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1.
四川某地金矿中的金品位为3.74 g/t,以自然金的形式存在,其粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致,为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位,提高金总体回收率的目的。嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此采用尼尔森重选-浮选联合选别工艺开展试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074 mm占70 %,重力倍数90 G,液态化水量9 L/min,该条件下可获得金品位67 g/t,回收率80.72 %的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100 g/t,捕收剂丁基黄药:丁胺黑药2:1、用量为40 g/t,起泡剂2号油用量20 g/t以及粗选时间为3 min,该条件可获得金品位11.04 g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“1粗2精2扫”浮选流程,进行重选-浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6 g/t,回收率73.81 %的重选金精矿;金品位63.1 g/t,回收率24.25 %的浮选金精矿以及金品位0.09 g/t,回收率1.92 %的浮选金尾矿。 相似文献
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肃北某金矿选厂采用浮选工艺处理原矿石,近期由于原矿性质变化较大,金嵌布粒度变粗,造成选厂跑尾严重,尾矿金品位约为0.70~0.90 g/t。工艺矿物学研究表明其主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,主要脉石矿物为石英、长石、高岭土等,矿物组成较复杂。从尾矿筛析结果来看,金主要以粗、中粒金为主,适宜采用尼尔森进行回收。在扩大重力倍数60 G、流态化水量3.2 L/min、给矿速度10 kg/h、原矿品位0.87 g/t的条件下,可以取得金精矿品位33.42 g/t,回收率35.27%的良好指标。 相似文献
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国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选工艺流程进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。 相似文献
4.
通过对某厂重选尾矿旋流器分级溢流开展锡石浮选试验研究,解决该厂重选尾矿细粒级锡石回收率低的问题。试验结果表明:通过预先脱硫后一粗三精两扫的浮选工艺,使用SN-2:TL-1=1:2组合捕药剂进行锡石浮选时,能获得锡粗精矿产率7.46%,品位4.63%,回收率74.96%的良好技术指标,与实际生产状况相比,作业回收率得到极大的提升。若能将旋流器溢流改用锡石浮选进行生产,能为该厂带来显著经济效益。 相似文献
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甘肃某硫化物金矿石金品位为3.34 g/t,主要载金矿物为黄铁矿、毒砂、方铅矿等金属硫化矿物。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿粒度为-200目70%的条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理,获得了金品位为47.44 g/t、回收率为91.87%的金精矿,选别效果较理想。 相似文献
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某钽铌重选尾矿中的锂云母浮选试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
研究了从某钽铌矿重选尾矿中回收锂云母时矿浆pH值调整剂、抑制剂、捕收剂对浮选效果的影响,结果表明,pH值调整剂Na2CO3的用量为1000g/t、抑制剂水玻璃用量为1600g/t、采取阴阳离子捕收剂联合作用(阴离子捕收剂731的用量为400g/t、阳离子捕收剂十二胺用量为90g/t)条件下,浮选效果最佳。在此基础上,确定采用"一粗二精二扫"的闭路试验流程,最终获得的锂云母的精矿(Li2O)品位为4.40%,回收率64.17%。 相似文献
8.
介绍了某高碳质金矿石的重选试验研究,试验采用单一摇床、螺旋溜槽粗选-摇床精选以及旋流脱碳脱泥-摇床精选3种重选流程均取得了较好的选别效果,3种流程均能使矿石中的金得到有效富集,可获得回收率75%~80%,品位60~80 g/t的合格金精矿。 相似文献
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针对西藏某高品位高氧化率难选氧化铅矿进行了详细的选矿试验研究。试验结果表明采用"螺旋溜槽重选—尾矿硫化铅浮选—氧化铅浮选"工艺取得了良好的选矿指标。重选精矿铅品位47.40%,铅回收率79.87%;重选尾矿浮选中硫化铅精矿铅品位61.52%,铅回收率4.02%,氧化铅精矿铅品位63.98%,铅回收率13.11%。该工艺流程的确定为矿石的合理开发提供了依据。 相似文献
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某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明:在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。 相似文献
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辽宁金凤某金矿石金品位为2.45 g/t,金矿物嵌布粒度较细,且分布均匀。为确定合理的选矿工艺流程,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.071 mm占90%,以CaO、Na2S和水玻璃为调整剂,CuSO4为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂的情况下,采用中矿集中处理的局部闭路流程处理矿石,获得的总精矿金品位为20.45 g/t、回收率为68.70%。 相似文献
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本文通过对东烧厂现场重选中矿的考察测定后,对该中矿再磨后进行试验室浮选及其尾矿再重选试验,结果比较理想,认为东烧厂重选中矿再磨浮选-重选工艺可行。 相似文献
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某低硫低炭石英脉型细粒级金矿石金品位为3.62 g/t,金主要为自然金,嵌布粒度主要为0.005~0.02mm,最大粒度为0.035 mm,以不规则柱状、粒状被包裹于石英边缘,石英和高岭土是矿石中的主要脉石矿物,其次是黄铁矿、褐铁矿、绢云母、炭等。采用重浮联合工艺流程进行了矿石的选矿工艺研究,确定的选矿工艺流程为1次摇床重选,1粗2精4扫、中矿顺序返回浮选流程,获得了金品位为295.45 g/t、金回收率为32.60%的重选精矿和金品位为46.64 g/t、金回收率为59.26%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.51 g/t、金回收率为91.86%。 相似文献
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某铜金矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。 相似文献
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吴双桥 《有色金属(选矿部分)》2015,(5):30-33
针对四川甘孜某金矿石在工艺矿物学研究的基础上进行了全浮选流程和重选—浮选流程方案的选矿试验研究。当重选采用尼尔森选矿机回收粗粒金时,获得含金112.51 g/t、回收率64.68%的优质尼尔森金精矿,同时对尼尔森重选尾矿进行浮选富集,获得含金44.90 g/t、作业回收率85.81%的浮选金精矿,最终可获得综合回收率94.99%的金精矿,与全浮流程相比,金的回收率提高了7.90%,重选—浮选联合流程效果明显。 相似文献
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姚晓文 《有色金属(选矿部分)》2014,(3):30-32,36
某待开发金矿石中金主要以裂隙金、包裹金和自然金形式存在。为此对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用浮选—重选流程能够得到理想的精矿指标。经过一次粗选、一次精选、两次扫选,浮选尾矿摇床重选,获得浮选精矿含金132.44 g/t、回收率67.61%,重选精矿含金20.80 g/t、回收率11.00%,综合精矿(浮选精矿+重选精矿)含金75.62 g/t、回收率达78.61%。 相似文献
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在某金矿选矿厂,其原矿经尼尔森离心选矿机分选后,尾矿中仍含品位较高的金和铜,分别为2.35 g/t和0.724%,具有一定的回收价值。为充分提高金和铜资源的综合利用,本论文对该尾矿进行了重选和浮选工艺探索。在磨矿细度ω(-0.074 mm)为65%条件下,进行了一粗两扫两精浮选。结果表明,在浮选精矿中,金的品位为58.25 g/t,尾矿含金0.13 g/t,金的浮选回收率94.68%;浮选精矿铜的品位为14.15%,铜浮选回收率74.65%。该浮选工艺对尾矿中的金和铜进行了有效的回收。 相似文献
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贵州某金矿石金品位为9.20 g/t,矿石中的金主要以单体金和连生金的形式存在,分布率为73.75%,硫化物中的金分布率为18.00%,其他为氧化物和硅酸盐包裹金;矿石中金属矿物主要为黄铁矿,脉石矿物主要为石英;金多以自然金的形式产于石英间隙及硫化物中,呈不规则粒状、圆粒状产出,主要载体矿物为黄铁矿;自然金的嵌布形式以... 相似文献