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杜杰 《中国非金属矿工业导刊》2011,(1)
广西某地粉石英矿是目前区内发现的储量最大的粉石英矿床。通过对样品分级后获得的-0.045mm粒级产品进行反浮选除杂,可获得较高纯度的石英精矿产品。影响该矿反浮选效果的主要因素有矿浆的pH值、分散剂的用量、捕收剂的种类与用量。通过正交试验,获得最佳条件组合:硫酸用量4 000g/t,水玻璃用量1 000g/t,燃料油用量600g/t,新药H1A用量200g/t。当试验样品SiO2含量94.32%、Al2O3含量2.15%,经过反浮选除杂,可获得细度-0.045mm、精矿产率82.87%、SiO2含量98.99%、Al2O3含量0.19%的粉石英浮选精矿。 相似文献
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为提高企业经济效益,贵州某含金3.81 g/t、主要载金矿物为黄铁矿、矿石嵌布粒度细、有机碳含量较高的难处理卡林型金矿,根据生产需要将碱性浮选改为弱酸性浮选,通过高压预氧化处理产生的废酸调整矿浆p H值,为确定最佳的弱酸性浮选工艺及条件对其进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 93.1%,一段粗选酸液用量为20 L/t、硫酸铜用量200 g/t、丁铵黑药用量60 g/t、丁基黄药用量80 g/t、2#油用量75 g/t,二段粗选酸液用量为60 L/t、硫酸铜用量350 g/t、丁铵黑药用量100 g/t、丁基黄药用量120 g/t、2#油用量75 g/t的条件下,通过2粗2精3扫中矿循环返回的闭路流程可获得金品位为20.79 g/t、金回收率为84.15%的金精矿;试验结果表明,弱酸性浮选能对该金矿进行有效的回收利用。 相似文献
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采用东北大学新合成的阴离子捕收剂DZN-1,对鞍钢齐大山选矿厂混磁精矿进行了浮选条件试验,确定的适宜的粗选作业条件为:浮选温度为25℃,矿浆pH值为11.5,捕收剂DZN-1用量800g/t,活化剂CaCl2用量200g/t,抑制剂羧甲基淀粉用量600g/t;在适宜的工艺技术条件下,采用一粗一扫、中矿返回的闭路流程处理铁品位为46.02%的混磁精矿,获得了铁品位为65.38%,精矿回收率为89.56%的精矿。试验结果表明,新型捕收剂DZN-1的特点是活化剂用量少且在较低温度下具有较好的选择性。 相似文献
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山东某原生金矿石可选性试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对山东某原生金矿石进行了可浮性试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化.得出了粗选的最佳操作条件:磨矿细度-74μm 60%;活化剂CuSO_4150g/t;复合捕收剂LD-1 100g/t;起泡剂11号油20 g/t。在此条件下进行一次粗选、两次精选、两次扫选实验室闭路试验,可获得金精矿品位为73.46g/t、回收率为95.29%的较好指标,表明该原生金矿可以通过浮选达到顶先富集的目的。 相似文献
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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。 相似文献
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老挝某金矿中金品位为4.12g/t,金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中,属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金,开展了详细的选矿试验研究。对浮选条件进行逐级优化,确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”,扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验,获得了金品位为32.16g/t,回收率为57.06%的金精矿1;及金品位为31.48g/t,回收率为24.37%的金精矿2;得到了总回收率为81.43%的金精矿,且尾矿中金品位仅为0.85g/t,金的损失较小,取得了较为满意的生产指标。 相似文献
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云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。 相似文献
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某金矿中金含量为3.26 g/t、硫含量为1.04%。金主要赋存于硫化物中,可通过富集硫化物的方法来回收矿石中的金。采用一次粗选、两次扫选和一次精选的闭路试验流程,可获得品位57.08 g/t、回收率91.62%的金精矿。 相似文献
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甘肃某金矿为低品位氧化矿石,金矿物为自然金,自然金颗粒以微细粒为主,且有37.04%以包裹金形式赋存。在矿石特征分析的基础上进行了常规浮选、重选、全泥氰化三种工艺流程对比,最终确定用全泥氰化工艺回收金。通过全泥氰化指标各影响因素的优化探讨试验,得出了最佳选别条件:磨矿细度-200目占85%、保护碱石灰用量为2000g/t、PH=10-11、氰化钠用量800g/t、浸出时间4h、矿浆浓度40%、底炭密度15g/L、吸附时间8h。在此条件下,进行氰化炭浸综合条件平行试验,可获得金浸出率93.15%、金吸附率99.45%、金总回收率92.63%的较好指标。 相似文献
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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
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某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果
表明:在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂(矿浆pH值为9~10),Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52
g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集,
在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。 相似文献