辽宁某金矿浮选试验研究

辽宁某金矿石中主要金属矿物为黄铁矿,脉石矿物主要为石英、长石和黑云母等。矿石中主要可回收元素为金、银,杂质元素砷含量较低。在磨矿细度-0.074mm含量97.9%,以碳酸钠为pH调整剂,丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂条件下,对金品位1.70g/t,银品位15.34g/t的原矿进行浮选,获得精矿金品位95.53g/t,银品位836.0g/t,金回收率82.03%、银回收率79.57%的闭路流程试验指标。     

云南某白钨矿浮选试验研究

云南某低品位白钨粗精矿WO3品位为6.37%,CaF_2品位为22.68%,矿石成分复杂、萤石含量高,导致白钨选别困难。以该白钨粗精矿为研究对象,采用加温浮选法,开展了水玻璃用量、抑制剂种类和用量、捕收剂种类和用量等条件试验。试验结果表明,选用水玻璃和氟硅酸钠作为组合抑制剂,能够较好地抑制萤石,使白钨矿与萤石得到有效分离,显著提高了钨精矿中钨的品位及回收率。731捕收剂相比于其他捕收剂具有较好的捕收效果。在最佳条件试验的基础上,当水玻璃用量为8 000 g/t,氟硅酸钠用量为1 500 g/t,731捕收剂用量为300 g/t时,对白钨粗精矿进行了精选闭路试验,试验流程为一粗七精三扫选(中矿逐级返回),获得WO_3品位为56.63%、回收率为96.10%的钨精矿,取得了较好的浮选效果,为选别同类矿石提供了一定的参考。     

柿竹园多金属矿浮选硫试验研究

柿竹园多金属矿原矿中硫含量在1%左右,目前采用磁选选铁—浮硫—浮钨—浮萤石工艺,硫化矿全浮段没浮起的硫在目前的浮钨工艺中会在得到的黑白钨混合精矿中大量富集,含量有时可高达6%,影响黑白钨混合精矿质量。为把柿竹园黑白钨混合精矿中硫含量控制在2.5%以下提高产品质量,进行了硫化矿全浮段工艺优化试验。通过试验可知最佳粗选条件:pH=9.75、水玻璃用量1 000 g/t、乙硫氮用量80 g/t、黄药用量30 g/t、BK205用量30 g/t,在最佳试验条件下进行了1粗1精1扫浮选闭路浮选试验,可得到硫化矿全浮精矿硫品位35.5%,回收率90.62%,硫化矿全浮尾矿中硫的品位0.1%以下。     

河北某矿石中金的氰化及混汞试验研究

为了回收河北某矿石中的元素金,对该矿矿石进行了氰化浸金及混汞试验研究。在原矿金品位23.6 g/t,磨矿细度-200目含量为91.2%,NaCN用量为2.5 kg/t,浸出时间24h条件下,获得了浸渣金品位0.403 g/t,金浸出率为98.29%的氰化浸出指标。混汞金回收率为48.86%。     

内蒙古某锌矿选矿试验研究

针对内蒙某地区的锌矿进行了系统的浮选试验研究。试验通过粗选进行磨矿细度、水玻璃用量、活化剂用量、捕收剂用量的条件试验,确定了最佳药剂制度;在磨矿细度-0.074mm粒级占56.37%、水玻璃用量500g/t、硫酸铜用量400g/t、丁黄药用量120g/t、2#油用量40g/t的最佳试验条件下,采用一次粗选、两次精选、一次扫选的闭路试验流程,最终可获得锌精矿品位为56.98%,回收率为83.25%的闭路浮选指标。本试验结果为该类矿石的合理选别开发提供了理论依据。     

河南某低品位铁铜矿综合回收试验研究

河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型，矿物组成比较简单，主要金属矿物为磁铁矿，其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂，石灰用量1 500～2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验，获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿，实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选，经一次粗选，粗精矿再磨精选，获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。     

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究。化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t。工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金。浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明：粗选在Na₂CO₃用量为500 g/t、（NaPO₃）₆（六偏磷酸钠）用量为50 g/t、CuSO₄用量为75 g/t、异戊基黄药+丁铵黑药用量为120 g/t、松醇油用量为40 g/t的条件下,通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程,可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿。在金精矿磨至-0.037 mm占70.12%的条件下,直接浸出率为41.60%,金的浸出效果不理想,主要原因是大部分金呈微细粒被黄铁矿包裹以及金矿物多为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿等所致;金精矿氧化焙烧—氰化浸出的合适条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm占85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h,在此条件下金的氰化浸出率为73.76%,与金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率为41.60%）相比,金的氰化浸出率提高了32.16%。     

某高碳低硫石英脉型金矿石浮选试验研究

针对新疆某高碳低硫石英脉型金矿石性质,进行了浮选试验研究。通过考察磨矿细度及碳酸钠、硫酸铜、异戊基黄药、酯-205用量等因素对浮选指标的影响,确定了最佳药剂制度:磨矿细度-0.074 mm占70%,碳酸钠2 000 g/t、硫酸铜200 g/t、异戊基黄药230 g/t、酯-205 150 g/t。在此最佳条件下,浮选闭路试验获得了金精矿金品位130.14 g/t、金回收率90.93%的较好指标。     

辽宁某钼矿选矿试验研究

辽宁某钼矿中的钼主要以辉钼矿形式存在,针对该钼矿进行浮选试验研究,结果表明,在磨矿细度-0.074mm含量占71%、粗选煤油用量为200g/t、2#油用量为40g/t的条件下,经过两次粗选,粗精矿进行一次精选,精矿进行再磨,再磨细度为-0.040mm含量占95.89%,再磨精矿进行两次精选,粗选尾矿经过两次扫选的试验流程,获得钼精矿品位45.17%,回收率82.86%的技术指标,使钼得到有效的回收。     

刚果金某含碳硫氧混合铜矿石浮选试验

刚果金某含碳硫氧混合铜矿铜品位1.27%,矿石氧化率25.98%,选别过程中存在药剂消耗量高、易泥化、选别指标低等问题。为实现该混合铜矿资源的高效利用,对其开展浮选试验研究。研究结果表明：在硫氢化钠用量为460 g/t、丁基黄药用量为190 g/t、Z200用量为120 g/t、2号油用量为180 g/t的条件下,采用两粗两扫三精的混合浮选工艺流程,可获得铜品位17.10%、铜回收率80.76%的铜精矿。     

某低品位微细粒包裹金矿浮选研究

针对某含金量(金的质量分数)为0.44 g/t的低品位微细粒包裹金矿,在研究矿石性质的基础上,通过条件试验研究了磨矿细度、调整剂、捕收剂和工艺流程等对该金矿浮选效果的影响,确定了最佳工艺参数:磨矿细度为-0.038 mm的矿物占82.10%(全文均为质量分数),CaO用量为1 400 g/t,水玻璃用量为400 g/t,CuSO4用量为400 g/t,丁基黄药用量为20 g/t,丁铵黑药用量为20 g/t,BK301用量为20 g/t,2号油用量为16 g/t。通过一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选开路试验,获得了金品位(金的质量分数)为162.50 g/t、金回收率为60.01%的金精矿。     

SPW助剂应用于氰化浸金研究

为了实现矿产资源的综合利用 ,有效回收有价元素 (Au、Ag、Pb、S等 ) ,用SPW型协同氧化催化氰化浸出新助剂 ,对秦岭TL地区金矿石进行了实验室试验和扩大试验。其结果表明 ,在矿样粒度 - 32 0目大于 85 % ,NaCN用量为 7kg/t,矿浆浓度为 4 0 % ,SPW助剂用量≤ 5kg/t条件下 ,对含金品位为 (10 0± 2 0 )g/t的金精矿 ,浸出时间为 (10± 2 )h ,金的浸出率可达 98%以上。     

甘肃某白钨浮选尾矿再回收白钨试验研究

对甘肃某白钨浮选尾矿再回收白钨进行了可选性试验,考察新型白钨浮选剂FX-6对低品位白钨矿的捕收效果。粗选试验结果表明,药剂用量在碳酸钠为1 800 g/t,水玻璃为2 000 g/t,FX-6为1 800 g/t的条件下开路一次粗选,白钨粗精矿WO3品位可以达到1.29%,回收率可以达到69%。粗精矿加温精选,在水玻璃用量70 kg/t时,两次精选后得到了白钨精矿WO3品位为56.86%,回收率为51.93%的良好指标。同时验证了FX-6新型白钨浮选药剂可以有效地用于尾矿白钨再回收。     

云南某含铜矿石浮选试验报告

某矿石以铜矿为主,对其进行选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了粗选最佳选别条件,磨矿细度-200目占80%,硫化钠用量150g/t,捕收剂采用丁基黄药120g/t,2号油用量70g/t。在此条件下,进行了一次粗选、两次精选、两次扫选的实验室闭路试验,可获得铜精矿品位19.51%,回收率为86.93%的较好指标。试验结果表明,该铜矿可以通过浮选达到较好的浮选指标。     

某含金矿石的浮选试验研究

某矿石以金矿为主,对某原生金矿进行了实验室选矿试验,通过对浮选各个指标的优化,得出了最佳的浮选条件,确定磨矿细度-200目为81%,p H调整剂为碳酸钠,用量为2000g/t,浮选的p H值为8,HB-421捕收剂用量120g/t,2#油用量40g/t。在此条件下,进行了一次粗选、一次精选、两次扫选的实验室闭路试验,可获得金精矿品位45.04g/t,回收率为86.16%。试验结果表明,该金矿可以在实验室中通过浮选达到选矿目的。     

西藏某细粒难选型铜矿浮选试验研究

针对西藏某细粒难选铜矿进行了浮选试验研究,通过磨矿细度试验、浮选浓度试验、捕收剂种类和用量试验、活化剂用量以及强化回收伴生元素试验,优化了浮选工艺参数和药剂制度。在最佳工艺参数和药剂制度条件下,闭路试验可以获得精矿Cu品位28.33%、Au品位12.60 g/t、Ag品位564.32 g/t、Mo品位0.62%,Cu回收率91.31%、Au回收率80.59%、Ag回收率66.69%、Mo回收率69.68%的理想试验指标。     

新疆某半氧化银铜矿选矿试验研究

对新疆某氧化银铜矿石进行选别试验,研究确定该氧化银铜矿选别流程为一粗二扫三精;选别的最佳条件为:磨矿细度91.2%;硫酸铜150g/t;混合捕收剂丁基黄药与丁胺黑药,用量分别为80g/t和75g/t;2#油用量14g/t。银铜混合精矿铜品位4.21%、回收率95.89%,银品位为11662.79克/吨、回收率为94.5%。     

某氰化尾渣浮选提金试验研究

以四川某金矿氰化尾渣为研究对象,针对其载金矿物和脉石矿物单一,金品位高(2.40 g/t),载金矿物被氰化物强烈抑制及轻度泥化等特点,确定采用浮选法回收金。经过单因素条件试验确定最佳工艺条件,即磨矿细度-0.074 mm占65%,硫酸用量350 g/t,水玻璃用量250 g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量(150+75)g/t,经过一次粗选、一次精选、两次扫选闭路试验流程,获得了金品位为94.88 g/t、金回收率为89.68%的金精矿。     

提高某选矿厂金回收率的试验研究

针对某选矿厂金浸出率偏低的问题，对该厂原矿性质进行研究，确定了影响金浸出率的主要原因为原矿件铜、硫等耗氰元素含量偏高。通过该厂一段氰化浸出流程，分别对氯化钠用量、氰化时间、矿浆浓度、助浸剂种类和用量等影响因素进行了试验研究。研究结果表明，增加氯化钠用量或添加助浸剂可有效提高金浸出率，降低氰化尾渣中的金含量。在综合考虑现场具体情况的基础上，采用增加氯化钠用量的措施再次进行工业试验。试验结果表明，当氯化钠用量由原来的500 g/t增加至900 g/t时，金浸出率可达89%，比原指标提高了17%左右，金浸出率及尾渣金品位可连续、稳定达标。     

难选高硫铁矿提质降硫选矿工艺试验

在分析矿石性质的基础上,采用浮选—浮尾筛分再磨—磁选流程,使磁黄铁矿提前进入泡沫产品,减少其在磁性矿物中的混杂,浮选尾矿细筛再磨提高了矿物的单体解离度,有利于提高铁硫分选效率。试验确定了磨矿细度及工艺流程,结果表明:在硫酸铜用量为170g/t、黄药用量为60g/t、2#油用量为34g/t、添加Na2CO3的条件下,获得品位65.42%、回收率68.31%、硫含量0.28%的铁精矿;同时,可综合回收硫,硫精矿品位38.73%,回收率60.02%。