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某含砷金矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某金矿矿石砷含量较高,金主要以显微金形式包裹于毒砂等硫化矿物中。金属矿物主要为毒砂及少量的褐铁矿、锐钛矿、黄铁矿等,非金属矿物主要有石英和长石。为开发利用该矿物,对其进行了浮选试验研究。在磨矿细度-0.074mm含量为74.2%时,用丁基黄药与丁铵黑药作为组合捕收剂,浮选流程采用二次粗选、二次精选和一次扫选中矿顺序返回的流程,最终可获得金品位为21.20g/t,回收率为93.22%的金精矿。由于原矿硫化物(毒砂)含量很高且为载金矿物,因此精矿品位难以提高。 相似文献
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山东某原生金矿石浮选试验研究 总被引:2,自引:2,他引:2
山东某金矿选矿厂以异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂,采用磨矿细度为-0.074 mm占60%的一粗二精二扫浮选工艺流程处理原生金矿石,金回收率仅59%左右。为此,着重对该矿石进行了浮选药剂条件和磨矿细度试验研究。试验结果表明:以BD-11为捕收剂、硫酸铜为活化剂、11号油为起泡剂,在-0.074 mm占60%的磨矿细度下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可获得金品位为30.83 g/t,金回收率为93.36%的金精矿,与现场生产相比,金回收率得到了大幅度提高。 相似文献
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辽宁金凤某金矿石金品位为2.45 g/t,金矿物嵌布粒度较细,且分布均匀。为确定合理的选矿工艺流程,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.071 mm占90%,以CaO、Na2S和水玻璃为调整剂,CuSO4为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂的情况下,采用中矿集中处理的局部闭路流程处理矿石,获得的总精矿金品位为20.45 g/t、回收率为68.70%。 相似文献
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某含砷金矿石浮选试验研究 总被引:5,自引:1,他引:5
从含砷金矿石中回收金一直是浮选研究的重要课题。试验采用石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物作为毒砂的抑制剂及适宜的选别流程,可以有效实现金与毒砂的分离。金精矿含砷0.27%,砷的脱除率92.68%;金精矿金品位82.30 g/t,金回收率87.01%。 相似文献
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某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验 总被引:5,自引:0,他引:5
辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。 相似文献
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提出了新的药剂制度,以国产丁基和异丙基黑药和改性木素磺酸盐取代进口的丁基黄药浮选铜铅锌多金属矿石,结果颇为满意,拟进行工业试验。 相似文献
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俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。 相似文献
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In this study, ozonator combined with flotator (OCF) have been applied to treat the mineral processing wastewater. The process efficiency has been evaluated in the bench scale. Removing xanthate from aqueous solution was conducted by OCF. In all cases, the butyl xanthate concentration in the treated water was found to be negligible (<0.42 mg L−1). The experiments were preceded under different reaction conditions to study the ozonation time and pH on the oxidation of butyl xanthate. The concentration of butyl xanthate and sulfide are analyzed at special time intervals to elucidate the decomposition of butyl xanthate. In addition, oxidation reduction potential and pH are continuously measured in the course of experiments. Chemical oxygen demand is chosen as a mineralization index of the ozonation of butyl xanthate. The degradation mechanism between butyl xanthate and ozone has been discussed. The OCF technology showed to be an efficient process, which requires ozone and flotator, and the treated water ended up with a very low residual concentration of xanthate and COD. It can be inferred from ultraviolet spectrum, HPLC-MS and COD measurement that SO42− is produced. The COD of butyl xanthate solution declined dramatically, the removal rate of COD reached 72.21% when ozonation time is 60 min. And the biodegradability (BOD/COD) of butyl xanthate solution increased markedly and shifted from 0.251 to 0.361. It is believed that this ozonation–flotation technique, here named OCF, using ozonator and flotator has a high potential as a alternative method for pollutants removal (flotation reagents, such as butyl xanthate) form waste mining effluents. 相似文献
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本研究针对刘家金矿选矿厂实际存在的问题,找出原生产工艺流程中金回收率低的原因,提出1)选择合适的磨矿粒度,2)采用阶段磨矿、分别浮选流程,3)添加WY-1号药剂作辅助捕收剂的新的技术改进方案,提高了产品数量和质量,取得了较大的经济效益。 相似文献
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针对该赋存于氧化矿中的自然银矿石,采用浮选方法进行回收。闭路试验采用-0.074 mm 60%的磨矿细度,以异戊基黄药为捕收剂。通过一粗三精四扫的工艺流程,成功获得了品位为5427 g/t,回收率81.91%的银精矿。该流程药剂种类少,便于简单,且满足了现场选矿指标的要求,为该资源的综合利用提供了参考依据。 相似文献
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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。 相似文献

