某矿山低品位钨矿浮选试验研究

为开发利用某矿山钨矿低品位白钨矿资源,为该矿选矿工程设计提供可靠的设计依据,对该白钨矿进行了磨矿细度和选别效果等一系列研究。试验结果表明,当磨矿细度-0.075 mm占46.85%~50.12%,采用800 g/t的Na_2CO_3、1 050 g/t的Na_2SiO_3和400 g/t的新型捕收剂BZ进行闭路浮选试验,最终可得到钨粗精矿WO_3品位8.04%,回收率高达92.63%的良好选别指标。     

新疆某铁尾矿中伴生钴的回收试验研究

新疆某铁尾矿中钴含量为0.038%,钴主要赋存于黄铁矿中,为了有效回收此部分钴,进行了详细的选矿试验研究,结果表明:当磨矿细度为-0.074 mm占45%时,在粗选石灰用量2 000 g/t、硫酸亚铁用量300 g/t、丁基黄药用量100 g/t、2号油用量80 g/t的条件下,采用两次粗选一次精选两次扫选的闭路浮选流程,可以获得含Co 0.44%、含S 32.72%的合格钴硫精矿,Co回收率达85.58%。试验工艺可为同类资源回收钴提供参考。      

西昌三圆石材厂废料中高钪矿物的浮选试验

随着社会的快速发展,钪资源已经成为重要的战略资源。目前,可供直接利用的资源殆尽,所以利用选矿富集的方法成为资源有效利用的关键。西昌三圆石材废料中Sc2O3品位为68g/t,达不到生产要求,因此需要对矿石进行富集回收。工艺矿物学研究表明,辉石和角闪石中Sc2O3的含量相对较多,二者是选矿回收的主要载钪矿物。本文通过磨矿细度、捕收剂的pH试验和药剂用量试验,确定采用“一粗一扫一精,精选尾矿再扫”的浮选流程；最终在磨矿细度为-200目占95%；粗选油酸钠用量250g/t,氢氧化钠用量2200g/t；扫选油酸钠用量150g/t,氢氧化钠用量500g/t的条件下,获得Sc2O3精矿品位为79.75g/t,回收率为65.11%的较好指标,旨在为钪的回收利用提供一定的借鉴意义。     

湖南某碳酸岩型白钨矿选矿工艺研究

针对湖南某碳酸岩型白钨矿进行了选矿试验研究。试验确定在磨矿细度为-74μm占75%,Na_2CO_3用量1 200 g/t,Na_2SiO_3+HW用量1 600+400 g/t,DL用量200 g/t条件下,对该白钨矿进行浮选回收。试验最终获得白钨精矿WO_3品位63.39%,WO3回收率79.89%。     

甘肃某金矿阶段磨浮工艺提高金回收指标试验

甘肃某金矿选矿厂采用一段磨浮工艺回收细粒浸染型难选金矿石中的金,金回收率仅在78%左右。为提高金回收率,在探索试验基础上进行了阶段磨浮工艺研究。试验研究表明,采用阶段磨浮工艺流程处理金品位为2.86 g/t的矿石,在一段磨矿细度为-0.074 mm52%、二段磨矿细度为-0.074 mm87%、用氧化钙调矿浆p H值=8.0、丁基黄药用量为150 g/t、2#油用量为95 g/t情况下,闭路试验获得的综合精矿金品位为41.77 g/t、回收率为86.51%,金回收率提高约8个百分点,经济效益显著。     

转炉渣阶段磨矿阶段选别铜指标优化试验研究

针对某公司转炉渣难选的特点,在考察及分析选矿厂原有工艺的基础上,开展现有流程的阶段磨矿阶段选别试验研究,确定了最佳的磨矿细度及药剂制度:一段磨矿细度为-0.074 mm占70％,捕收剂L-35用量为90 g/t,起泡剂2号油用量为65 g/t;二段磨矿细度为-0.045 mm占90％,捕收剂L-35用量为45 g/t,...     

噶拉勒铜矿选矿试验研究

嘎拉勒铜矿是与燕山晚期中酸性侵入岩有关的矽卡岩矿床,具有矿化类型复杂、矿石组构复杂及矿物嵌布粒度变化大的特征。通过对嘎拉勒铜矿矿石组成、矿物赋存特征、原矿化学成分及物相的分析研究,结合浮选工艺条件优化试验,选用浮选磨矿细度为-74μm(70%),确定粗选作业,并调整添加碳酸钠500 g/t,脉石抑制剂六偏磷酸钠400 g/t,活化剂Na_2S 200 g/t,捕收剂异戊基黄药80 g/t+丁基铵黑药40 g/t。浮选尾矿进行了湿式磁选的磁场强度试验,最终确定粗选磁场强度为1060 A/m,获得铜金精矿中铜品位18.10%,回收率达82.4%。     

贵州某高硫铝土矿浮选脱硫试验研究

对贵州某高硫铝土矿进行了浮选脱硫试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占82.64%, 碳酸钠用量1 800 g/t、硫酸铜用量150 g/t、丁黄药总用量600 g/t、2^#油总用量240 g/t条件下, 经一粗两精两扫闭路反浮选, 获得了硫含量0.26%的铝土矿精矿, 脱硫率达到85.86%。试验结果可为该类铝土矿资源的综合开发利用提供借鉴。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

从湖南某冶炼厂铅渣中回收铅

为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用"磁选+浮选"联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明:在磁选磨矿细度-74μm含量占70%、磁场强度为4 000kA/m、浮选磨矿细度为-45μm含量占80%时,硫化钠用量1 000g/t,丁基黄药用量150g/t,松醇油用量30g/t的条件下,经一段磁选和一粗二精二扫中矿返回"的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。     

云南某复杂难处理金矿工艺指标优化试验研究

为综合高效回收利用难处理金矿资源,以云南某复杂难处理金矿浮选尾矿(金品位为0.75 g/t)为研究对象,尾矿通过"再磨再选"浮选工艺获得金精矿,工艺指标良好,金精矿产率2.22%,金品位22.58 g/t,金回收率16.66%(对原矿)。全流程闭路试验获得的金精矿总产率6.67%,金品位41.62 g/t,金回收率92.25%,最终尾矿金品位降至0.25 g/t。研究结果为难处理金矿石的选别提供了有益参考。     

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%。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

洛阳某金矿石选矿试验

洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业（-0.043 mm占68%）,重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。     

河北承德某金矿选矿试验研究

河北承德某含黄铁矿石英脉型金矿石,金品位为10.4 g/t,黄铁矿是主要的载金矿物,金的嵌布粒度大小不等.经过探索试验确定该矿石适宜采用单一浮选工艺流程,选矿试验结果表明:在磨矿细度-0.074 mm含量占59.44％条件下,以碳酸钠为pH值调整剂、丁基黄药为捕收剂,经一次粗选、一次精选、两次扫选,可获得精矿金品位17...     

某铜金矿选矿试验研究

对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。     

某高硫高砷金矿选矿试验研究

对云南某地高硫高砷金矿进行Falcon离心选矿机重选和氰化搅拌浸出工艺试验研究,确定了适合处理该金矿的最佳选别方案.其中重选离心机Falcon重选流程得到较好的选别指标.当原矿含金9.2 g/t时,闭路试验获得的金精矿含金360.52 g/t,尾矿含金0.57 g/t,金回收率高达93.93％.     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。