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相似文献
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1.
鉴于缅甸某金矿性质及当地矿山实际情况,开展了尼尔森重选-尾矿氰化浸出试验条件研究。结果表明,当采用三段不同磨矿细度,三段尼尔森GRG重选流程,可得到金品位为292.91 g/t、回收率为59.86%的重砂精矿,以及金品位为6.45 g/t、回收率为40.14%重选尾矿,同时也节约了磨矿成本。重选尾矿氰化浸出较佳条件为磨矿细度-0.045 mm 78%、矿浆浓度40%、石灰用量1.5 kg/t、氰化钠用量4.0 kg/t、浸出20 h,金作业回收率为93.18%。采用尼尔森重选-尾矿氰化浸出联合流程,金的总回收率可达到97.26%。  相似文献   

2.
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:①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。  相似文献   

3.
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   

4.
杨玮  王刚  曹欢  王倩 《矿冶工程》2019,39(4):39-4
对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。  相似文献   

5.
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   

6.
为有效选别四川某地高品位原生金矿石,进行了重选—重选尾矿氰化浸出试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下采用重选,可得到部分高品位重选金精矿,金精矿回收率为47.97%;重选尾矿进入氰化浸出试验,添加浓度为0.8‰的氰化钠,浸出48 h后,得到金贵液,其回收率达50.61%;重选及氰化试验综合回收率达98.58%。  相似文献   

7.
郑利强 《现代矿业》2014,30(9):77-79
为有效选别四川某地高品位原生金矿石,进行了重选-重选尾矿氰化浸出试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下采用重选,可得到部分高品位重选金精矿,金精矿回收率为47.97%;重选尾矿进入氰化浸出试验,添加浓度为0.8‰的氰化钠,浸出48 h后,得到金贵液,其回收率达50.61%;重选及氰化试验综合回收率达98.58%。  相似文献   

8.
对中亚某金品位4.35 g/t金矿石进行了选冶联合工艺试验研究。采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺,在焙烧给料细度-0.074 mm粒级占75%、氧化气氛下焙烧120 min,焙砂磨至-0.074 mm粒级占90%,在氰离子浓度0.10%条件下浸出48 h,金浸出率达到86.39%,浸渣金品位0.59 g/t。  相似文献   

9.
杨思军  曹锋  田晟 《矿山机械》2016,(10):60-65
在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。  相似文献   

10.
针对青海省某含金为3.80 g/t的石英脉型金矿,采用尼尔森重选-无氰浸出环保工艺,原矿在磨矿细度-0.074 mm占60.55%下进行尼尔森重选,尼尔森精矿进行摇床精选可获得含金4 543 g/t的高品位金精矿和含金60.84 g/t低品位金精矿,尼尔森尾矿进行无氰浸出后可回收12.32%的金,浸渣的金品位为0.053 g/t;最终金总回收率为98.63%,伴生银总回收率为61.01%。研究结果对高寒生态脆弱区金矿资源的开发具有一定的指导意义。  相似文献   

11.
陈庆根 《矿冶工程》2019,39(5):106-110
针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。  相似文献   

12.
某泥质难选氧化金矿选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
为给川西某含砷泥质氧化金矿的高效开发利用提供技术依据,在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对氰化浸出-重选工艺的技术参数进行了研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%、石灰用量为1 000 g/t、NaCN用量为750 g/t、浸出矿浆液固比为2∶1、浸出时间为36 h情况下,可取得76.55%的金浸出率;金品位为1.32 g/t的氰化浸渣经6-S摇床粗选(摇床冲程为12 mm,冲次为300 r/min,床面横向坡度为2.5°,冲水量为2 m3/t,给矿速度为5 kg/min)、B型间断式排料Falcon离心机扫选(给料速度2 L/min,矿浆浓度为15%,离心力场为225 g,反冲水压为0.02 MPa,转动频率为60 Hz),可获得金品位为33.79 g/t,金回收率为19.15%的重选金精矿,金的总回收率高达95.70%。  相似文献   

13.
甘肃早子沟金矿石金品位为4.09 g/t,铜、铅、锌、铁、锑等含量较低,不具有回收价值。矿石金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、辉锑矿和褐铁矿等。为回收有价元素金,采用浮选—浮选尾矿硫代硫酸钠浸出工艺进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占90%时,以Na_2CO_3为p H调整剂、异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得的浮选精矿金品位为56.78 g/t,回收率为71.27%,且影响金浸出的FeS_2、FeAsS、Sb_2S_3被富集到了浮选精矿中;浮选尾矿在液固比为4、Na_2S_2O_3·5H_2O用量为0.20 mol/L、CuSO_4用量为0.018 75mol/L、(NH_4)_2SO_4用量为0.05 mol/L、NH_3·H_2O用量为1.0 mol/L、矿浆pH=9.5、搅拌转速为450 r/min、反应时间为3 h条件下浸出,获得了金浸出率为67.05%,金总回收率为90.52%的指标。试验结果可以为早子沟金矿石的合理利用提供技术依据。  相似文献   

14.
甘肃某氧化型金矿石金含量为2.25 g/t,伴生银可综合回收。金主要以独立金矿物形式存在,大部分被载金脉石矿物石英所包裹,少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。为高效开发利用该矿石资源,对其进行了选冶联合试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占73.00%条件下,经1粗1精2扫浮选、浮选尾矿重选的闭路流程可获得金品位74.2 g/t、回收率91.28%的混合金精矿。混合金精矿经石灰预处理后,经氰化钠浸出,获得了金浸出率为96.52%、金总回收率为88.10%的指标。试验结果对同类型金矿石的选矿回收具有借鉴意义。  相似文献   

15.
陕西某金矿石尼尔森选矿试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
陕西某金矿石矿物成分复杂,金主要为裸露金和半裸露金,以粒间分布为主,包裹金少量,极粗粒金占总金量的95.68%,主要为片状、麦粒状,容易单体解离;在磨矿细度为-0.074 mm占65%时,78~300目粒级富集了79.37%的金。尼尔森选矿机回收试验结果表明,在矿石磨矿细度为-0.074 mm占65%,给矿浓度为30%,给矿速度为6 kg/h,流态化水水量为2.0 L/min,重力扩大倍数为60倍时,可取得金品位为233.33 g/t、回收率为87.38%的金精矿。  相似文献   

16.
高砷低品位金矿的提金实验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究了高砷低品位金矿采用焙烧预处理进行氰化提金的工艺。以CaCO3作为焙烧固定剂, Pb(NO3)2作为助浸剂, 最佳实验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90%, 焙烧时间4 h, CaCO3用量为矿量的2%, 焙烧温度650 ℃; 助浸剂Pb(NO3)2用量200 g/t, 预处理4 h, NaCN用量1.2 kg/t, 浸出时间22 h, 浸出温度20 ℃, pH=11, 液固比2.5, 搅拌速度900 r/min, 此条件下金的浸出率达到80.67%。  相似文献   

17.
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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