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相似文献
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1.
某含金多金属硫化矿尼尔森选金试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
柏亚林  李国栋  彭贵熊 《金属矿山》2012,41(1):82-91,103
针对某多金属矿的特点,应用尼尔森选矿技术进行了粗粒金预先回收工艺技术条件试验,及有无尼尔森选金作业全流程闭路对比试验。试验结果表明,尼尔森选金全流程试验金总回收率为84.32%,较无尼尔森选金工艺高2.24个百分点,金精矿中金回收率达到了28.19%,冶炼收金效率较低的铅锌混合精矿中金回收率显著下降24.27个百分点,为提高最终金回收率创造了条件。增加尼尔森选金作业对铜精矿、铅锌混合精矿、硫精矿的品位和回收率指标(除含金指标)几乎没有影响。  相似文献   

2.
介绍了内蒙古某金铜矿的矿石性质,采用尼尔森选矿机对该矿石进行重选回收金。试验结果表明,矿石中金的尼尔森重选适应性很好,含有很多粗、中粒级金,同时含有的部分细粒级金也可用尼尔森重选,简化了工艺流程,提高了金的回收率,为该金矿采用该重选设备提供了参考依据。  相似文献   

3.
某金矿尼尔森重选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
通过全重选工艺流程对某金矿进行回收利用,采用正交试验法研究了给矿浓度、冲洗水流量、离心力对金精矿品位、回收率、尼尔森重选粗选作业选矿效率的影响,从而确定尼尔森重选的最佳工艺参数。结果表明,当矿浆浓度25%、冲洗水流量3.5 L/min、离心力120G时,采用尼尔森一次粗选一次扫选,可使尾矿金含量降到0.16 g/t,损失率为10.29%,选矿指标理想。  相似文献   

4.
内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg.为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响.结果表明...  相似文献   

5.
某晶质铀矿粒度适中、性脆易磨,尤其是磨矿后晶质铀矿部分泥化严重,针对其特点采用不同重选工艺进行对比. 试验结果表明,-0 .074 mm含量为33%时,采用螺旋选矿—摇床—尼尔森联合重选工艺,可获得铀品位2 .52%、回收率91 .88%的铀精矿. 此方案工艺简单、操作简便、回收率高,可实现尼尔森选矿机在细粒晶质铀矿选别上的应用.  相似文献   

6.
苏丹某金矿为低品位贫硫石英脉型金矿,研究表明金主要赋存于石英粒间,以中、粗粒级嵌布为主。开展了尼尔森重选预先抛尾-中矿氰化浸出试验研究。结果表明:当采用尼尔森选矿机和摇床进行两次分选,在二段磨矿细度-0.074 mm75%的条件下可以直接抛掉产率为76.73%,品位为0.23 g/t,回收率为7.12%的尾矿,可以有效降低生产成本。重选获得的总中矿在较佳氰化浸出工艺条件:磨矿细度-0.074 mm 90%,矿浆浓度40%,石灰用量2.5 kg/t,氰化钠用量1.2 kg/t,浸出时间28 h时,金的作业回收率为95.15%。采用尼尔森重选-氰化浸出联合流程金的总回收率可以达到90.18%。  相似文献   

7.
肃北某金矿选厂采用浮选工艺处理原矿石,近期由于原矿性质变化较大,金嵌布粒度变粗,造成选厂跑尾严重,尾矿金品位约为0.70~0.90 g/t。工艺矿物学研究表明其主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,主要脉石矿物为石英、长石、高岭土等,矿物组成较复杂。从尾矿筛析结果来看,金主要以粗、中粒金为主,适宜采用尼尔森进行回收。在扩大重力倍数60 G、流态化水量3.2 L/min、给矿速度10 kg/h、原矿品位0.87 g/t的条件下,可以取得金精矿品位33.42 g/t,回收率35.27%的良好指标。  相似文献   

8.
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   

9.
河南金源公司选矿厂浮选尾矿经螺旋溜槽预选后,溜槽精矿进入摇床进行分选,摇床精矿金品位仅3.5 g/t无法进行单独销售,这部分摇床精矿现阶段返回磨矿车间再磨,导致磨矿浮选作业流程中金属硫化物循环积存,对浮选指标和操作带来一定的影响.为进一步提高金矿物的综合回收率,促进尾矿资源的高效综合利用,进行了尼尔森选矿试验.试验结果...  相似文献   

10.
某金矿含金 4. 66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0. 295~ 0. 074 mm 粒级的自然金产率高达 59. 82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0. 074 mm 占 45%、重力倍数 60 G、反冲洗水量 5. 5 L/min、给矿速度 500 g/min、给矿量 20 kg,该条件下重砂金的产率为 0. 048 9%、金品 位为 4 018. 14 g / t、金回收率为 42. 07%。 针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0. 074 mm 占 65%,采用“1 粗 2 精 3 扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为 7.60%、金品位为 32. 43 g / t、金回收率为 52. 78%的浮选金精矿,金总回收率为 94. 85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0. 097 mm 粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。  相似文献   

11.
赖伟强 《中国矿业》2012,21(9):95-98
针对某金多金属矿的嵌布特点,采用优先选金-再选锌工艺,可获得金品位30.93g/t、银品位870g/t、金回收率92.49%、银回收率94.60%金精矿及锌品位48.06%、锌回收率49.14%的锌精矿,同时锌精矿含金4.66g/t、银16.78g/t、金回收率1.44%,银回收率0.19%,金总回收率为93.93%、银总回收率94.79%,综合回收了有价金属,达到较好的选矿效果,为该矿的开发利用提供重要依据。  相似文献   

12.
刘静宇 《矿产综合利用》2020,41(1):112-115,70
在某金矿选矿厂,其原矿经尼尔森离心选矿机分选后,尾矿中仍含品位较高的金和铜,分别为2.35 g/t和0.724%,具有一定的回收价值。为充分提高金和铜资源的综合利用,本论文对该尾矿进行了重选和浮选工艺探索。在磨矿细度ω(-0.074 mm)为65%条件下,进行了一粗两扫两精浮选。结果表明,在浮选精矿中,金的品位为58.25 g/t,尾矿含金0.13 g/t,金的浮选回收率94.68%;浮选精矿铜的品位为14.15%,铜浮选回收率74.65%。该浮选工艺对尾矿中的金和铜进行了有效的回收。  相似文献   

13.
四川某地金矿中的金品位为3.74 g/t,以自然金的形式存在,其粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致,为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位,提高金总体回收率的目的。嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此采用尼尔森重选-浮选联合选别工艺开展试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074 mm占70 %,重力倍数90 G,液态化水量9 L/min,该条件下可获得金品位67 g/t,回收率80.72 %的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100 g/t,捕收剂丁基黄药:丁胺黑药2:1、用量为40 g/t,起泡剂2号油用量20 g/t以及粗选时间为3 min,该条件可获得金品位11.04 g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“1粗2精2扫”浮选流程,进行重选-浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6 g/t,回收率73.81 %的重选金精矿;金品位63.1 g/t,回收率24.25 %的浮选金精矿以及金品位0.09 g/t,回收率1.92 %的浮选金尾矿。  相似文献   

14.
15.
16.
以云南某铜金多金属矿为研究对象,探索了金在与其伴生的硫化矿、磁铁矿混合体系中的选矿特性及载体矿物对其选矿指标的影响。依据金在该矿石中的赋存状态、嵌布特征及其载体矿物的多样性等特点,采用了优先选铜再选硫,然后磁选铁矿物的工艺流程。通过精细化调控工艺参数,在最佳的综合条件下,获得的铜精矿铜品位为18.63%、含金63.24g/t,铜回收率为88.67%,金在铜精矿中的分布率为67.06%;硫精矿硫品位为47.86%、含金2.41g/t,硫回收率为86.16%,金在硫精矿中的分布率为15.08%;铁精矿铁品位为59.55%、含金1.20g/t,铁回收率为38.22%,金在铁精矿中的分布率为10.51%,为技术经济指标的提升和工艺改进提供了理论依据。  相似文献   

17.
云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na2SO3+ZnSO4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。  相似文献   

18.
我国钨开发利用已有100多年的历史,随着钨资源日益枯竭,钨的开发利用面临着伴生、共生多、复杂难选的难题。对钨矿工艺矿物学的研究,对于合理开发利用钨矿资源,高效合理综合回收钨矿资源有重要的意义。本文对某钨多金属矿进行了工艺矿物学研究,包括原矿的化学组成、矿物组成、主要矿物的赋存状态及嵌布特征、矿石结构构造分析及矿石可磨度研究。为设计该矿多金属综合回收方案提供了依据。经研究,原矿中具有回收价值的主要是WO3、Sn、Mo、Cu,其中还含有少量金,利用时可考虑铜金综合回收,以期提高铜精矿价值;其中钨铜钼铋锡主要存在形式为黑钨矿、铜的硫化物、辉钼矿、辉铋矿和黝锡矿;由于黑钨矿与黄铜矿嵌布关系紧密,解离出来的黑钨矿矿粒将有较多与黄铜矿的共嵌体,因此,重选钨精矿中将含有较多的黄铜矿,从黑钨矿的细测嵌布粒度看,矿石需磨矿至0.3 mm以下,才可有70%以上的"干净"黑钨矿解离出来;锡石嵌布粒度较细多在0.3 mm以下,一般在0.1 mm以下;黝锡矿嵌布粒度不均匀,从0.2 mm至0.001 mm都有分布,一般在0.1 mm以下;辉钼矿属于粗粒嵌布。  相似文献   

19.
根据新疆某铜铅锌多金属硫化矿石性质特点,确定了铜铅锌顺序优先浮选的原则工艺流程。铜浮选通过T9与活性炭配合使用,有效吸附了回水中的剩余药剂和有害离子,消除了回水使用对浮选的不良影响,同时通过高效选择性捕收剂A5的使用,实现了铜铅的优先浮选分离,获得了较好的经济技术指标:铜精矿铜品位18.23%,含铅6.21%,含锌7.39%,铜回收率为71.30%,铜回收率得到较大幅度提高,铅、锌含量明显降低。该试验研究为低品位铜铅锌类型矿石资源的开发利用提供了技术依据。  相似文献   

20.
广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品。经试验研究,采用“抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌”工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂CY-2A浮选铜铅。最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率70.11%;铅精矿铅品位57.39%、回收率84.84%;锌精矿锌品位51.93%、回收率88.42%。试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离。  相似文献   

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