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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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刘春龙 《有色金属(选矿部分)》2016,(3):38-42
某银矿氰化渣含铜、铅、锌、银、金等多种有价元素,综合回收总体价值高。针对该氰化渣特点,采用铅、铜、锌优先浮选工艺,获得了铅品位和铅回收率分别为50.98%和32.09%的铅精矿、铜品位和铜回收率分别为17.61%和81.49%的铜精矿以及锌品位和锌回收率分别为49.52%和64.11%的锌精矿,金、银在铅、铜、锌精矿产品中得到富集,为该氰化渣综合回收利用提供了依据。 相似文献
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为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的:原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO2含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO2含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。 相似文献
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对硫、银、锡含量较高的玻利维亚某重选选锡尾矿进行了有价元素回收的试验研究,确定了以浮选为主、焙烧-氰化为辅的锡、硫、银回收工艺。闭路试验得到了硫品位46.70%、硫回收率97.88%、银品位339 g/t、银回收率73.73%的硫精矿,以及锡品位45.37%、锡回收率52.73%的锡精矿,银的焙烧-氰化作业浸出率为75.10%。 相似文献
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为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。 相似文献
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河南某多金属铁矿石选矿试验研究 总被引:3,自引:2,他引:1
河南某铁矿矿石中除磁铁矿外,还伴生有铜、硫矿物,其中硫矿物有相当一部分为磁黄铁矿。为了给该矿的矿床工业评价及矿石可选性评估提供依据,对该矿矿石进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用铜、硫依次浮选-浮选尾矿弱磁选联合工艺流程,可以综合回收矿石中的铜、硫、铁。获得的铁精矿铁品位为65.10%,回收率为57.23%,硫精矿硫品位为42.00%,回收率为95.62%,铜精矿铜品位为19.20%,回收率为52.79%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.03%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的含杂标准。 相似文献
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对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时,在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出,并进行铜硫分离回收铜、金;然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿,硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比,优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点,铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点,硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。 相似文献
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梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。 相似文献
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针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。 相似文献
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针对某地磁铁矿石含硫(339%)较高,磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题,进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究,最终推荐浮选—磁选联合工艺流程,获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t,铜回收率5125%的合格铜精矿;硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿;全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿;该工艺流程合理,浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量,并且综合回收了铜和硫,提高了该矿山的经济价值。 相似文献
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对河南某铁、硫、铜多金属矿进行了选矿试验研究。根据该矿石的工艺矿物学特性,采用铜、硫优先浮选—浮选尾矿弱磁选的联合工艺,综合回收矿石中的铁、硫、铜。获得的铁精矿品位65.50%、回收率43.04%,硫精矿品位42.50%、回收率90.63%,铜精矿品位17.50%、回收率54.80%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.15%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的质量标准。 相似文献
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澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。 相似文献