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洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业(-0.043 mm占68%),重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。 相似文献
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江西某金矿金矿物嵌布粒度微细,并与毒砂、黄铁矿等矿物密切共生,经过细磨,金或金载体矿物达到基本解离后,采用硫酸为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,丁铵黑药与苯胺黑药组合作为捕收剂,浮选回收某难选金矿。闭路试验取得了金精矿金品位为31.56 g/t,回收率为85.36%的良好指标。 相似文献
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湖南某金矿石Au品位为2.41 g/t,主要载金矿物为毒砂和黄铁矿,主要脉石矿物有高岭土、绿泥石等,金矿物的嵌布粒度极微细,单体金粒量极少,大部分金粒与毒砂连生或包含于毒砂中,少部分金粒包含于黄铁矿中。为确定矿石的适宜选别工艺进行了选矿试验,结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm78%的情况下采用摇床重选,重选中矿在再磨细度为-0.074 mm 87.77%情况下采用1粗2精、中矿顺序返回闭路浮选流程处理,最终获得了产率为1.84%、Au品位为111.45g/t、回收率为85.05%的金精矿,金精矿质量满足含毒砂Ⅰ级品质量要求,较好地实现了金的回收。 相似文献
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针对某难选硫化铅锌矿矿物之间及与脉石之间呈粗中细不均匀嵌布不易单体解离、矿石中的碳质及次生矿泥严重干扰浮选过程且油药耗量大、矿石中的硫铁矿易浮影响锌精矿品位的提高等问题,进行了优先浮选-锌中矿集中再磨工艺流程试验。试验最终获得了铅精矿品位为65.81%、含锌3.31%、铅回收率为77.21%,锌精矿品位为52.96%、含铅0.99%、锌回收率为90.43%的较好的铅、锌精矿指标。 相似文献
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某难选钼矿选矿工艺技术研究 总被引:2,自引:1,他引:1
宋振国 《有色金属(选矿部分)》2012,(1):18-21
针对黑龙江某难选钼矿进行选矿工艺技术研究。该钼矿含低品位铅、锌,可进行综合回收。有用矿物嵌布粒度细,层状硅酸盐含量高,易泥化。采用钼铅混合浮选—中矿再磨—选锌工艺流程,获得如下试验指标:钼精矿品位45.22%,钼回收率87.04%;铅精矿品位55.46%,含锌3.82%,铅回收率75.12%;锌精矿品位46.120%,含铅0.47%,锌回收率86.23%。 相似文献
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难选铅锌硫矿无毒高效选矿药剂试验研究 总被引:2,自引:1,他引:1
周菁 《有色金属(选矿部分)》2010,(4):43-48
针对湖南宝山难选铅锌硫复杂多金属矿选矿生产中长期使用氰化钠的现状,进行了无毒高效铅锌硫选矿试验研究。通过探索不同选矿工艺方案及大量的铅锌硫选别环保型高效组合药剂,确定了铅优先浮选、锌硫混合浮选、铅中矿再磨再选工艺,铅浮选粗选采用硫化钠、碳酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠组合环保型抑制剂,铅精选分别采用碳酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠以及硫酸锌、YC两种环保型抑制剂组合,实现铅锌硫选别取消使用氰化钠的目标,获得铅、银回收率比生产大幅度提高的良好选矿指标。 相似文献
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甘肃某碳酸盐型金矿选矿厂存在选矿指标偏低、尾矿沉降难、浓密溢流跑浑等问题。该矿中金品位为4. 68 g/t,主要以粒间金和裂隙金为主,少量为包裹金。含碳较高为12. 60%,碳为金的主要载体矿物。根据矿物学研究结果,针对矿石特性,开展了药剂对比试验、条件试验、工艺流程对比试验、清水与回水对比试验、生产回水闭路试验。试验结果表明:采用新药剂、新工艺均有助于提高生产指标,回水对选矿指标影响较大,使用净水剂硫酸铁可加快尾矿和矿泥的沉降速度,在添加净水剂硫酸铁条件下使用生产回水进行新工艺闭路试验研究,最终获得金精矿中金品位为53. 93 g/t,金回收率为84. 80%的较好指标,与现场生产指标相比回收率提高了14. 80%。该试验研究可以作为现场技术改造的依据。 相似文献
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为综合高效回收利用难处理金矿资源,以云南某复杂难处理金矿浮选尾矿(金品位为0.75 g/t)为研究对象,尾矿通过"再磨再选"浮选工艺获得金精矿,工艺指标良好,金精矿产率2.22%,金品位22.58 g/t,金回收率16.66%(对原矿)。全流程闭路试验获得的金精矿总产率6.67%,金品位41.62 g/t,金回收率92.25%,最终尾矿金品位降至0.25 g/t。研究结果为难处理金矿石的选别提供了有益参考。 相似文献
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某难处理金矿石提金工艺试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选... 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
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对某难选低品位金矿进行的研究结果表明,载金黄铁矿的嵌布粒度微细和易浮脉石矿泥是影响金精矿金品位和回收率的两个重要因素,在强化载金黄铁矿捕收的同时,选择合适的调整剂可以显著提高金的选矿指标。原矿金品位为1.69 g/t时,实验室闭路试验可获得金回收率69.85%、金品位20.47 g/t的金精矿。 相似文献
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某矿山矿石为微细粒蚀变岩型难选金矿。经过多年的建设、工艺优化和技术改造,浮选回收率由生产初期70%提高至81.57%。近年来,选矿指标难以有质的提升。为了提高该矿山的选矿指标,采用工艺矿物学研究结合工艺流程考察,总结分析选矿指标难以有效提升的主要原因是原矿金嵌布粒度微细、泥质矿物含量高,且旋流器底流金循环量大,造成微细粒金难以单体解离、已解离的单体目的矿物表面受到污染而随着浮选尾矿流失。通过开展闪速浮选+优先浮选+分支浮选高效浮选工艺可行性研究,有效解决了该矿山选矿厂矿石的过磨和欠磨问题,最终获得金精矿品位为38.84g/t、回收率为86.83%的浮选指标。结合该矿山选矿厂现有工艺流程和设备特点,进行选矿厂工艺技改可行性研究,通过高效浮选工艺技术改造,该选矿厂回收率可提高5.26%,年可新增产值880余万元。 相似文献
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针对微细粒复杂难处理金矿砷、碳、硫含量较高,金回收率低等问题,成功开发出分段分流分速精细化浮选新技术,该项技术在某金选厂获得了成功运用,其中在原矿金品位3.59 g/t时,获得了金精矿含金位45.56 g/t、金回收率90.07%的工业试验指标,与原生产指标相比,金回收率提高了11.22个百分点。该项技术工艺稳定,经济效益和社会效益显著。 相似文献
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苏妤芸 《有色金属(选矿部分)》2023,(3):10-16
印尼某金矿,金品位8.61 g/t,选矿浮选金回收率仅为56%,为查明金难选原因,对样品进行金赋存状态研究。结果表明:主要的载金矿物黄铁矿有多种产出形态,不同类型黄铁矿的含Au特征不同,其中微细卵状黄铁矿含Au极高,约250~1 000 g/t;针状黄铁矿含Au量100~300 g/t;其他类型黄铁矿(草莓状、胶状、五角十二面体及立方体黄铁矿)含Au量仅0~25 g/t。因此,微细卵状黄铁矿是最重要的载金矿物,其粒度微细,仅0~3μm,难解离难回收,是导致浮选金回收率低的主要原因。 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