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1.
针对某矿业公司金锑钨选厂重选-浮选联合流程产生的尾矿进行了再选回收金、钨矿物的试验研究。试验根据生产尾矿性质,采用金、钨依次优先浮选工艺流程,通过闭路试验,获得了含金14.10 g/t,金回收率为的50.36%金精矿和含钨1.22%,钨回收率为49.61%的钨粗精矿。金精矿可直接作为产品,钨粗精矿可返回现场流程作进一步的处理。试验结果为现场综合利用尾矿资源提供了依据。 相似文献
2.
河南某大型金矿尾矿中含有部分钨、金元素未能回收致使有价资源的大量浪费。在尾矿性质研究的基础上,试验研究确定了重选脱泥—磁选除铁—浮选回收金硫—分级磁选的联合工艺流程。全流程在原矿含Au0.600g/t、WO_30.089%的条件下,得到了含WO_356.22%,WO_3回收率为74.09%的钨精矿和含Au24.25g/t、Au回收率为48.00%的金硫精矿,同时兼顾了铁的回收,实现了尾矿中有价金属资源综合利用。 相似文献
3.
老挝某金矿浮选尾矿中金品位为2.99 g/t,含金量较高,为高效回收该尾矿中的金,开展了详细的选矿试验研究。尾矿中金主要赋存于硫化物中,其次是连生体金和单体金,决定采取浮选—氧化浸出联合选别流程。采用石灰作为pH调整剂,以六偏磷酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,以CuSO4和Pb(NO3)2为活化剂,以丁铵黑药和丁基黄药作为捕收剂,在条件试验的基础上对金矿浮选尾矿通过“一粗三精三扫”的闭路流程试验,获得了金品位为28.57 g/t、回收率为67.36%的金精矿;同时,所得尾矿金品位为1.05 g/t。再以高锰酸钾作为氧化剂,以氰化钠作为浸出剂对该尾矿进行氧化浸出,最佳条件下金的浸出率为43.57%,相对于原矿浸出率为14.22%,且浸渣中金品位仅为0.6 g/t,金总回收率为81.58%,取得了较为满意的试验指标。 相似文献
4.
王江飞 《有色金属(选矿部分)》2015,(6):36-40
试验对金浮选尾矿进行了矿物学分析,根据结果对含石英75%、铁矿物3%的浮选尾矿进行了提取石英的探索性试验,经过方案比较确定了浮选尾矿磁选—脱泥—硫酸法浮选的流程,获得品位分别为63.06%的铁精矿和97.53%的石英精矿,回收率分别达到43.40%和70.54%;获得的石英精矿可达到玻璃及陶瓷原料三级品的质量标准,其中Al2O3含量为0.97%,Fe2O3含量为0.16%(TFe 0.11%),该工艺首次实现了非石英矿物回收提纯Si O2,并在新疆某金矿开始进行半工业试验,按照处理30万t的量计算,需投资3000万元,年获利841.95万元,只需不到4年即可收回成本。 相似文献
5.
采用常规的硫化浮选工艺,从含金的氧化矿中回收金.研究了磨矿细度、硫化钠、碳酸钠、丁基黄药及丁基铵黑药用量对回收金的影响.结果表明,过量的硫化钠对金有抑制作用,采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收剂能提高金的回收率.在磨矿细度为89.52%-0.074 mm、原矿金品位为5.56 g/t的条件下,经一粗二精二扫选别.可获得金精矿品位为105.9 g/t,金回收率为85.27%的选别指标. 相似文献
6.
小秦岭地区的灵宝县,混汞—浮选厂排放的金尾矿,含金总量相当于中型金矿山。采用单一浮选,重—浮联合,浮选粗精矿再磨浮选或氰化工艺流程能有效地回收尾矿中的金,作业回收率为42%—50%,金精矿品位30g/t以上. 相似文献
7.
张文钲 《有色金属(选矿部分)》1989,(4):5-7
用湿式强磁选或氧化石蜡皂浮选可从小秦岭地区浮选、混汞-浮选的尾矿中回收相当数量的金。中间试验表明,强磁选可选出含金9-10克/吨、回收率为42%的金精矿,磁选精矿适于用全泥氰化法处理。 相似文献
8.
论述了采用浮选工艺流程,对某矿山现场生产过程中经过氰化浸金以后、尾矿处理之前的生产尾矿进行了实验室试验研究,通过不同条件和闭路试验研究表明:采用两粗两扫两精的原则浮选工艺流程,取得效理想的金精矿品位试验指标,有效地回收了该氰化尾矿中的有价元素金。 相似文献
9.
尾矿再选回收金锌的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
鲁军 《有色金属(选矿部分)》2007,(1):13-15,8
针对多金属硫化矿选矿尾矿进行了浮选工艺再选回收金、锌的试验研究。采用一次金粗选、一次金扫选、三次金精选、一次锌粗选、一次锌扫选、三次锌精选闭路流程,得到了金精矿含金27.25g/t、回收率86.03%以及锌精矿含锌56.84%、回收率79.90%的技术指标。 相似文献
10.
较多研究结果表明超声波对硫化矿物的选别影响显著,文中选择河南某辉钼矿作为试验对象,将原工艺流程中精扫选I的尾矿作为试验给矿进行超声处理,同时检验超声波的去泥效果。采用正交试验方法研究超声波各因素对选矿效率的影响及各因素间影响的显著性,并通过单因素方差分析评价了超声波有无对钼选矿效率的影响显著性。研究还表明超声波去泥效果显著,精矿中+38μm矿物的含量比无超声时增加了20.22%。 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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某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。 相似文献
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某金矿浮选工艺流程试验研究 总被引:1,自引:1,他引:1
根据某金矿中金以细粒、微细粒赋存于黄铁矿中的特点,试验对比了粗精矿再磨、粗精矿再磨—中矿分级再磨以及强化粗选—中矿分级再磨的三种工艺方案,试验结果表明:保持原磨矿系统不变的条件下,采用粗选添加硫酸强化粗选—中矿分级再磨,再磨细度为-45μm占75%的工艺流程,获得了精矿金品位41.60 g/t、回收率82.61%的选别指标,试验指标较好,工艺流程稳定可行。 相似文献
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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