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某高碳金矿石氰化尾渣中金品位高达3.09 g/t。为进一步回收利用该尾渣中的金矿物,对其进行了浮选试验研究。通过对该氰化尾渣进行预处理和"再磨再选"的浮选工艺流程,获到金精矿品位25.23 g/t、金回收率55.08%的较好选矿技术指标;试生产取得了较好的经济效益。 相似文献
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对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82.92%和61.54%,品位降至0.55g/t和30g/t。 相似文献
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通过矿石薄片鉴定表明,该金矿矿石结构为自形—半自形—他形为主;矿石中主要硫化物矿物为黄铁矿,氧化物以褐铁矿、磁铁矿为主。通过电子探针研究发现:矿石中金主要为晶隙金和裂隙金,且形态复杂多样,部分金矿物以难溶硅酸盐包裹金和硫化物包裹金形式存在;金矿物主要为显微金(0.2~20μm)和次显微金(<0.2μm)。通过对矿石的提金试验研究表明:原矿浮选和氰化工艺均可取得较好的技术指标,但氰化指标较好;浮选金精矿品位83.37 g/t、回收率86.49%、产率5.98%;原矿氰化金浸出率可达96.38%。 相似文献
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辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。 相似文献
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某矿石主要回收元素为银,并伴生回收金。试验采用浮选法选别该金银矿中的金和银,原矿含银345g/t,金1.61g/t,在磨矿细度-200目75.5%,适宜的药剂条件下,获得银精矿银品位7067.0g/t,银回收率92.63%,含金品位23.80g/t,金回收率66.08%的浮选指标。 相似文献
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四川某含金砷硫化矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
该矿属高砷、含硫的金矿床。矿石中的金主要以游离自然金为主,其次为硫化物包裹金;砷主要以毒砂以及雄黄和雌黄的形式存在。通过选矿试验研究,采用单一浮选法,最终获得了金的品位和回收率分别为66.354 g/、t96.14%、砷的品位和回收率分别为37.064%、96.42%的混合精矿。 相似文献
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对难处理卡林型混合金矿石进行试验研究,得到处理该矿石合理的工艺流程及药剂条件。即采用细磨后强化浮选自然金及硫化物、浮选尾矿氰化回收氧化物的联合选别工艺,经实验室开路流程得到含Au品位55.89g/t,Au回收率70.08%的金精矿。浮选尾矿直接常规氰化浸金,Au作业浸出率91.5%。联合选别Au综合回收率90.4%。 相似文献
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针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明:采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。 相似文献
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从超细粒氰化尾渣中回收有价元素是浮选中的难题,目前采用的方法主要是先加入氧化剂预处理脱氰,再加入捕收剂浮选。然而,该工艺存在药剂成本高、氰化物无法循环使用及矿物表面二次氧化等问题。以山东某高铅锌氰化尾渣为研究对象,在不脱氰的条件下,以氰化贫液为浮选用水,通过浮选试验和闭路试验等方法研究氰化尾渣的浮选回收效果。试验结果表明,在不脱氰的条件下,可浮选回收铅锌,铅精矿铅品位为56.61%,回收率为89.04%;锌精矿锌品位为32.6%,回收率为74.5%。SEM显微镜研究表明,铅精矿中铜矿物表面包裹一层小颗粒方铅矿,改变了黄铜矿界面性质,使得铜矿物表面特性趋于方铅矿界面性质,导致铜矿物大部分进入铅精矿中。 相似文献
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甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%.铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系.对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因.在磨矿细度为-74 μm占80%,Na2S作硫化剂,CuSO4作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和2... 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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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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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
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对于含金银的多金属硫化矿,本文介绍了三种选矿工艺流程以及金属矿物分选的控制因素。应用碱预处理氰化法提金,氰化尾渣多金属浮选分离的联合流程取得了较好的技术指标,金银浸出率高可达到多金属综合回收的目的。 相似文献