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微细粒低品位金矿石提金工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
在对某微细粒低品位金矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了全泥氰化浸出试验,浮选试验及浮选金精矿再处理探索试验研究。试验表明,该矿石属于难选冶金矿石,其中以浮选工艺为佳。 相似文献
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TLQ是近年新研制开发的一种浮选捕收剂。从矿石工艺矿物学研究入手,先查明金的嵌布粒度、赋存状态、与矿物的嵌镶关系等,通过正交试验确定了金浮选的最佳工艺条件为:磨矿细度-200目80%,粗选时间5 min,粗选TLQ捕收剂70 g/t,石灰用量1 000 g/t。浮选闭路试验结果表明,使用TLQ捕收剂浮选某金矿矿石,获得了精矿金品位98.81 g/t,金回收率92.95%的较好指标。 相似文献
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针对新疆某黄金矿山的矿石性质变化造成现有的浮选药剂与矿石性质不匹配,导致生产指标失稳,使得金的回收率产生较大波动的问题,进行了合理的实验室试验和全流程闭路试验。根据矿石的工艺矿物学特征,以传统的硫化矿浮选工艺为基础,采用富硫化物的方法辅之高效的浮选药剂,提高了硫化矿中的有价成分金的回收率。在实验室条件试验的基础上确定了合理的工艺流程、浮选药剂和浮选时间,品位为6.5×10-6的原矿金回收率由原来的84%提高到90%,浮选金精矿品位为60×10-6,尾矿为0.4×10-6。在原矿品位和精矿品位不变的条件下,实验工艺流程更环保,浮选时间更合理,回收率更高,为企业创造了可观的经济效益,同时也节约了资源。 相似文献
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对四川省某岩浆岩型原生金矿(金品位为4.92×10-6)进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。 相似文献
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针对该矿石中金矿物嵌布粒度较细,共生关系密切的特点,在工艺矿物学研究的基础上,采用浮选+浮尾氰化联合工艺流程。在原矿含金为2.72 g/t、适宜的磨矿细度及药剂条件下获得浮选金精矿品位44.76 g/t,回收率67.49%;浮选闭路尾矿经氰化后,可获得总回收率88.19%的优异指标。 相似文献
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针对老挝某含碳含砷金矿石性质,探索了炭浆浸出、原矿焙烧—焙砂浸出、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出、浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺。结果表明:相比其他3种工艺流程,该矿石适宜采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺处理,在试验条件下,获得的浮选精矿金回收率为95.16%,焙砂金浸出率为88.60%,全流程金总回收率为84.31%。 相似文献
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某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。 相似文献
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甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。 相似文献