浮选柱在将现场流程精简掉1次扫选、2次精选作业的情况下,可以获得满足氰化要求的精矿,而且回收率超过现场浮选机生产指标。     

某金矿石选矿试验研究

对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占97.52%,采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂,2^#油为起泡剂,丁铵黑药为捕收剂,通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验,获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 g/t、精矿产率9.20%、金回收率94.89%的选别指标。     

四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收选矿试验研究

对四川某伴生铜铅锌硫铁矿进行了综合回收试验研究。采用铜铅硫等可浮再分离-硫浮选-硫尾矿浮锌的工艺流程, 可获得铜品位16.56%、铜回收率78.76%的铜精矿, 铅品位51.16%、铅回收率64.34%的铅精矿, 锌品位44.25%、锌回收率61.69%的锌精矿和硫品位38.61%、硫回收率96.33%的硫精矿, 实现了铜铅锌硫的综合回收, 对该类矿石的开发利用具有参考意义。     

湖南某低品位萤石矿浮选试验研究

以湖南某低品位萤石矿为研究对象,确定先混合浮选去除石英、再浮选分离萤石与重晶石的工艺流程,在混合浮选试验与分离浮选试验的基础上进行开路与闭路试验,获得CaF2品位为95.36％、CaF2回收率为82.83％的萤石精矿与CaF2含量仅为3.19％的重晶石精矿.