某矿山浮选尾矿无氰提金技术研究与应用

某矿山采用无氰提金药剂,对浮选尾矿进行炭浆法浸出工艺,回收其中无法通过浮选工艺回收的金资源。对比氰化钠进行了试验研究,确定了适宜的温度、加药量、加药方式等工艺条件,获得了与氰化钠相当的工艺指标,针对1.1g/t左右的浮选尾矿,可以得到30%左右的浸出率。并应用于工业生产。表明该无氰提金药剂可以取代氰化钠。     

甘肃省肃北县某铜金浮选尾矿中金回收实验研究

研究了甘肃肃北县某铜金浮选尾矿堆浸回收金的工艺流程。结果表明,含金0.3～2.5g/t的尾矿经15d堆浸,金氰化浸出率可达到72.04%,每吨尾矿可回收金0.2～1.3g,经济效益可观,并能有效地解决尾矿库容问题。     

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。     

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%.     

提高铜矿中伴生金的回收率试验

为提高紫金山金铜矿中伴生金的回收.采用闪浮加一次粗选的抑硫浮铜工艺,在不影响铜回收率的条件下,通过调节浮选矿浆质量分数、加入BP捕收剂及脉石抑制剂HY提高金的回收率.在矿浆pH值为10.5、丁胺黑药用量为25 g/t、BP用量为14 g/t、2号油用量为3 g/t、HY用量为25 g/t时,可以得到铜的回收率为85.02%、金的回收率为52.50%的铜精矿,该药剂制度可有效提高铜、金的回收率,达到提高铜矿中伴生金回收的目的.     

高含硫金属废渣中分离单质硫实验研究

为了解决金川公司冶炼厂含有金、银、铂、钯等贵重金属废渣因含较高单质硫而无法回收利用的问题,分别采用重力法、磁力法、浮选法进行了分离单质硫实验研究,结果表明:研磨+浮选法的分离效果较好,处理后金属废渣中单质硫的质量含量由59.32%降至8.61%,金、银、铂、钯等贵金属含量分别由分离处理之前的45g/t、47.3 g/t、15.3 g/t和8.77 g/t富集上升至111g/t、134g/t、31.5 g/t和14.7g/t;将浮选分离得到的硫渣进一步经亚硫酸钠溶液化学还原法处理,单质硫与亚硫酸钠生成硫代硫酸钠产品,剩余的金属渣中金、银、铂、钯等贵金属的含量分别上升至203.1g/t、191.4g/t、149.3 g/t和88.7g/t。该分离工艺操作简单、成本低、脱硫率高、贵金属损失少且富集效果明显,为该金属废渣中单质硫及金、银、铂、钯等贵金属的回收利用创造了条件,有望获得良好的经济效益。     

从选金尾矿中回收铁的选矿工艺研究

对某含铁选金尾矿中的化学成分及铁矿物物相进行了分析,通过大量的探索性试验制定了铁回收试验的强磁—浮选联合流程,在试验确定的最优工艺技术条件下,得到铁品位为60.83%、产率为29.7%的铁精矿,尾矿含铁15.84%,仍可以作为水泥辅料销售。得出在尾矿中回收铁矿物具有经济效益显著的结论。     

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.     

钛铁矿海滨砂矿尾矿的浮选试验研究

对广西北海地区的钛铁矿砂矿尾矿进行了系统浮选试验研究,钛铁矿砂矿尾矿由原矿经过重选和磁选得到.研究表明,Pb(NO_3)_2对钛铁矿有活化作用,主要是由于Pb2+与钛铁矿发生特性吸附,提高了油酸钠对钛铁矿的捕收能力.以硫酸和水玻璃作为调整剂,Pb(NO_3)_2作为活化剂,油酸钠作为捕收剂进行浮选,在硫酸用量900 g/t,水玻璃用量400 g/t,Pb(NO_3)_2用量30 g/t,油酸钠用量450 g/t的药剂制度条件下,经过一次粗选、两次精选的闭路浮选流程,可得到TiO_2品位为39.55%,回收率为54.61%的钛精矿.     

含钛高炉渣钛组分富集-分选试验研究

对攀钢集团有限公司含钛高炉水淬渣进行定向富集,并对富集渣进行浮选研究.结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、碱度R=3.0、渣中CaF2加入量为6%、焙烧时间为4 h及冷却速率为10 ℃/min的条件下,钙钛矿的晶粒可长大到40 μm左右;在羟肟酸用量为12 kg/t,pH值为9,起泡剂为2#油的条件下进行浮选,精矿中TiO2品位可达到50%左右,TiO2回收率约为35%;尾矿中TiO2品位在10%左右.     

难处理金矿的加工方法

为确定难处理金矿的加工方法,在对矿样的的化学成分、粒度分布、赋存状态分析的基础上,进行了相关的浮选条件实验,确定了矿样的最佳浮选工艺流程和参数,并进行了浮选开路实验。结果表明：浮选精矿中的金的回收率为50.97%,金品位为8.75 g/t,精矿中金的回收率和品位都较低,说明该矿样不宜用浮选方法获取精矿,可以考虑用其他方法提金。     

低品位双重难处理金矿石工艺矿物学及浸金影响因素

试验所用矿石来自我国云南某金矿,该矿含金2.4 g/t,砷0.97%,碳1.47%.它是典型的低品位含碳双重难处理金矿石,浮选精矿-氰化提金,金浸出率为10.43%;浮选精矿-焙烧-氰化工艺,金浸出率为46.52%,属于极难浸金矿.矿石主要金属矿物为黄铁矿、毒砂.脉石矿物主要为石英、绢云母、白云石、方解石、伊利石黏土矿物等.金的赋存状态绝大多数是"不可见金",主要为次显微、超显微的包裹金以及胶体金.金主要包裹于毒砂和黄铁矿晶体中.矿石中金矿物主要为自然金,少为银金矿.矿石金回收率低的原因主要是包裹金,矿石含砷、碳质以及黏土矿物.     

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%。     

刚果（金）曼甘塔尾矿中金赋存状态及综合回收技术

曼甘塔尾矿位于刚果(金)Mai-Ndombe地区,该尾矿平均含Au 9.9×10~(-6),具有较高的综合回收价值。为确定合理经济的综合回收方案,开展曼甘塔尾矿中金赋存状态研究,研究使用偏光显微镜、物相分析、扫描电镜及能谱分析等多种测试手段查明了曼甘塔尾矿中含金矿物的种类、赋存状态及与其他矿物的连生关系,并通过粒度筛析结合镜下统计结果确定了曼甘塔尾矿中自然金的嵌布粒度和解离度。结果表明:曼甘塔尾矿中的金主要以自然金形态赋存,多呈不规则状、粒状包裹于褐铁矿等矿物中,且嵌布粒度细小,解离度较低。结合工艺矿物学研究结果,确定了在入选磨矿细度-74μm占91%条件下,原矿筛分分级—螺旋溜槽重选的工艺流程,全流程在尾矿矿石含Au 9.9×10~(-6)条件下,重选获得总金精矿含Au 108.48×10~(-6),Au回收率达到了67.34%,实现了曼甘塔尾矿有价金属的综合回收。     

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%.     

砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响

通过焙烧脱砷和硫,并采用硫酸浸出金焙砂脱铁,研究不同条件下砷、硫和铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响。研究结果表明:金精矿中,砷、硫和铁的质量分数分别为3.20%,27.35%和23.50%;在焙烧温度为500℃,焙烧时间为4 h和空气流量为0.2 m~3/h条件下,砷和硫脱除率分别达到51.53%和79.16%;所得金焙砂经过质量分数为30%硫酸浸出,铁浸出率高达98.12%,酸浸渣中砷、硫和铁质量分数分别为0.10%,0.55%和0.44%;采用质量分数为6‰的氰化钠溶液浸出酸浸渣,金浸出率达98.05%;经过对砷、硫和铁进行脱除,金品位从32.98 g/t增加到68.22 g/t;金焙砂通过酸浸,单体金和裸露金总质量分数从93.87%增加到96.66%;低温焙烧和酸浸适合高砷金精矿氰化浸金。     

铜铅矿共生银矿物浮选强化回收试验

某铜铅多金属硫化矿含银品位77 g/t,主要以辉银矿等独立银矿物形式和以硫化铅矿物为载体的载体银矿物形式存在。在原有生产流程结构基础上,分别对磨矿细度、铜优先浮选作业和铅浮选作业进行了银强化回收试验,试验结果表明,在保证铜铅金属回收完全的前提下,银总回收率提高了5个百分点,实现了共生银矿物的浮选强化回收。     

某矿山联合重选工艺改造与生产应用

在原有2000t/d浮选车间基础上,研究应用"跳汰-尼尔森-摇床"的联合重选工艺,实现单体金及载金重颗粒矿物的提前回收。缓解浮选工艺流程的压力,达到提高综合选矿回收率的目的。根据生产实践,2015全年累计提高选矿回收率5.81%。     

青海某难选金矿石综合回收选矿试验研究

针对青海某微细粒浸染、高砷,原矿氰化浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,经过三种流程对比试验,最终推荐该金矿的选别流程为粗磨弱酸性条件下,一段粗选、两段扫选、两段精选、的全浮选流程,获得金精矿金品位48.2 g/t,金回收率87.15%的工艺指标.     

提高浮选精煤质量的研究

淮南矿业集团选煤厂是一座矿区型炼焦煤选煤厂,原设计能力为100万t/a,改造后核定能力为150万t/a,采用重介+浮选联合工艺流程.旋流器各产物脱介后的磁选尾矿(煤泥水)分别处理,其中三产品重介旋流器精煤脱介筛的筛下水经磁选后进入浮选系统,采用直接浮选工艺.