首页 | 本学科首页   官方微博 | 高级检索  
相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 15 毫秒
1.
刘江 《黄金》2022,(7):75-79+83
针对某低硫、金粗细不均匀嵌布蚀变岩型金矿石,进行了阶段磨选(重选)替代传统全泥氰化炭浸工艺研究。结果表明:阶段磨选(重选)尾矿金品位同全泥氰化炭浸浸渣金品位相当,可替代传统全泥氰化炭浸工艺实现绿色选矿;采用两段磨矿+三段尼尔森重选+重尾溜槽扫选+终尾磁选选别工艺,获得的金精矿(冶炼)金品位11 118.47 g/t,中矿(外售)金品位26.97 g/t,尾矿金品位0.22 g/t,金总回收率95.21%。  相似文献   

2.
针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。  相似文献   

3.
针对某微细粒含砷难处理金矿石性质,进行了金回收工艺试验研究。矿石中金品位4.14 g/t,砷品位1.80%,金属矿物以赤褐铁矿、毒砂为主。矿石中金的粒度较细,以显微金为主,约占矿石中金的66.67%。通过对单一浮选、浮选—氰化浸出、全泥氰化浸出等工艺流程进行探索试验表明:采用浮选—氰化浸出流程处理该矿石,金总回收率达84.82%,但金精矿中砷含量超标,可采用冶金方法进行后续金精矿降砷试验;采用原矿全泥氰化浸出流程,金回收率73.61%,浸渣中砷质量分数1.71%左右,指标相对较好。  相似文献   

4.
对云南某贫硫化物稀疏浸染型金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:氰化工艺不适宜处理该类矿石;采用原矿重选—浮选闭路工艺流程,可获得重选精矿金品位464.20 g/t,金回收率30.95%,浮选精矿金品位66.32 g/t,金回收率57.60%,总回收率88.55%的良好指标。  相似文献   

5.
青海某砾岩型低品位金矿石金品位仅0.51 g/t,矿石氧化程度较高,金矿物主要为银金矿,且粒度微细。根据矿石性质,进行了浮选、摇床重选、尼尔森重选、全泥浸出4种工艺流程探索试验对比。结果表明:环保浸金剂全泥浸出工艺适宜处理该矿石;采用浮选、摇床重选、尼尔森重选工艺,金回收率较低,最高仅为10.72%。在最佳试验条件下,采用环保浸金剂全泥浸出工艺,可获得金浸出率80.94%的较好指标。  相似文献   

6.
针对广西凤山某含砷含碳微细粒难选冶金矿矿石进行了选矿试验研究。通过采用原矿浮选—浮选金精矿热压氧化—氰化炭浸工艺流程,获得了较好的技术指标:浮选粗精矿金品位12.32 g/t,金浮选回收率91.36%,砷、硫的氧化率均为98.68%,金的氰化浸出率92.42%,金的总回收率为84.43%。  相似文献   

7.
臧文优  赵娜  王路平  刘慧  段明铭 《黄金》2021,42(2):59-62
针对甘肃某大型卡林型金矿原矿泥化严重、金嵌布粒度微细、载金矿物硬度及解离度差异大等难题,进行了多种选矿工艺研究.结果表明:采用重选—阶段磨浮—尾矿浸出工艺,可获得较好指标;重选精矿金品位1603.00 g/t,浮选精矿金品位52.72 g/t,浮选尾矿经环保型提金剂浸出后,浸渣金品位降低至0.64 g/t,金总回收率达...  相似文献   

8.
常征  熊馨  孙晓华 《黄金》2021,42(1):55-58,63
青海某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40%,易泥化绢云母相对含量达26%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺研究。结果表明:采用原矿全泥氰化、重选、浮选等单一流程,金回收指标均不理想;采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺,在正交试验获得的最佳条件下,可获得金精矿金品位31.95 g/t,金总回收率88.05%的较好指标,实现了金的高效回收。  相似文献   

9.
河南某金矿选矿厂采用一次粗选、二次精选、二次扫选浮选工艺流程,其浮选尾矿品位较高,金品位0.33 g/t、铁品位5.94%。为充分利用矿产资源,提高资源综合利用率,对其浮选尾矿采用重选—浮选—磁选联合工艺综合回收金和铁,获得较好指标;金精矿金品位49.96 g/t,金回收率53.81%;铁精矿铁品位48.89%,铁回收率30.62%。  相似文献   

10.
某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。  相似文献   

11.
新疆那拉提成矿带某金矿矿石结构主要为半自形—他形粒状结构,矿石中主要硫化物为黄铁矿,金主要以显微自然金形式存在。针对矿石性质特征,开展了尼尔森重选、全泥浸出和浮选探索试验。结果表明:相比尼尔森重选、全泥浸出工艺,浮选工艺适于处理该矿石,其闭路流程可获得金精矿金品位50.44 g/t、金回收率92.90%的良好指标。  相似文献   

12.
常焕锁 《黄金》2010,31(9):46-48
某金精矿氰化尾矿中金、铜、硫等有价元素仍有进一步回收的价值。通过试验确定合理的浮选工艺及条件,获得浮选精矿:金品位20g/t以上,回收率大于45%;铜品位高于8%,回收率85%以上;硫品位高于35%,回收率60%以上。  相似文献   

13.
某金精矿氰化尾矿中金量约为2.5 g/t,硫量为15%~20%。针对该氰化提金尾矿的特点,选择了一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选工艺流程,同时试验了一种新型捕收剂HB-1;最终获得浮选精矿:硫品位46.13%、回收率91.7%,金品位6.4 g/t、回收率89.6%。  相似文献   

14.
辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。  相似文献   

15.
宋超  陈小辉  张晗  郝福来  王鹏 《黄金》2022,(7):80-83
某金矿尾矿金品位1.00 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用浮选—低氰浸出联合工艺综合回收尾矿中金。试验结果表明:浮选工艺可获得金品位19.32 g/t、金回收率38.54%的金精矿,浮选尾矿金品位0.60 g/t;浮选尾矿低氰浸出的金浸出率76.67%,浸渣金品位0.14 g/t;金总回收率85.66%,选别指标理想。浮选—低氰浸出联合工艺为该类尾矿资源综合回收提供了参考借鉴。  相似文献   

16.
广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
张勇  任洪胜 《黄金》2013,(5):54-57
对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。  相似文献   

17.
周瑶 《黄金》2023,(6):39-43
某金矿床位于坦桑尼亚太古代绿岩带中,属于脉状构造蚀变岩型矿床。工艺矿物学研究结果表明:矿石含金5.17 g/t,砷0.43%,硫2.50%,主要金属矿物有黄铁矿、毒砂、磁铁矿、菱铁矿,脉石矿物主要有石英、长石、碳酸盐、绿泥石、黑云母、黏土矿物;金矿物主要为自然金,载金矿物主要为黄铁矿、毒砂和石英;金矿物嵌布状态以包裹金和粒间金为主,分别为49%和47%,裂隙金较少;金矿物粒度非常细小,以微、细粒金为主,占92.5%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺探索试验研究,结果表明:采用重选、全泥氰化浸出和浮选等单一流程,金回收率较低;为进一步提高金浮选指标,进行了磨矿细度、捕收剂、活化剂、起泡剂等药剂制度和流程结构优化试验,确定采用浮选+尾矿浸出工艺流程。结果表明:在最佳条件下,浮选闭路流程金精矿金品位44.70 g/t,金回收率83.56%;浮选尾矿氰化金作业回收率34.41%,金总回收率89.22%。  相似文献   

18.
河南某金矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
矿石中主要回收元素为金,主要为自然金和金银矿且多包裹在脉石矿物中,裂隙金和粒间金分布较少。回收难度较大,对矿样进行了重选、氰化浸出及浸渣浮选试验,获得重选作业金回收率4.75%;氰化浸出作业金回收率51.00%;浸渣浮选作业金回收率为86.78%,金精矿含金40.85 g/t,金矿石的选矿总回收率为93.83%的较好试验指标。  相似文献   

19.
对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。  相似文献   

20.
刘西分  常红 《黄金》2016,(1):52-55
甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。  相似文献   

设为首页 | 免责声明 | 关于勤云 | 加入收藏

Copyright©北京勤云科技发展有限公司  京ICP备09084417号