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湖南某金矿石中有价元素金的平均品位为3.40g/t,金均以自然金的形式存在,主要载金矿物为毒砂和黄铁矿,有害元素砷和碳含量分别为0.36%和1.42%.金的解离分析表明,在磨矿细度-0.074 mm 占65%的条件下,矿石中的可回收金主要以硫化物包裹金和单体及裸露金的形式存在,二者合计分布率为94.69%.根据矿石性质的研究结果,采用重选 浮选联合工艺对金矿物的回收进行了试验研究,在磨矿细度为-0.074mm 占64.1%的条件下,先经过摇床重选和淘洗得到重选精矿,再以重选和淘洗尾矿为原料,通过一粗二精三扫的闭路试验流程得到浮选精矿.将重选精矿和浮选精矿合并得到最终产品,最终产品中金的品位和回收率分别为113.91g/t和93.14%,金的实际回收率与理论回收率仅相差1.55个百分点. 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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某多金属金矿石矿物组成复杂,金矿物嵌布粒度微细,属典型的高砷高硫微细粒难处理金矿石。依据矿石特性,确定采用优先浮选金、铅-金铅尾矿浮选锌及硫砷分离回收剩余金的工艺技术路线,并通过详细深入的试验研究,较好地解决了该高砷高硫微细粒复杂多金属难处理金矿石的选矿技术难题,获得了较理想的技术经济指标。该成果已被该多金属金矿500 t/d选矿厂设计采用。 相似文献
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某含砷金矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某金矿矿石砷含量较高,金主要以显微金形式包裹于毒砂等硫化矿物中。金属矿物主要为毒砂及少量的褐铁矿、锐钛矿、黄铁矿等,非金属矿物主要有石英和长石。为开发利用该矿物,对其进行了浮选试验研究。在磨矿细度-0.074mm含量为74.2%时,用丁基黄药与丁铵黑药作为组合捕收剂,浮选流程采用二次粗选、二次精选和一次扫选中矿顺序返回的流程,最终可获得金品位为21.20g/t,回收率为93.22%的金精矿。由于原矿硫化物(毒砂)含量很高且为载金矿物,因此精矿品位难以提高。 相似文献
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为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。 相似文献
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某含砷金矿石浮选试验研究 总被引:6,自引:1,他引:5
从含砷金矿石中回收金一直是浮选研究的重要课题。试验采用石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物作为毒砂的抑制剂及适宜的选别流程,可以有效实现金与毒砂的分离。金精矿含砷0.27%,砷的脱除率92.68%;金精矿金品位82.30 g/t,金回收率87.01%。 相似文献
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本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为:第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t酸浸渣,金浸出率达到93.34%。 相似文献
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某高砷金矿浮选过程中砷的转化机理及选矿废水处理研究 总被引:1,自引:0,他引:1
通过某高砷金矿浮选前后各物料中砷的物相组成分析,研究浮选过程中砷的转化机理。研究表明,砷在金矿浮选前后主要以砷酸盐形式存在,以硫化物及氧化物形式存在量很少;浮选过程砷的硫化物大部分进入精矿产品中,而氧化物及砷酸盐则几乎全部进入尾矿中;选矿废水中砷主要以悬浮物固体形态存在,而非常规的酸性废水中以离子形态存在。采用"压滤脱水—混凝沉淀"的选矿废水处理工艺,砷的去除率达到95%,且废水闭路循环,用水量减少。 相似文献
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某高含碳金矿(碳品位6.68%),金共生有用矿物为黄铁矿、毒砂以及微量的石墨,一部分黄铁矿包裹在碳质物中。采用两次粗选、粗精矿1两次精选、粗精矿2四次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,获得金精矿(金精矿1+金精矿2)金品位42.18g/t、银品位46.70g/t,金回收率85.87%,银回收率62.86%的浮选指标,在回收金的同时综合回收了银。此工艺流程为含碳金矿选矿厂提供了一个易于工业化实施的工艺流程。 相似文献
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廖银英 《有色金属(选矿部分)》2017,(3):35-39
某多金属含金难处理矿石含铜0.21%、金0.55 g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选采用石灰调整矿浆、Z-200与丁基铵黑药为组合捕收剂,扫选采用丁基黄药与丁基铵黑药为组合捕收剂的新药剂制度。粗扫选作业的差异化给药,有效提高了铜、金的回收指标。在磨矿细度-74μm占68.63%的条件下,通过一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程试验,获得精矿含铜14.72%、含金23.45 g/t,铜回收率90.29%、金回收率60.92%的指标。 相似文献
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以云南某铜金多金属矿为研究对象,探索了金在与其伴生的硫化矿、磁铁矿混合体系中的选矿特性及载体矿物对其选矿指标的影响。依据金在该矿石中的赋存状态、嵌布特征及其载体矿物的多样性等特点,采用了优先选铜再选硫,然后磁选铁矿物的工艺流程。通过精细化调控工艺参数,在最佳的综合条件下,获得的铜精矿铜品位为18.63%、含金63.24g/t,铜回收率为88.67%,金在铜精矿中的分布率为67.06%;硫精矿硫品位为47.86%、含金2.41g/t,硫回收率为86.16%,金在硫精矿中的分布率为15.08%;铁精矿铁品位为59.55%、含金1.20g/t,铁回收率为38.22%,金在铁精矿中的分布率为10.51%,为技术经济指标的提升和工艺改进提供了理论依据。 相似文献
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某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。 相似文献