从某氰化浸金尾渣中浮选回收金的研究

针对某氰化浸金尾渣粒度细、泥化严重的性质,采用浮选回收浸渣中的金.实验结果表明,在采用碳酸钠、丁黄药和2号油的简单药剂制度下,可获得金精矿品位29.8 g/t、金回收率53.95％的指标.     

酸浸渣再磨提高金浸出率的试验研究

中原冶炼厂氰槽有大闰矿沉积,造成大量金损失。采用酸浸再磨可有效地提高金的氰化浸出率,并解决氰化槽沉积问题。     

贵州某钡渣酸浸渣浮选实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。钡渣为有毒固废,大量钡渣堆存严重危害环境且对国土资源造成巨大浪费。酸性浸出钡渣中酸溶钡是钡渣无害处理及回收钡最佳途径之一。论文采用浮选工艺回收富集钡渣酸浸尾渣中硫酸钡,以期实现综合回收钡渣中钡资源。浮选回收钡渣酸浸渣实验研究,在碳酸钠用量2000g/t,硅酸钠用量500 g/t以及油酸钠用量3000 g/t的条件下,通过一次粗选、四次精选、两次扫选的浮选闭路流程,获得重晶石精矿品位85.38%、回收率69.35%的浮选指标,精矿产品达到工业生产碳酸钡用料重晶石标准。     

某含铁浸金渣闪速焙烧磁选试验研究

对某焙烧浸金渣进行了闪速焙烧-磁选回收铁的试验研究。在焙烧温度767~800.8℃、CO浓度1.629%~1.925%以及固气比0.763 kg/Nm3的条件下,经闪速焙烧后采用五段弱磁选分选,可获得铁品位61.50%,回收率87.03%的铁精矿。为其它含铁废渣的磁化焙烧提供了借鉴。     

国外极细酸浸铜渣浮选试验研究

国外某酸浸渣中铜的赋存状态较复杂,主要为次生铜,并含有部分硫化铜及氧化铜矿物。原矿中部分铜矿物嵌布粒度极细。原矿中铜氧化率高,含有大量易浮脉石,造成其在浮选过程中被夹带进入铜精矿,致使铜精矿品位不高。根据矿石性质特点,研究采用两粗三精两扫的工艺流程,在磨矿细度为77.3%-23μm,矿浆浓度在25%~33%条件下,使用瓜尔胶作为易浮脉石的抑制剂,碳酸钠作为pH值调整剂和矿泥分散剂,BP和B-130作为组合捕收剂,BP浮选硫化铜,B-130浮选氧化铜,柴油作为起泡剂的药剂制度,全流程获得铜精矿含铜18.62%,回收率90.1%的选矿指标。     

预浮选-硫代硫酸钠浸金试验研究

通过对某矿原矿矿石性质的分析,采用预浮选—硫代硫酸盐法进行浸金工艺试验研究.浮选采用一粗一精浮选流程,药剂用量为硅酸钠1800g/t,硫化钠40g/t,丁基黄药80g/t,松油24g/t.浸出采用预浸(4h)-浸出(24h)-五次洗涤流程,常温常压、矿浆浓度33％、保护剂0.10kg/t、硫代硫酸钠10kg/t、助剂浓度0.76‰、氨水1.27％、石灰用量2kg/t,最终金浸出率达到86％以上.采用该法不仅毒性小,绿色环保,而且为金的中试回收提供了技术可行、经济合理的工艺流程和条件.     

某浮选金精矿微波低温预处理助浸试验

为了揭示微波低温预处理对硫化物包裹的微细粒分散金的助浸效果,以福建双旗山浮选金精矿为原料,以微波低温预处理为核心手段,研究了不同助浸条件对金浸出的影响。结果表明,在微波功率为3 kW、预处理时间为6 min（对应的预处理温度为300 ℃左右）,焙渣磨矿细度为-0.038 mm占80%,氰化钠用量为3 kg/t、浸出时间为8 h情况下,金浸出率达到96.49%,高于相应条件下马弗炉低温预处理时金浸出率4.17个百分点;与强氧化剂助浸相比,因为微波低温预处理改变的是矿石的微观结构,而强氧化剂改善的只是浸出过程中溶解氧的浓度,因而微波低温预处理的浸出率要高约2个百分点;微波低温预处理助浸与其他助浸方式比较,可以提高金浸出率、缩短浸出时间。     

湿法炼锌超浸渣的浮选研究

某铅锌冶炼厂湿法炼锌超浸渣组成复杂、酸度高、粒度细,存在部分硅胶,是一种难选物料。采用一粗、一扫、一次空白精选流程,添加硫化钠—丁铵黑药组合剂混合浮选铅、银,可获良好指标。     

从金浸渣中浮选黄铁矿

ＧＥＮＭＩＮ的工艺研究室一直在研究一种费用低并适用于从氰化浸出渣中浮选黄铁矿的工艺。传统的用于浮选金浸渣中含金黄铁矿的工艺只有在用硫酸消除氰化物和氢氧化物的抑制作用后才有可能进行。最近，在ＧＥＮＭＩＮ的工艺研究室和在Ｂｕｆｆｅｌｓｆｏｎｔｅｉｎ金矿现场的试验工作表明，浸渣中的含金黄铁矿可以用胺作为捕收剂来浮选。胺浮选虽然缓慢，其粗选回收率可达８３％Ｓ（总量），但随后发现，用新鲜水来洗涤和重新调浆浸     

锌浸出渣银浮选回收实验初探

某锌浸出渣中含银228.24g/t,该浸出渣具有粒度细、酸性强、银的物象分布复杂等特点。针对该浸出渣,实验采用添加乳化煤油选择性絮凝矿浆中的微细颗粒增大表观粒度,并通过洗矿调节矿浆PH值以及降低矿浆中锌离子的浓度。实验结果表明：在PH=5.47的条件下,以六偏磷酸钠为分散剂,丁铵黑药为捕收剂,MIBC为起泡剂,采用一粗二扫浮选工艺流程,可获得含银3439g/t,回收率为76.54%的浮选精矿。     

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。     

某卡林型金矿浮选工艺试验研究

某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。     

某高品位金矿石重—浮—浸综合回收试验研究

阐述了采用重选—浮选—氰化浸出处理某高品位金矿石的工艺。工艺的试验结果体现了联合流程处理高品位金矿石的优势。最终,金的总回收率高达99.64%,伴生银回收率为89.86%,硫回收率为87.66%。     

从锌浸出渣中强化浸出锌锗的试验研究

针对云南某湿法炼锌浸出渣,采用硫酸强化浸出对渣中锌、锗、铁的浸出效果进行研究。正交试验结果表明:最优浸出条件为:溶出温度160℃,硫酸浓度为1.5 mol/L,浸出时间1.5 h,液固比为6。最优浸出条件下,锌和锗的平均浸出率分别高达96.77%和70.86%,有害元素铁的平均浸出率仅为55.44%,在抑制铁浸出的同时,保证了锌锗元素的高效浸出。     

高含碳金矿石浮选工艺流程试验研究

某高含碳金矿(碳品位6.68%),金共生有用矿物为黄铁矿、毒砂以及微量的石墨,一部分黄铁矿包裹在碳质物中。采用两次粗选、粗精矿1两次精选、粗精矿2四次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,获得金精矿(金精矿1+金精矿2)金品位42.18g/t、银品位46.70g/t,金回收率85.87%,银回收率62.86%的浮选指标,在回收金的同时综合回收了银。此工艺流程为含碳金矿选矿厂提供了一个易于工业化实施的工艺流程。     

某金矿全泥氰化浸出试验

为给甘肃某金矿的高效开发利用提供技术依据,在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对全泥氰化浸出工艺的技术参数进行了研究。结果表明,采用全泥氰化浸出工艺,磨矿粒度、石灰用量以及浸出时间等因素对金浸出率影响最为显著。在原矿细磨至-38μm含量占75%,石灰作为保护碱,用量为2kg/t;氰化钠用量为2kg/t以固体方式添加;矿浆浓度为25%,即液固比为3:1;浸出4小时,可获得金浸出率为88.22%,银浸出率为93.24%。对浸渣进行分析表明,微细粒的包裹金是制约金浸出率的主要因素。     

甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究

某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化矿物中,合计约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优化条件试验。获得粗选最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、硅酸钠用量为1600g/t、硫酸铜用量为200g/t、丁基黄药用量为100g/t、丁铵黑药用量为30g/t、二号油用量为100g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.85%,金回收率91.88%,尾矿品位为0.28g/t。精矿和尾矿X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿。说明本浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。     

浸铜后渣有价金属综合回收的实验研究

研究了浸铜后渣综合回收铜、铅、银等有价金属的最佳工艺路线,试验结果表明：采用氧化焙烧与还原熔炼相结合分离出金属合金,从而获得良好的工艺技术指标,Cu、Pb、Ag、Bi、Mo的回收率分别达到97.68%、84.16%、98.79% 、98.01%、85.14%。     

伊利石型含钒石煤空白焙烧—酸浸提钒试验研究

为研究伊利石型含钒石煤空白焙烧-酸浸提钒工艺的可行性,以陕西商洛地区某伊利石型石煤钒矿为研究对象,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧粒度及浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比对钒浸出率的影响。试验结果表明：焙烧温度对钒的浸出率有显著影响,主要因为在一定的焙烧温度下,焙烧能有效破坏伊利石矿物晶体结构,使释放出来的低价钒氧化成高价态含钒化合物。对于850℃条件下空白焙烧后的石煤原料,在低酸(浓度为5%)、浸出温度90℃、浸出时间2小时、液固比4：1的条件下,钒浸出率可达72.43%,这表明对伊利石型含钒石煤进行空白焙烧提钒是可行的。浸渣样品的SEM分析结果表明,石煤焙烧过程中对钒发生的“铁束缚-硅包裹”和部分未从伊利石中释放的钒是造成钒损失的主要原因。