美国福特-诺克斯金矿细粒炭中金的特性及浮选

福特 -诺克斯 (Fort Knox)金矿位于美国阿曲拉斯加州的费尔班克斯矿区。该矿已探明的可能储量为 1 2 5 t金 ,原矿平均品位为 0 .85 g/t。金存在于乳白色石英网状矿脉中心以及花岗岩中 ,金的嵌布粒度一般小于 1 0 0μm。该矿于 1 997年初投产 ,选厂日处理量为 3 .6万 t,年工作日 3 6 5天 ,运转率约为 94%。来自露天矿采场的原矿用采场附近的旋回破碎机粗碎至 - 2 0 0 mm,然后用皮带输送机运送 0 .9km至选厂旁边的粗矿堆。粗矿石从矿堆输送至选厂 ,给入一台内径 1 0 m、长 45 m的半自磨机。该磨机的 +1 2 .5 mm排矿用一台 2 m圆锥破碎机破碎 …     

阿拉斯加Fort Knox矿山细粒炭中金的特性和浮选

在美国阿拉斯加的Fort Knox矿山中，解吸、酸洗和回转窑再生过程产生了细粒炭物料，由于其中含有有价的金，所以用压滤机收集这种细粒炭物料。细粒炭试样分析表明，其中含有20％－30％的炭、70％－80％的砂粒和0.17-0.68g/kg金。含在本研究的细粒炭试样中的80％金是以再结晶的游离金粒形式存在，其余的金以炭吸附的形式存在。在实验室试验中采用泡沫浮选法可从细粒炭物料中获得高回收率的金和炭精矿，并有效丢弃大量的砂粒。经3段金浮选和2段炭浮选，金的回收率可达到95％以上，炭的回收率为90％。     

用浮选法从重选尾矿中回收细粒重晶石

用重选法选别重晶石时产生大量的细粒尾矿，据估计约有４０％的含重晶石物料损失于尾矿中，本研究中对用浮选法作为回收细粒重晶石的可能性进行了试验，所研究的内容包括用动力学方程计算影响浮选的变量；通过小型的粗选试验研究浮选变量，以及研究粗选精矿精选的其它可能方案。研究表明，用浮选法可获得品位为９６．５％、回收率为７７．５％的精矿。虽然从工业选厂尾矿中回收重晶石比直接对重晶石进行浮选更困难，但所研究的这种工     

用重选法从浮选中矿中回收细粒金

本文介绍用重选-浮选流程处理含碳-砷金矿石的选矿厂中横流皮带溜槽的工作结果。所得的金精矿含有10～15％的活性炭和5～15％的砷,因此是一种不适于湿法冶金过程的原料。采用吸附氰化法只能从这些精矿中提取65％Au和35％Ag。对于这种精矿,当地因缺乏简易有效的处理工艺流程,故暂且将产品送往火法冶炼厂处理。由于用户厂方生产能力的局限性,特别是距火法冶炼厂远造成运输费高昂等因素,致使选厂主动决定减少浮选精矿的产量。因     

细粒炭上金的特性和浮选

在阿拉斯加费尔班克斯的福特 -诺克斯( Fort Knox)金矿 ,在冲洗、酸洗和焙烧窑再生作业过程中 ,产生了炭细粒。由于细粒炭上吸附有金 ,所以用压滤机回收细粒炭。细粒炭样品分析表明 ,其中含有 2 0 %～ 3 0 %的炭 ,70 %～80 %的砂以及 0 .1 7～ 0 .6 8g/ kg金。在这项研究中所采     

用重选方法回收微细粒金

讨论了用重选方法回收微细粒黄金的途径及设备。介绍了淘洗盘在粗选方面的应用效果。表选采用快速摇床。     

细粒金和"易漂浮"金的浮选回收

在Полярнннск采选公司砂金浮选试验中，研究了金的粒度、捕收剂类型和用量、矿浆浓度以及抑制剂对砂金浮选的影响。试验结果表明，用浮选法可从Полярнннск采选公司砂金矿中有效地回收金。浮选精矿金的回收率为81％一85％，可以用播床回收浮选尾矿中的金，金的总回收率可提高到85％一90％。     

用剪切絮凝和载体浮选法提高细粒赤铁矿浮选回收率

本文叙述了采用十二烷基硫酸钠进行细粒赤铁矿絮凝和浮选的诸要素.细磨矿石的剪切絮凝作用可以提高小于10微米的赤铁矿颗粒的浮选速率.由于最佳浮选粒度聚合体的形成而改善了浮选动力学.在絮凝系统中加入经药剂处理过的粗粒赤铁矿作为剩余细粒的载体,可明显提高总的浮选回收率.     

萃取浮选法从浮选金尾矿中提金

系统地试验了四类化合物对尾矿中金的捕收性能,通过浮选试验,找出了从尾矿中提取金的最佳捕收剂一次乙基二甲基二矿代氨基甲酸酯,它可将尾矿中金由５ｇ／ｔ提高到２２５０ｇ／ｔ以上,富集比高达４５０。为工具开发应用打通了道路,也为我国资源充分利用的研究提供了一条可行笥方案。     

浮选锑尾矿回收金的试验研究

青海某锑金矿选矿厂采用"先锑后金"的优先浮选流程,因矿石氧化程度高,泥化现象严重,导致浮选金精矿品位及回收率很低。为了提高金的选矿回收率,对选锑尾矿采用CIL提金试验研究,金浸出率为65.10%,相比较原选矿工艺金回收率提高52.95%。     

从高炉瓦斯泥中浮选碳精矿的影响因素研究

文中采用单一浮选从高炉瓦斯泥中浮选碳精矿,通过对捕收剂用量、起泡剂用量、分散剂用量以及浮选浓度这几个主要影响因素的研究,以粗选所得精矿的品位和回收率为指标,得到各种影响因素的最佳选别条件为:捕收剂选用柴油,用量为500g/t,起泡剂选用2号油,用量为25g/t,分散剂选用六偏磷酸钠,用量为100g/t,选矿浓度为5%。在此条件下,进行一粗两精的选矿工艺,可使碳品位从29.2%提高到65%以上,回收率达到66%。     

某窑渣中炭的浮选回收试验研究

某窑渣为锌冶炼系统的铁矾渣和高酸浸出渣,进行干燥脱去部分水份,配入焦炭进回转挥发窑,在超过1100℃高温下的挥发窑渣。窑渣中炭含量达25.38%。研究采用浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量75%的条件下,以煤油为捕收剂,2#油为起泡剂,对其中炭进行回收,获得了炭精矿品位80.90%,回收率76.04%的较好指标。     

锌粉置换硫代硫酸盐浸金液中金试验研究

以10 μg/L金标准液与硫代硫酸钠、氨水合成浸金液, 采用锌粉置换法回收所合成浸金液中的金。结果表明: 锌粉用量增加, 金置换率提高; 选取锌粉用量为0.4 g/L, 随反应时间增加, 金置换率下降; 浸金液中铜离子和单质S、SO₄^2-、SO₃^2-等多硫化物对置换反应不利; 游离硫代硫酸盐对置换影响较小; 添加铅盐对置换反应有利。SEM-EDS分析表明, 经5%乙酸铅溶液浸泡后的锌粉表面有铅生成, 生成的铅与锌形成电偶加速置换反应, 同时, 锌粉表面变蓬松, 增大了锌粉与Au(S₂O₃)₂^3-的接触面积, 有利于置换反应的进行。     

应用萃取-电积技术从含铜金精矿中提取铜的研究

采用萃取-电积技术处理含铜金精矿, 从中回收金属铜, 进行了试验研究, 并成功应用于生产实际, 生产所得电铜质量达到国标1^#水平, 铜萃取率达96.95%。生产实践表明该法经济效益好, 操作简便, 可在同行业推广应用。     

从浮选尾矿中回收萤石的实践

多年的生产实践与试验研究表明,根据原矿性质的不同可综合利用矿产资源。采用合理的选矿流程、混合用药,从沉积多年的尾矿中浮选回收萤石获得了精矿品位为95.5%,回收率为75%的较好生产指标。     

从某金尾矿中浮选回收金

某金矿尾矿库内堆存有金品位为0.70 g/t的尾矿约100万t,尾矿粒度粗细不均,+150μm占46.25%、-74μm占26.50%,金在粗、细粒级有一定程度的富集。为了开发该二次资源,进行了浮选选金试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占80%的情况下,以硫酸为矿浆pH调整剂、硫酸铜为活化剂、Y89黄药为捕收剂,采用2粗2精1扫、中矿顺序返回流程处理,可获得金品位为30.88 g/t、金回收率为59.11%的金精矿。     

利用静态浮选柱回收云母的研究

介绍了利用充填式静态浮选柱从灵寿碎云母矿尾矿中回收云母，经一次选别即可获得云母含量为98．54％、回收率91．42％的优质云母精矿，大大优于常规浮选工艺。     

从库存金尾矿中回收金的试验研究

河南金渠黄金股份有限公司金渠金矿已闭库的马桥沟尾矿库存有尾矿180万t左右,平均金品位达0.87 g/t。为开发利用该尾矿,对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,在-200目占78%的再磨细度下,采用丁基黄药+丁铵黑药作为联合捕收剂,辅之以硫酸铜的活化作用,经一粗二精二扫闭路浮选,可从该尾矿中获得金品位为12.49 g/t,金回收率为81.36%的金精矿。     

Recovering Silver from Zinc Leaching Residue with Carder Flotation

为使内蒙古某湿法炼锌厂锌浸出渣中的银得到回收,对该锌浸出渣进行了浮选试验.试验结果表明,由于银矿物主要以微细粒分布在锌浸出渣中,导致常规浮选回收率低下,而采用载体浮选工艺可显著改善浮银效果:以粒度为-0.037 mm的有机物AC -0为载体、石灰为pH调整剂、硫化钠为活化剂、丁铵黑药和乙硫氨酯为捕收剂,通过1粗1精1扫闭路载体浮选流程,可获得银品位为8 670 g/t、银回收率为61.67％的银精矿.