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。     

高铁富金铜硫多金属矿选矿实验研究

某高铁富金铜硫多金属矿铁品位为31.81%,金品位为1.37 g/t,铜品位为0.70%,硫品位为6.52%,矿石中71.83%的金赋存于铜矿物、黄铁矿、磁铁矿等矿物,而铜矿物、黄铁矿、磁铁矿的嵌布粒度均较粗,普遍在+0.04 mm。采用“优先浮选铜-活化浮选硫-硫尾磁选回收铁”联合工艺处理该矿石,并采用ZA作铜捕收剂,全流程实验获得金品位27.80 g/t,铜品位20.60%,金回收率59.05%,铜回收率83.29%的铜精矿;金品位2.16 g/t,硫品位45.07%,金回收率20.24%,硫回收率86.25%的硫精矿;金品位0.80 g/t,铁品位60.83%,金回收率14.25%,铁回收率45.90%的铁精矿。实现了矿石中金铜铁及载体矿物的高效回收。     

山东某含金硫铁矿强化浮选回收试验研究

山东某含金硫铁矿原矿金品位为3.06 g/t、含硫量为2.65%。工艺矿物学研究表明,金主要以自然金等独立金矿物形式存在,其次以黄铁矿为载体,少量以磁黄铁矿为载体。采用快速浮选和常规浮选组合的工艺流程,以硫酸铜做活化剂,MA-1做捕收剂,HX-609做起泡剂,分别获得了金品位为34 g/t、32 g/t的快速浮选精矿和常规浮选精矿,金总回收率达到90%以上。     

基于工艺矿物学分析提高金浮选尾矿选矿回收率的研究

某金矿浮选尾矿金品位偏高,具有回收价值,对该样品开展了工艺矿物分析和选矿试验研究。工艺矿物学分析表明,尾矿中金矿物主要以三种形态存在,分别为难解离金矿物、易解离金矿物、单体易回收金矿物,后两种金矿物回收较为容易。试验结果表明,将其磨矿细度(-200目含量)提高到60%,浮选时间延长7 min,尾矿金品位降低至0.18 g/t,通过将磨矿细度(-200目含量)提高到80%,尼尔森重选也可将尾矿金品位降低到0.17 g/t,为现场制定改造方案提供技术支持。     

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。     

河北某石英脉型金矿石选矿试验研究

河北某石英脉型金矿石金品位5.4 g/t,银品位6.4 g/t。针对该矿石性质,开展浮选试验,在最佳药剂制度条件下浮选闭路试验获得精矿金回收率为78.9%,银回收率35.6%,金品位44.0 g/t,银品位23.5 g/t。为提高选矿指标,开展重选与浮选工艺联合试验。与单一浮选工艺相比,重、浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%,银回收率提高2.2%。     

贵州某黄金选矿厂弱酸性浮选工业试验

贵州某金矿含金4.3 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,矿石含碳较高,属难选难冶型金矿。为实现该金矿资源的高效利用,采用热压预氧化打开矿石中金包裹,提高金的浸出率,同时将原有的碱性浮选工艺调整为弱酸性浮选。采用"二粗二精四扫"的选矿流程,进行工业试验。通过条件试验确定磨矿细度及各作业的药剂用量,最终获得金精矿金品位19.34 g/t,回收率88.25%。与原工艺相比,弱酸性浮选可以利用废酸,节约碱性调节剂的使用。     

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...     

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。     

煤下高硫铝土矿浮选脱硫工业试验研究

以河南煤下高硫铝土矿作为原料,研究了浮选工艺参数磨矿细度、pH、捕收剂使用量对煤下高硫铝土矿浮选脱除硫效果的影响,并对浮选脱硫的工业试验开展研究。得出如下结果:实验室中进行的浮选脱硫的适宜工艺条件为,磨矿的细度选择75%,pH为8.5,在弱碱性条件下,捕收剂使用量定为600 g/t;工业上浮选脱硫的适宜条件为,浮选入料的细度选择74%～78%,捕收剂使用量选择1000 g/t;浮选脱硫工业试验最终采用"一粗一精一扫"的闭路浮选流程,获得精矿产率93%,铝精矿中硫所占比例降到0.23%,硫的脱除率达到83.16%,尾矿(硫精矿)中的含硫为15.09%的分选指标。     

吉林某金矿选矿工艺对比实验研究

对吉林某金矿进行了重选、无毒浸出和浮选3种选矿工艺对比实验,研究了磨矿细度、药剂用量、矿浆浓度等因素对选矿效率的影响.结果表明,无毒浸出工艺回收率为76.13％,重选工艺基本无优先选别作用;采用浮选工艺,在磨矿细度为-0.074 mm含量为90.52％,捕收剂异戊基黄药与丁铵黑药的药剂用量均为60 g/t,矿浆浓度为4...     

异丁黄药用于高硫铝土矿浮选除硫的研究

鉴于我国铝土矿保有量有限,高品位铝土矿由于掠夺性开采而面临枯竭,具有高品位的高硫铝土矿将是今后氧化铝生产的主要矿物原料。而高硫铝土矿脱硫,是该类型铝土矿能否工业应用的关键。本试验采用单因素实验,研究了高硫铝土矿在浮选剂异丁黄药作为捕搜剂,松油醇为起泡剂进行高硫铝土矿反浮选除硫的工艺条件。重点考察了浮选剂用量、浮选时间、浮选矿浆浓度、pH值及矿石粒度对浮选的影响,得出了反浮选除硫的适宜工艺条件。研究表明,在适宜工艺条件下,异丁黄药浮选除硫后的尾矿中,硫含量由原矿2.08%达到15.1%,精矿中硫含量降为0.62%,达到工业生产氧化铝的要求(0.7%)。氧化铝回收率为92.3%。在弱碱性条件下,异丁黄药的捕搜性能在硫酸铜活化下有很大提高。浮选动力学研究表明,异丁黄药对硫化矿的浮选符合Langmuir的化学吸附原理。     

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。     

Improvement of flotation behavior of Mengzi lead-silver-zinc ore by pulp potential control flotation

The electrochemical behavior of Mengzi lead-silver-zinc ore flotation system was studied. Based on the electrochemical characteristics of sulfide mineral flotation system, a stage potential control flotation was developed with the main parameters of pulp potential（φp）, pH value and collector dosage. Using N,N＇ diphenylamino-dithiolphosphoric acid（NNDDC） as a collector, which has good selectivity for galena flotation at pH 8.8 and pulp potential 330 mV, DDTC is used as secondary collector to improve both the grade and recovery of Pb and Ag. The pulp potential values significantly influence the floatability of practical minerals and single minerals when using NNDDC as the collector. The flotation recovery of galena reaches 85% at about 0.3 V and pH8.8. With the usage of pulp potential control during grinding and flotation, the new pulp electrochemical technology for Mengzi lead-silver-zinc ore flotation was developed. The results show that the grades of Pb and Ag of galena concentrate are 55% and 1 800 g/t, respectively, while the recoveries of Pb and Ag are 86.5% and 65%, respectively, the grade of Zn of marmatite concentrate is 42.5%, and the recovery of Zn is 91.25%.