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相似文献
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1.
陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。  相似文献   

2.
以辽宁某含碳难选金矿石为研究对象,通过X射线衍射、化学组成分析对原矿工艺矿物学性质进行了研究。结果表明,原矿金品位为2.45 g/t,并含有4.38%的碳,金主要赋存在硫化矿物中,主要载金矿物为黄铁矿,主要脉石矿物为石英。分别采用常规浮选和先脱碳后浮金流程进行了浮选对比试验,结果显示:在磨矿细度-0.071 mm占90%,CaO用量为800 g/t,CuSO_4用量为400 g/t,混合捕收剂总用量为60 g/t(其中丁基黄药和25~#黑药的比例为1∶5)的条件下,采用1粗2精3扫的浮选流程,获得了金品位14.33 g/t和金回收率67.60%的浮选精矿;相比于常规浮选流程,预先脱碳浮选指标较差。即矿石适宜采用常规浮选流程处理。  相似文献   

3.
谢园明 《金属矿山》2018,47(1):102-106
伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:①阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。②跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。③矿石采用阶段磨矿-跳汰重选-阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。④金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。  相似文献   

4.
陕西安康某以褐铁矿为载体矿物的次生氧化型含金矿石结构及矿物组合较简单,自然金成独立矿物相出现,粒度较细,金品位为3.91 g/t,裸露金、半裸露金占总金的89.53%;脉石矿物以石英为主,其次为云母、方解石、长石和绿泥石等。为高效开发利用该矿石资源进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1次摇床重选,重选中矿、尾矿合并1粗1精1扫闭路浮选的联合工艺流程处理,可获得金品位为43.72 g/t、金回收率为83.51%的摇床金精矿,以及金品位为23.81 g/t、金回收率为12.42%的浮选金精矿,总金精矿金品位为39.45 g/t、金回收率为95.93%,试验指标良好。  相似文献   

5.
对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。  相似文献   

6.
广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。  相似文献   

7.
河南某金矿石金品位3.40 g/t,金以微细粒嵌布为主,主要金属矿物为黄铁矿,脉石矿物以石英为主。为确定金回收的适宜选矿工艺流程,采用重选—浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 65%、尼尔森选矿机富集锥内离心加速度为重力加速度的60倍的条件下,以丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂,原矿经重选—重选尾矿1粗1精2扫闭路浮选,可获得金品位5 969.86 g/t的重选精矿和金品位43.94 g/t的浮选金精矿,总回收率94.36%的良好指标,可供确定该金矿石选矿工艺流程参考。  相似文献   

8.
为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。  相似文献   

9.
阙绍娟  王海芳  赵锋 《矿冶》2012,21(1):11-14
根据矿石性质,采用混合浮选工艺流程处理某低品位含金硫化矿,在原矿金品位1.03 g/t的条件下,通过添加新型抑制剂DPS强化易浮细粒脉石的上浮和加强含金矿物的活化,大幅度提高了选矿试验指标,金品位由15.25 g/t提高到17.17 g/t,金回收率由91.96%提高到94.55%。  相似文献   

10.
青海某金矿氰化车间产生的氰化尾渣中,含有金、银、铅、锌等有价元素,其中金品位2.68g/t,银品位28.76g/t,铅品位1.27%左右,锌品位1.05%左右,均具有较高的回收利用价值。利用浮选工艺,在高氰高碱度介质中,在对氰化尾渣进行擦洗性磨矿,破坏金属矿物被氧化的矿物表面后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选流程,最终获得了铅+锌品位33.45%、金品位16.26g/t、银品位332.84g/t的浮选精矿,同时氰化尾渣中的砷被抑制,精矿中的砷品位仅为0.35%,实现了资源的综合回收。  相似文献   

11.
江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
许金越  李婷 《金属矿山》2015,44(7):73-76
江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。  相似文献   

12.
余江鸿  周涛  师伟红  吴斌  刘守信 《金属矿山》2012,41(5):104-105,109
吉尔吉斯斯坦某金矿矿石中金矿物与黄铁矿等共生关系复杂,嵌布粒度微细,属于难选低品位金矿石。通过对磨矿细度和药剂制度的优化研究,确定在磨矿产品细度为-0.074 mm占90%,D10和A202粗选用量分别为100、50 g/t情况下,可以获得金品位为9.89 g/t,回收率为87.23%的金精矿,比模拟现场工艺流程及药剂制度时的精矿金品位提高了0.24 g/t,回收率高10.03个百分点。  相似文献   

13.
方明山  王明燕 《矿冶》2018,27(3):104-108
某铜矿石中铜品位为0.53%,其中伴生有价元素金、银的品位分别为0.11 g/t和2.76 g/t,虽然相对较低,但仍具有一定的综合回收利用价值。运用AMICS(Advanced Mineral Identification and Characterization System)对该铜矿中的伴生金银进行了赋存状态研究。查明了该矿石中金银矿物的种类、金银矿物的嵌布特征和嵌布粒度,以及影响它们回收的最主要因素,为其综合回收提供了理论依据。  相似文献   

14.
蒙古某铜矿含铜0.61%,含硫2.57%,含金0.80g/t,含银15.12g/t,矿石中铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿及辉铜矿,脉石矿物有石英、长石、云母等。矿石中金、银等有价元素与黄铜矿、黄铁矿等金属矿物之间嵌布关系密切。本文研究针对该矿石特征,采用铜优先-铜和脉石浮选分离工艺流程,粗选采用选择性捕收剂BKH优先选铜,精选采用新型抑制剂BKL抑制脉石矿物,最终获得实验室闭路试验结果为:铜精矿含铜24.85%,铜回收率81.88%;含金21.87g/t,金回收率55.00%;含银515.80g/t,银回收率68.89%。  相似文献   

15.
内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明:(1)矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。(2)以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。   相似文献   

16.
以石灰为调整剂浮选贵州某卡林型金矿石   总被引:1,自引:0,他引:1  
贵州某卡林型低品位难处理金矿石中的金呈微细粒浸染状嵌布,主要赋存在黄铁矿等硫化矿物中,或以单体金形式存在,这些易回收金占总金的81.34%;碳酸盐及硅酸盐中的金占总金的18.66%。为了高效开发利用该金矿石,以石灰为浮选矿浆调整剂,进行了浮选选金试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占96%的情况下,采用1粗3精3扫、精选中矿集中1粗1精2扫单独再选、其余中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为9.41g/t、金回收率为86.45%的金精矿。  相似文献   

17.
某微细粒嵌布金矿石浮选试验研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
某金矿石中的金矿物主要以自然金的形式存在,其颗粒细小,属于微细粒金,且与脉石关系密切,同时矿石中又含有一定量的粘土矿物,对分选不利。对该矿石采用浮选法富集金矿物,通过2次粗选、1次扫选和2次精选,在原矿金品位为3.82 g/t的情况下,获得了精矿金品位为63.80 g/t,金回收率为92.08%的较好试验指标,  相似文献   

18.
某伴生金硫化铅锌矿浮选试验研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
云南伴生金硫化铅锌矿,其有用矿物嵌布关系复杂,不同种类矿石之间相互侵蚀包含,造成了浮选过程中有价金属富集困难,试验针对其特殊的矿物组成和矿石结构特征,开发出金铅硫混合浮选—金铅与硫砷分离—浮锌的工艺流程,采用金的高效活化剂SA及组合捕收剂DA-1、丁基黄药和乙基黄药进行金铅硫混合浮选,然后采用CaO在高碱度下进行金砷分离。在其原矿含金4.2 g/t、铅1.09%、锌0.42%的条件下,得到含金157.29 g/t、铅55.84%的混合含金铅精矿和含金33.58 g/t的硫砷精矿、含锌44.01%锌精矿,其中金、铅和锌的回收率分别为90.03%、86.58%和80.65%的良好选矿指标。本研究为同类型复杂含金硫化矿浮选提供了有用借鉴。  相似文献   

19.
西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。  相似文献   

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