低品位高结合率氧化铜矿选冶联合试验

云南某难选铜矿石属于低品位高结合率氧化铜矿,采用选冶联合工艺实现该铜矿的高效回收。研究结果表明:磨矿粒度0.074 mm的颗粒占80%(质量分数),调整剂水玻璃用量为600 g/t,组合捕收剂丁黄药+异戊基黄药用量(质量比1:1)为260 g/t,铜回收指标最佳,经2次粗选、1次扫选、3次精选闭路试验获得的铜精矿中铜品位(质量分数)为12.89%,回收率(质量分数)42.78%。浮选尾矿用硫酸浸出,当磨矿粒度0.045 mm的颗粒占80%(质量分数)、硫酸用量为15 kg/t、液固质量比2:1、转速为200 r/min、浸出时间为2 h时,铜浸出率(质量分数)为91.52%,铜的综合回收率达95.15%。     

海南某金矿尼尔森重选-浮选试验

以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.     

金银铜多金属黄铁矿烧渣综合回收试验研究

根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10～11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%.     

锡林浩特石灰窑花岗岩型铷多金属矿床中铷矿石选矿实验研究

铷金属是非常重要的稀有金属之一,不仅在军事工业和科学技术领域,而且在民用领域有着广泛的用途.随着我国国民经济高速增长,对铷矿产品需求不断加大.我国最近在内蒙古锡林浩特石灰窑地区发现一大型花岗岩型铷多金属矿床,其初步探明的铷总金属量超过8.7×10~5t,Rb_2O平均品位0.163%.矿石中铷主要赋存于云母类矿物和微斜长石中.由于长石中的铷很难提取,为高效回收该铷矿资源,本研究采用富集云母类矿物的方式进行了铷回收实验研究.结果表明,矿石在浮选探索实验中,随着混合胺用量或水玻璃的增加,铷粗精矿的回收率逐渐提高,当混合胺超过150 g/t或者水玻璃超过1 200 g/t后,回收率增幅较小,确定混合胺用量以150 g/t或水玻璃用量以1 200 g/t为宜,最终可取得Rb_2O品位1.59%,回收率约为62.92%的铷精矿.实验指标较好,可实现铷的高效回收.     

贫金矿氰化浸出的初试研究报告

以某地贫金矿(2.8 g/t)为试验对象,在矿粉粒度为-200目≥80%,矿浆浓度为33.3%,NaCN用量为2 kg/t的情况下,SPW助剂用量为0.75 kg/t,pH=10±1,浸出时间≥10 h,金的浸出率可达到≥90%,而且浸出液循环使用,可使NaCN用量下降1/2左右.     

含砷金矿石选矿生产实践

根据矿石工艺性质和选矿试验研究结果,选择了＂两磨一选＂一段工艺流程,在原矿含砷较高且呈微细浸染状,取得了金精矿40g/t以上、回收率80%以上的技术指标,金得到了有效回收。     

金尾矿资源回收的半工业连续浮选试验研究

某含金尾矿属多金属矿石,有价成分含量较高,金矿物与载体矿物之间分选难度较大。用一种新型的半工业连续浮选机对金尾矿资源回收再处理试验。该浮选机为矿浆加压和空气自动吸入的无机械搅拌新型浮选机,与一般浮选机相比具有选别速度快、处理量大,浮选操作容易控制、保持高回收率而又能达到高的富集比等显著特点。试验结果表明,金精矿品位达98.25g/t,富集比为56.5,回收率为79.06%,金回收率高,成本低,金精矿产品中银品位也达到了84.98g/t,取得了较好的技术指标,适用于对金尾矿资源的大量处理。     

四川里伍铜矿尾矿生物浸出液中回收铜、锌的研究

为回收里伍铜矿尾矿生物浸出液中铜和锌,采用"萃取-沉淀"工艺流程,以CuSO_4/ZnSO_4水溶液-Lix984N/煤油-H_2SO_4体系为对象,考察料液pH值、萃取时间、相比等参数对铜萃取的影响及萃余液中锌的沉淀回收等。结果表明,当料液pH值为2.3、转速180r/min、萃取时间为4min、Lix984N体积分数为4%、相比(有机相和水相的体积比,O/A)为1.0时,铜萃取率为98.65%,锌萃取率为12.28%,铁萃取率为8.93%;当反萃取时间为2min、相比为1.0、硫酸质量浓度为100g/L时,铜离子的反萃取率为94.51%。Na_2CO_3用量与Na_2CO_3理论用量比为1.5g/g时,萃余液中锌沉淀率为99.32%。沉淀渣中锌、铁质量分数分别为39.56%和0.86%。"萃取-沉淀"工艺能有效回收里伍铜矿尾矿生物浸出液中的铜和锌。     

从广东新洲金矿尾矿中回收金的研究与生产实践

通过对新洲金矿高砷高硫含金尾矿回收试验研究发现采取原矿堆浸、重选、浮选、磁选等方法都能回收到一部分金,但是实践证明浮选富集金是最环保高效的回收方法,金的浮选回收率达到82.44%,尾矿品位从2.69g/t降低到0.51g/t,具有较好的经济效益。     

张家口崇礼县磷铁公司铁尾矿中磷的浮选回收试验

张家口崇礼县磷铁公司铁尾矿中主要回收元素为磷,含磷矿物主要为有磷灰石,脉石矿物主要为钙镁硅酸盐.试验采用一次粗选粗精矿再磨,四次精选浮选流程,在再磨细度-0.074 mm 为70%左右,碳酸钠3500 g/t,水玻璃用量1000 g/t,氧化石腊皂800 g/t用量条件下,获得了磷精矿品位及回收率分别为34.34%、75.81%的较好指标.     

组合药剂制度在篦子沟选矿厂的试验及应用

通过MOS-2与丁铵黑药组合药剂制度在篦子沟选矿厂的应用,使铜精矿品位、铜回收率有所提高,有效地提高了伴生金的回收率。     

西藏甲玛铜多金属矿金的赋存状态

通过野外地质勘探调查、光片鉴定和电子探针分析等手段对西藏甲玛铜多金属矿中伴生元素金的赋存状态进行初步研究.矿床中金以独立矿物为主,主要形成于热液成矿期中的绢云母-石英-方解石和方铅矿-闪锌矿-黄铁矿两个阶段.在绢云母-石英-方解石阶段,金主要以客晶方式莹网脉状、团块状分布于早期形成的黄铜矿、斑铜矿和闪锌矿等金属硫化物粒...     

起泡剂W-02起泡性能的研究

本文介绍起泡剂W-02的两相泡沫性质及表面张力,用W-02代替2号油浮选铜录山氧化铜矿,小型开路试验结果表明其效果与2号油相当。在桃林铅锌矿用W-02浮锌连续30个工班业试验,与2号油对比结果,在其它药剂用量相同时,W-02用量为15.65g/t,得锌精矿品位51.16％,作业回收率94.13％,而2号油量则为42.72g/t,得锌精矿品位50.15％,作业回收率94.19％。     

铜陵天鹅抱蛋山硫铁矿矿床金的赋存状态及工艺性质

铜陵是我国铜矿重要产地之一。矿床中除主元素Fe、Cu、S外,尚有V、Ti、Co、Ni、Au、Ag、Pt、Ga、Ge、T1、I、Cd等二十余种伴生元素。随着国民经济的发展,有益伴生组分的综合利用成了日益重要的课题。 天鹅抱蛋山硫铁矿矿床富含硫、金、铜。其中伴生金的储量已达大型矿床,有着重要的经济价值。 本次工作查明了金的赋存状态,金的载体矿物为磁黄铁矿,细粒金占86％,金的平均品位为2.97g/T。经数理统计等方法,金与砷成正相关关系。金与其它矿物间的连生关系较复杂,接触边界弯曲,所以该矿属难解离类型。 据研究结果可得出结论:该矿不适宜重选,可用混合浮选或氰化和混汞法以提高金的回收率。     

贵港新民矿区的银铜矿选矿试验研究

采用堆浸工艺对贵港新民矿区的氧化矿和混合矿进行选矿试验研究.贵港新民矿区混合矿和氧化矿中的铜、银采用堆浸回收工艺可以得到充分回收,铜的平均回收率为80.02%,银的平均回收率为74.70%,可回收的铜是664.65t×80.02%=531.85t,银是9.54t×74.70%=7.13t,已经达到铜、银回收的目的.     

银家沟硫铁矿铜硫分离浮选试验及生产实践

为综合利用硫铁矿中伴生铜、锌、金、银等有价金属资源,根据银家沟硫铁矿的原矿矿物特性,在试验研究的基础上,我单位提出了铜硫分离-铜锌金银混合精矿酸化焙烧-多金属分步浸出的新思路,对选厂进行了技术工艺改造,改造后铜、金、银回收率分别提高了1.85%、6.12%.13.72%.分别得到了优质硫精矿和含一定金银的铜粗精矿产品,获得了较好的生产技术指标和良好的经济效益.     

黄铁矿烧渣提取铁、金、银等工艺研究

以黄铁矿烧渣为原料,通过化学选矿的方法,采用碱浸及氧化酸浸的工艺,除去有害杂质和回收有价金属元素金、银、铜,回收率分别为87%、76%、82%.同时得到品位为60.35%的铁精矿.     

湖南某难处理金矿的加压预氧化-氰化浸金试验研究

针对湖南某难处理金精矿进行预处理技术研究.该矿含砷(质量分数)为11.28%,金的直接氰化浸出率为21.91%.矿石中的砷以毒砂形式存在.载金矿物为毒砂和黄铁矿等硫化物,金为微细浸染型被毒砂和黄铁矿包裹.通过加压预氧化,对矿石进行氰化浸金试验研究.加压氧化最佳条件为初始酸度1 mol/L,木质素磺酸钠5 g/t,硝酸硫酸比7∶1,氧压0.6 MPa,搅拌速度300 r/min,时间100 min,温度100℃,矿浆浓度20%.试验表明经过加压试验后,金的氰化浸出率达到90.87%,与未预处理相比提高了68.96%,达到了较好的试验效果.     

利用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿混合浮选钼回收率

以煤油作为辉钼矿的主要捕收剂,以气溶胶形式进行加药,进行了煤油用量实验、浮选时间实验、pH值和磨矿细度影响实验,研究采用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿钼回收率.气溶胶浮选技术可使铜钼混合浮选阶段钼回收率提高3%,且浮选时间缩短20%左右;在相同的回收率下,气溶胶浮选法使用的煤油用量可节省40%;气溶胶浮选的最佳磨矿细度为0.074mm占65%,浮选矿浆最佳pH值为9.与传统浮选工艺相比,气溶胶浮选技术具有浮选效率高、药剂用量少等特点,在低品位难选矿石浮选方面具有一定优势.     

含金氧化矿选矿工艺研究

地表含金脉体主要为黄铁矿石英细脉及碳酸盐细脉充填于破碎带之中,具有褐铁矿化、硅化,绢云母化、黄铁矿化、绿泥石化、碳酸盐化。主要金属矿物为针铁矿,脉石矿物为石英、伊利-水云母。选矿方法采用全泥氰化-炭浆工艺,原矿含金6.95g/t,浸出最佳条件:磨矿细度-200目99.20％,矿浆PH值10.5,氰化钠用量2kg/t,矿浆浓度40％,浸出时间12小时。试验结果:金浸出率97.27％,尾渣含金0.19g/t,吸附率99.87％,载金炭品位3476g/t。