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从尾矿及炉渣中回收金的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
湘西金矿老尾矿,低度钨加工尾矿及矿山冶炼厂锑金鼓风炉炉渣中的均含有2-5g/t的金,系难选物料,收金试验取得了较好的选用指标。 相似文献
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为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。 相似文献
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某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明:在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。 相似文献
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针对河北某金矿石以金为主,含有银、铜、锌等多种金属矿物,矿石性质复杂,金的嵌布粒度大小不等的特点,在磨矿细度-74μm占65.0%条件下,采用"尼尔森重选—浮选"工艺流程,尼尔森重选可获得金品位318.06 g/t、回收率36.69%的精矿,重选尾矿采用一次粗选、一次精选、两次扫选浮选流程,可获得金品位65.2 g/t、银品位375 g/t、金回收率55.99%、银回收率71.25%的精矿,金总回收率达到95.68%,银总回收率达到86.86%。浮选精矿中锌、铜的回收率分别为96.55%、94.50%。 相似文献
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云南某金矿石为褐铁矿化含炭糜棱岩型金矿石,原矿中金赋存状态复杂,金品位较低,仅3.56 g/t,含碳量0.619%,属低品位原生高碳金矿石。为合理开发利用该矿石,获得高品位的金精矿,降低生产运营成本,对其分别进行了全泥氰化浸出、焙烧—氰化浸出、摇床提金、单一浮选试验研究,对比各流程的试验结果,确定采用1粗1精3扫的单一浮选工艺处理该矿石,获得的金精矿品位达38.92 g/t,回收率为75.42%。 相似文献
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针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。 相似文献
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四川某金矿石金品位为5.85 g/t,矿石类型为少硫化物石英脉型原生含巨粒金矿石。针对该矿石的特点进行了选矿试验,结果表明,采用重选法回收矿石中的部分中粒、粗粒和巨粒明金,重选尾矿再用浮选或氰化法回收细粒金的工艺是可行和有效的;矿石采用阶段碎磨(一段破碎粒度-2 mm,磨矿1细度-0.074 mm 30%,磨矿2细度-0.074 mm 65%)阶段尼尔森重选选别流程处理,可得到金品位19.24%、金回收率59.97%的高品位金精矿,这部分金精矿可以直接冶炼金锭,比锌粉置换工艺更简单;对金品位为2.35 g/t、金分布率40.03%的尼尔森重选尾矿进行了氰化炭浸和浮选流程试验,均能获得较好的回收率指标。试验结果可以为合理开发该类型矿石资源提供参考。 相似文献
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国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。 相似文献
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浙江某金矿石含金2.48g/t、砷2.01%、硫3.34%,金主要以显微及次显微不可见状存在于毒砂和黄铁矿中,属于高砷高硫微细粒金矿石。为回收矿石中的金,在研究矿石性质的基础上,分析了砷、硫对金回收的不利影响,通过多方案对比,制定了"浮选—金精矿焙烧—氰化浸出"的选冶工艺。经过详细的条件试验和流程内部结构筛选优化试验,浮选闭路试验获得了金品位21.6g/t、回收率86.76%的金精矿;金精矿在650℃下焙烧2.0h,As和S的脱除率分别达到了99.25%和98.93%;焙砂氰化浸出率为90.35%。金的综合回收率为78.39%,试验研究取得了良好的选冶技术指标。 相似文献
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为综合回收某金钨矿中的金与钨,开展了系统的选矿试验研究。采用硫酸铜、异戊基黄药与松醇油浮选回收金,采用调整剂碳酸钠、水玻璃与捕收剂皂化油酸浮选回收钨,钨粗精矿采用彼得罗夫法处理,闭路试验可以获得含金148.05 g/t、金回收率为94.87%的金精矿以及含WO357.46%、含磷0.25%,WO3回收率为80.52%的钨精矿。钨精矿经盐酸浸出,可将WO3含量提高至74.10%,含磷量降低至0.070%,酸浸作业WO3回收率达到98.87%。 相似文献
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为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明:采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。 相似文献
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为了有效回收某金精矿中的铅,针对金品位45.60 g/t、铅3.01%的浮选金精矿,进行了选矿流程方案技术经济对比。试验结果表明:最终采用铅硫分离—铅、硫精矿分别再磨浸出工艺替代原有金精矿再磨浸出工艺,不仅可以综合回收伴生的方铅矿,而且可提高金银回收率,获得指标为:铅精矿铅品位56.73%、回收率79.83%,金总回收率为94.55%,银总回收率为91.67%,分别高出现场生产工艺3.85、9.42个百分点。该工艺解决了从原矿直接进行金、铅分离成本高、从浸渣中回收泥化方铅矿难的问题,分别再磨浸出避免了部分金进入铅精矿中导致金收益低的问题,有效提高了该类伴生资源综合利用水平。 相似文献
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某高硫高砷金矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
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%. 相似文献
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对某低品位铁矿石进行了选矿试验研究。通过对矿样进行探索试验, 最终以阶段磨矿阶段磁选-磁选铁精矿一粗一精浮选脱硫的联合流程, 获得铁精矿产率11.75%、品位63.21%、回收率63.53%的指标。其杂质含量低于工业指标要求, 并且矿物中V2O5在铁精矿中有较好富集, 品位为0.83%, 回收率大于80%。 相似文献