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相似文献
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1.
一.前言团结沟金矿氰化厂投产以来,由处理地表氧化矿逐步过渡处理较深部以原生矿为主的混合矿,其氰化浸出率逐年下降。为了弄清难浸的原因和提高金的氰化浸出率,对矿石的物质组成、金的赋存状态和工艺性质以及选冶过程中金的行为进行了较详细的研究。  相似文献   

2.
镇源金矿东瓜林矿段混合矿石提金工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文介绍了镇源金矿东瓜林矿段混合矿石的提金工艺。该矿石由于金嵌布粒度极细,氧化程度高,矿石中含有少量硫化物包裹金及对氰化浸出影响极大的碳质物,采用单一浮选或氰化浸出工艺均难以获得好的选冶指标。试验采用浮选—浮选尾矿氰化浸出(树脂浸出法)的原则流程,获得了金总回收率85.46%的较好指标  相似文献   

3.
魏明安 《矿冶》1995,4(3):44-48
本文介绍了四川省东北寨金矿石的选冶工艺研究。该矿中的金以次显微状分散在黄铁矿(砷黄铁矿等)硫化矿物和粘土矿物中,在电子显微镜和电子探针下都未见到金矿物,矿石中还富含有害杂质砷、硫和碳,属极难处理矿石。经多方案比较,提出的处理该类型矿石的选冶流程为:浮选-精矿焙烧-浸出(有氰和无氰)工艺,其中氰化浸出的选冶总回收率达81.34%,无氰强化浸出的选冶总回收率达82.15%。  相似文献   

4.
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   

5.
某低品位氧化型金矿可选性试验研究   总被引:2,自引:1,他引:2  
该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。  相似文献   

6.
某金矿原矿铁硫含量高、氧化率小于10%,属于难处理原生矿。通过直接浸出试验、微生物搅拌预氧化试验、清水启动探索试验、微生物柱浸条件试验等,研究了该原生金矿采用微生物预氧化工艺及清水启动的适用性和可能性,确定了适宜的堆浸粒度和温度。结果表明,在原料粒度为P_(80)=5.5mm、室温条件下,浸出渣Au品位可降至0.47g/t,Au浸出率为62.70%,相比同矿样直接浸出,浸出率可提高约35个百分点。  相似文献   

7.
本文提出了常压低温下对原生金矿预处量的一种新方法,对于含硫较高的原生矿,采用超声波强化硝酸预氧化处理工艺,处理后的氧化渣采用氰化浸出,金的浸出率同硝酸直接氧化后氰化浸出相比。有显著提高,该方法氧化时间短,对设备要求低,具有一定的生产价值。  相似文献   

8.
难浸含萤石石英岩型金矿浸出试验1前言某地含萤石石英岩型金矿,原作为萤石矿开采达数年,1991年地质队发现矿石中含金,民采蜂拥而上,但因氰化效果不好,民采已停止,作为难处理矿放置。今年国家收购金价上涨,地质队与地方都想开采该矿,采集样品要求进行选冶研究...  相似文献   

9.
刚果(金)某氧化铜钴矿石含少量硫化矿,铜、钴氧化率分别在83%和89%以上。为确定矿石的合适开发利用工艺,进行了浮选—浸出试验。结果表明,对含铜1.31%、含钴0.201%的矿石,工业试验获得了含铜12.16%、含钴1.37%,铜回收率80.48%、钴回收率61.07%浮选精矿;浮选精矿铜、钴浸出率分别达85.45%、86.38%;选冶联合工艺与矿石直接浸出工艺相比,酸耗显著降低,因此,浮选—浸出工艺为矿石开发利用的合理工艺。  相似文献   

10.
青海某金矿为中硫、含砷和碳的微细粒难选冶金矿。在查明矿石物质组成的基础上,对矿石进行了选矿方法、工艺条件及流程方案试验研究,确定采用浮选—重选—精矿焙烧—氰化浸出提金工艺,获得了满意的技术经济指标。该成果已被建厂设计采用,建成投产后经济效益较好。  相似文献   

11.
陕西某金矿石中主要为微粒和超微粒自然金,主要为粒间金和部分包裹金,为合理开发利用该金矿资源,针对该矿石性质进行了重浮联合流程选别试验,重选利用尼尔森选矿机进行试验。试验最终获得的金精矿1金品位5 250 g/t,对重选尾矿进行浮选,获得的金精矿2金品位41.17 g/t,金总回收率达95.45%,尾矿金品位0.09 g/t。相较于单一流程,联合工艺的应用有助于获得更好的选冶指标,使矿产资源得到合理的开发利用。  相似文献   

12.
江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
许金越  李婷 《金属矿山》2015,44(7):73-76
江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。  相似文献   

13.
青海阿斯哈矿区金矿石选矿指标不理想,没有达到预期效果,由于缺乏系统的工艺矿物学研究,无法根据矿石的特点选择合理的选矿工艺,造成该矿石的选矿指标一直没有达到预期效果,严重影响了该矿产资源的有效利用和企业的经济效益,为了合理开发利用该矿产资源,提高选矿回收率。本文通过化学分析、光学显微镜、扫描电子显微镜与能谱分析等手段对该矿石进行了系统的工艺矿物学研究,结果表明:硫化型矿石中平均金品位3.5g/t,银品位195.1g/t,氧化型矿石中金品位0.56g/t,银品位为<3g/t。金属矿物主要是黄铁矿和褐铁矿,脉石矿物主要是石英、长石等。金主要有包裹金、裂隙金和晶隙金三种赋存状态。  相似文献   

14.
焦家金矿选矿矿泥性质复杂,粒度极细,品位极低,对选矿造成严重干扰。为了提高金的回收,本文利用光学显微镜、化学分析、MLA分析、能谱分析等手段,重点研究分析了矿泥化学成分、矿物组成以及金的赋存状态、载金矿物嵌布特征等工艺矿物学特性。结果表明:矿泥金品位为1.0 g/t,银品位为4.6 g/t,含铁2.25%,含碳0.67%,含硫为0.62%。金属矿物主要为黄铁矿和微量黄铜矿,脉石矿物主要有伊利石、石英、钠长石等矿物。金的赋存状态有四种,分别为单体金、包裹体金、连生体金和裂隙金。研究结果对进一步提高该类型矿石选矿指标、探求优化现场生产、完善选冶系统具有指导意义。  相似文献   

15.
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   

16.
西秦岭某金矿床矿石特征及可选性研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
西秦岭地区是我国金矿床分布的主要集中区,矿床类型主要有石英脉型及构造蚀变岩型。对位于西秦岭某金矿床矿石特征及矿石的可选性进行研究表明,该金矿床类型为石英脉型,金多以粒间金和裂隙金存在于黄铁矿中,以微细粒为主,载金矿物主要为黄铁矿。在混合样研究的基础上,分别采用重选—炭浸联合流程、原矿炭浸流程两种方法进行条件试验。表明该矿为易选矿石,重选—炭浸联合流程金回收率为95.03%,推荐其作为该金矿床矿石的选矿工艺方法。  相似文献   

17.
某含金多金属硫化矿尼尔森选金试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
柏亚林  李国栋  彭贵熊 《金属矿山》2012,41(1):82-91,103
针对某多金属矿的特点,应用尼尔森选矿技术进行了粗粒金预先回收工艺技术条件试验,及有无尼尔森选金作业全流程闭路对比试验。试验结果表明,尼尔森选金全流程试验金总回收率为84.32%,较无尼尔森选金工艺高2.24个百分点,金精矿中金回收率达到了28.19%,冶炼收金效率较低的铅锌混合精矿中金回收率显著下降24.27个百分点,为提高最终金回收率创造了条件。增加尼尔森选金作业对铜精矿、铅锌混合精矿、硫精矿的品位和回收率指标(除含金指标)几乎没有影响。  相似文献   

18.
微山稀土矿生产采用单一浮选流程,当新探明的十二号脉矿石的配入量大于30%时,精矿品位和回收率由原来45%、85%分别降至30%、55%,严重影响了企业经济效益.为了查明原因,进行了全流程考察,并对浮选流程中二次精选的尾矿进行了岩矿鉴定.通过电子探针、能谱分析测定微山稀土矿十二号矿脉中稀土矿物主要是碳酸铈钠矿,其次是氟碳...  相似文献   

19.
河南某金矿具有嵌布关系复杂、氧化率高、泥化严重等特点,属于复杂难选泥质高氧化型金矿,选矿厂浮选指标不理想。为提高此类矿石的选矿回收率,开展了详细的实验研究,实验研究结果表明:采用单一浸出工艺和预氧化+浸出工艺均很难获得理想的浸出指标,Au浸出率仅为77.46%、80.28%;采用焙烧+浸出工艺可显著提高浸出指标,Au浸出率为93.66%,但技术经济性较差;采用浮选+浸出工艺可获得较为理想的指标,Au总回收率为94.25%,且工艺流程可操作性强。因此,浮选+浸出工艺对此类矿石具有较好的适应性,不仅可回收高度弥散分布在硫化物和脉石矿物中的超细微粒级金,而且粗粒级颗粒金也得到较好的回收。本研究为矿山企业的生产实践提供了重要借鉴。   相似文献   

20.
某斑岩型微细粒金矿石含金品位不足1g/t,属大型矿床。金矿物主要以含银自然金和银金矿为主。为充分查明该矿石特性质和确定适宜的选矿工艺流程,本文分别对块状矿石和磨矿后的浮选给矿,分别采取多种检测手段进行了详细的工艺矿石学研究,并推算-0.074mm占60%的浮选给矿中,以黄铁矿为主的金属硫化物理论可浮选回收87.58%-92.23%。推算其金重选理论回收率≤50.57%,金浸出理论回收率81.75%,金浮选理论回收率93.78%。  相似文献   

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