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相似文献
 共查询到19条相似文献,搜索用时 93 毫秒
1.
贵州水银洞低品位卡林型金矿矿石选矿试验   总被引:2,自引:3,他引:2  
对贵州水银洞低品位卡林型金矿进行选矿试验研究,在对氰化法和浮选法进行比较的基础上,采用浮选方法,取得了满意的试验效果:金的回收率为91.64%,浮选金精矿品位为42.6g/t,然后对金精矿进行预氧化-氰化试验,金的氰化浸出回收率提高到88.76%,金矿石选冶总回收率达到了81.34%。  相似文献   

2.
结合实验室小型试验的研究成果,对贵州某卡林型金矿进行了半工业扩大试验,采用细磨入选、强化活化、高浓度浮选工艺,在重点保证金回收率的情况下,最大限度获得高品位金精矿,获得了较满意的选矿指标,金精矿品位27.46 g/t,金回收率87.09%。  相似文献   

3.
贵州某卡林型金矿石浮选优化试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对贵州某卡林型金矿的浮选工艺进行了参数优化试验研究,得到了浮选最佳药剂条件,在不脱泥的情况下,最终金的回收率达91.64%,浮选金精矿品位为42.60g/t。  相似文献   

4.
西藏某金矿,金主要赋存于含砷黄铁矿及毒砂中,矿石为粉砂质泥岩,其碎屑泥质成分高,浮选效果差,且不能直接浸出。通过对该矿选矿产品进行金、硫、砷相关系列分析,确定该矿属卡林型金矿(Carlin-Type Gold Deposit)。针对该金矿选矿试验研究,最终采用重选富集--氧化焙烧--浸出工艺,获得了较好的选矿技术指标。  相似文献   

5.
某金矿试样由原生矿和氧化矿混合配矿,采用浮选-浮选尾矿浸出联合工艺回收目的矿物金。浮选作业通过条件试验的优化,确定最佳工艺流程为一次粗选、四次精选、二次扫选,获得金品位48.85 g/t、回收率53.57%的金精矿;浮选尾矿再磨后采用低毒浸金剂、氰化钠进行了浸出对比试验,前者金的浸出率31.66%左右,略低于后者。综合试验表明,采用联合工艺可以获得较为理想的技术指标,金总回收率85.23%。  相似文献   

6.
贵州某难处理卡林型金矿采用原矿加温常压碱浸—全泥氰化炭浆法提金工艺,虽金回收率可达85%以上,但生产成本较高,工艺稳定性差,导致企业经济效益差。本研究通过浮选流程、调整剂的优化研究,采用直接细磨浮选和阶段磨选工艺,取得较好的选矿技术指标。采用一段细磨浮选,可获得金品位51.50g/t、回收率86.98%的金精矿;阶段磨选可获得金品位51.10g/t、回收率88.31%的金精矿,为该矿床高效开发利用提供了工艺依据。  相似文献   

7.
西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。  相似文献   

8.
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   

9.
为有效选别四川某地高品位原生金矿石,进行了重选—重选尾矿氰化浸出试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下采用重选,可得到部分高品位重选金精矿,金精矿回收率为47.97%;重选尾矿进入氰化浸出试验,添加浓度为0.8‰的氰化钠,浸出48 h后,得到金贵液,其回收率达50.61%;重选及氰化试验综合回收率达98.58%。  相似文献   

10.
郑利强 《现代矿业》2014,30(9):77-79
为有效选别四川某地高品位原生金矿石,进行了重选-重选尾矿氰化浸出试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下采用重选,可得到部分高品位重选金精矿,金精矿回收率为47.97%;重选尾矿进入氰化浸出试验,添加浓度为0.8‰的氰化钠,浸出48 h后,得到金贵液,其回收率达50.61%;重选及氰化试验综合回收率达98.58%。  相似文献   

11.
12.
刘畅  谢海云  姜亚雄  庄故章  周平  童雄 《矿冶》2012,21(1):46-49
针对甘肃某矽卡岩型金矿石浸渣金品位偏高、金浸出率低的问题,对含金3.70 g/t的金矿石,进行了预氧化、边磨边浸、助浸剂助浸、富氧浸出等多种强化浸金方案对比试验,获得金浸出率91.08%~92.16%的较好指标。本试验研究对该类型金矿的氰化浸金具有借鉴意义。  相似文献   

13.
针对某氧化金矿石的特性及所处地理位置,若采用常规氰化浸出工艺,浸出16h后,金的浸出率才能达到 95%,氰化物消耗为2.03kg/t。为此,本文提出采用“富氧氰化浸出工艺”进行处理,试验表明,该工艺能显著提高浸吸速率,浸出8h后,金的浸出率96.68%,而氰化钠用量只需要常规浸出的一半。如果浸出过程中加入活性炭,金的吸附率为 99.14%。  相似文献   

14.
刘建  郑英 《铀矿冶》2003,22(1):34-39
介绍细菌氧化预处理庞家河金矿的试验结果,该金矿经细菌氧化处理,可脱除45%-60%的硫,70%-80%的砷,氰化浸金率可从38%提高到88%-93%。  相似文献   

15.
九丈沟金矿矿石粒度细、难选冶,单一浮选或氰化金回收率低。试验用一段浮选、两段浸出的选冶工艺,浸出前用H2O2(30%)作氧化剂预处理。通过对比,得到最佳的药剂制度及参数为:1.8%矿石量的H2O2(30%)、预处理时间为36h、NaCN浓度0.9‰,最佳浸出时间为48h,最佳磨矿细度为-0.125mm。试验结果表明,金的总回收率从单一氰化或浮选时的43.0%和62.5%提高到现在的93.18%。  相似文献   

16.
田祎兰 《矿冶》2015,24(2):15-18
某金矿中金含量为3.26 g/t、硫含量为1.04%。金主要赋存于硫化物中,可通过富集硫化物的方法来回收矿石中的金。采用一次粗选、两次扫选和一次精选的闭路试验流程,可获得品位57.08 g/t、回收率91.62%的金精矿。  相似文献   

17.
助浸剂在氰化提金中的研究进展   总被引:1,自引:1,他引:1  
刘洋  胡显智  魏志聪 《矿冶》2011,20(2):57-62
综述氰化浸金中助浸剂的类型,主要包括氧化剂、氨类、重金属盐类,分析各类助浸剂的作用机理及应用范围,提出助浸剂的发展方向。  相似文献   

18.
高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
原矿含有大量有机碳,金赋存状态复杂,属低品位原生金矿石。本选矿工艺采用优先浮碳,消除有害元素再选金,浮选尾矿氰化浸出的工艺流程,使难选金避免走原矿焙烧浸出的高投资、高成本运营的选矿工艺流程,综合回收率86.67%。  相似文献   

19.
针对某金矿金的嵌布粒度极为细微,以显微和超显微金为主,通过方案对比,采用先浮后浸新工艺进行闭路试验,工艺闭路指标为:浮选金精矿产率4.49%,品位36.6g/t,回收率38.22%,浸出作业回收率82.01%,对原矿回收率50.66%,浮选加浸出的总回收率为88.88%。  相似文献   

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