美国科碧顿铜选矿厂及基铜钼分离工艺

介绍了美国科珀顿铜选矿厂,该厂采用半自磨－浮选流程,生产铜精矿和钼精矿,铜钼混合精矿分离采用充氮气浮选辉钼矿,精选中多次再磨,采用反浮选、强磁选、氰化浸出等措施,实现铜钼分离,获得铜精矿和优质钼精矿。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

山东某铅锌银多金属矿精矿中银的浸出试验研究

对山东某铅锌银多金属矿混合浮选的精矿和优先浮选的铅精矿进行了银的氰化浸出处理.与混合浮选精矿相比,优先浮选的铅精矿中Ag的浸出率比较高,浸出时间为36 h的情况下,Ag浸出率为85.45％.     

铜离子对含金硫精矿氰化的影响

<正> 豫西某金矿是目前我国大型金矿之一,现采用混合浮选流程,生产多金属含金硫精矿。去年,我们对该选厂的多金属含金硫化矿进行了氰化提金工艺试验研究。试验结果表明,这种铜、铅、碲含量较高的含金硫精矿,只要工艺合理,可以得到较高的金浸出率,不磨氰化和磨细后氰化,金的浸出率都可大于97％,银的浸出率为77—79％,与山     

某低品位风化石墨选别实践

研究了福建某低品位风化石墨矿的可选性,经浮选条件试验和浮选流程比较,采用粗磨、粗选、扫选及三段再磨十一次精选的闭路流程,可获得石墨精矿固定碳含量为88.21％,精矿回收率89.58％.     

美国科珀顿铜选矿厂及其铜钼分离工艺

介绍了美国科珀顿铜选矿厂。该厂采用半自磨 -浮选流程 ,生产铜精矿和钼精矿。铜钼混合精矿分离采用充氮气浮选辉钼矿、精选中多次再磨、采用反浮选、强磁选、氰化浸出等措施 ,实现铜钼分离 ,获得铜精矿和优质钼精矿     

某含金石英脉型金矿石的选矿试验研究

某含金石英脉矿属中硫矿石，含金４．４１ｇ／ｔ、硫３．８６％，采用单一浮选流程可获得品位为５６．３２ｇ／ｔ的金精矿，回收率９３．９２％。为直接产出成品金，采用浮选精矿再磨氰化浸出—炭吸附工艺流程，金总回收率为８７．９１％。     

提高某银锰矿选银回收率的试验研究

对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,该矿石中的银主要以银锰矿和自然银两种矿物存在,而且软锰矿含量较高,在磨矿过程中易产生细泥。通过各种条件试验,最终采用粗磨-强磁选-细磨-浮选银-浮选锰泥的流程进行闭路试验,可以得到强磁精矿含银595.7 g/t,浮选银精矿含银7 328.0 g/t,浮选锰矿泥含银288.7 g/t,银的总回收率81.44％,合并3种精矿的平均品位为586.8 g/t的选矿指标。     

高温高酸浸出渣浮选银工艺研究

某厂高温高酸锌浸出渣含银401.6 g/t、锌3.37％、铅20.41％、硫12.52％.分析浸出渣的性质和银的物相,研究用硫化钠预处理渣,加入丁基黑药和乙硫氮组合药剂来提高银浮选指标.锌的浸出渣经过一次粗选、两次精选及三次扫选流程,得到了银品位为2017.45 g/t、银回收率达到78.44％的银精矿.     

山东某浮选金精矿氰化浸出实验研究

山东某浮选金精矿工艺矿物学研究表明,该精矿主要金属矿物为黄铁矿,铜、铅、锌、砷等金属元素含量都比较低,对该精矿采用氰化浸出金、银比较有利,浮选精矿含金品位平均为21.86 g/t,含银10.5 g/t、硫47.16％.矿物组成比较简单.实验结果表明,采用直接氰化搅拌浸出可以获得金浸出率为95.06％,银浸出率71.43％的良好指标.     

某钼铀矿矿物特征及其利用工艺研究

研究了某钼铀矿矿物特征,对其采用“原矿硫酸浸出,浸液钼铀萃取分离;浸渣浮选,浮选混合精矿水冶”处理,可获得含钼40.77%、回收率85%的钼酸钙,含铀70.37%、回收率88%的重铀酸铵,含金24.6g/t、含银490g/t、金回收率90%、银回收率36.8%（挥发部分未计）的金银精矿.钼产品与金银精矿放射性强度均达到国家标准.     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

内蒙古某低品位铜铅锌矿石中金银回收工艺研究

在对内蒙古某低品位铜铅锌矿石工艺矿物学研究的基础上,结合矿石中主要有价组分--金银的计价结算体系,确立了将金银富集到铜铅精矿中的流程思路,进行了铜铅混合浮选、后选锌、再铜铅分离流程的工艺技术条件研究,采用试验确定的磨矿、1粗2扫1精铜铅混浮、磨矿、2次混合精选、1粗1扫1精铜铅分离、1粗2扫4精浮锌、中矿顺序返回闭路流程,可以获得金回收率达85.92%、银回收率达50.99%的铜精矿和金回收率达5.50%、银回收率达17.49%的铅精矿,金总回收率高达91.42%、银总回收率高达68.48%。     

某低品位多金属金矿综合回收试验研究

某低品位多金属金矿中含有金、银、铅、铁等多种有价元素,有用矿物嵌布关系复杂且粒度较细,含量较低但综合利用价值较高。原矿在磨矿细度-0.074mm含量60%、捕收剂丁黄药和丁铵黑药用量分别为64g/t、13g/t的条件下进行混合浮选,获得金、银、铅混合精矿。混合精矿在pH值为11、矿浆浓度40%、氰化钠用量5kg/t、浸出时间36h的条件下进行氰化浸出获得金、银,对原矿金、银回收率分别为67.24%、38.30%。浸渣在抑制剂氧化钙用量1500g/t、捕收剂乙硫氮和丁铵黑药用量分别为40g/t、10g/t的条件下进行浮铅试验,获得了对原矿铅品位45.32%、回收率53.98%的铅精矿和对原矿回收率为3.16%、5.07%的金、银,金、银总回收率分别为70.40%、43.37%。混合浮选尾矿在磁场强度为111kA/m的条件下,通过一段粗选一段精选,获得了铁品位56.30%、回收率12.76%的铁精矿。采用此工艺综合回收了有价金属,获得了较好的选别指标,为该矿的开发利用提供了重要依据。     

福建某银铜多金属矿石选矿工艺优化

福建某银铜多金属矿石由于铜品位较低,现场采用单一浮银工艺获得银精矿,金、铜仅作为伴生元素回收。由于铜在氰化浸金、银过程中的消极作用较大,因此铜的计价系数仅为01,且金、银的计价系数也受到影响。为提高矿山和湿法冶金企业的经济效益,为工艺完善与改造提供依据,对该矿石进行了部分优先快速浮铜-金银混合浮选研究。结果表明：在现场磨矿细度下,采用1粗2精快速选铜、1粗1扫2精选银工艺处理该矿石,取得的铜精矿铜、金、银品位分别为2203%、3221 g/t、2 36000 g/t,回收率分别为4651%、3221%、1254%,银精矿铜、金、银品位分别为149%、412 g/t、1 23600 g/t,回收率分别为4023%、5269%、8401%,金、银、铜的经济价值均得到显著提高。     

某含银高铅复杂多金属矿的分离提取

针对某含银、铅、铜、锌复杂多金属硫化矿的特性,对全混合浮选获得的含银、高铅多金属混合精矿采用焙烧—酸浸工艺处理,银几乎100%进入浸渣而不被稀硫酸浸出,通过对浸渣进行氯盐浸出,对浸出液采用萃取、沉淀、置换等分离技术,使各有价金属得到了有效的分离提取,并初步探讨了银矿物在焙烧中的行为。在最优条件下,Ag、、Pb、Cu、Zn的一次浸出率分别为91.31%、99.62%、96.46%和98.24%。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

某银锰矿选矿工艺试验研究

对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,银的载体矿物主要分两类:一类是独立银矿物,一类是独立银矿物的宿主矿物,锰的载体矿物主要是锰的氧化物。采用“一次粗选、一次精选、二次扫选”全硫混合浮选流程,可获得含Ag6603g/t,含Pb1.94%,含Zn2.04%,银回收率为78.51%、铅回收率41.84%、锌回收率68.36%的银精矿;采用磁选工艺流程,可获得含Mn20.31%,Ag313.10g/t的磁选精矿,混合浮选—磁选联合工艺能使银、锰回收率分别达到95.34%、91.39%。在优化的浸出条件下,对浮选尾矿采用酸浸的方法回收锰,锰的浸出率能达到78.87%,铁的浸出率为47.50%。