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针对某金矿老尾矿库尾矿品位0.55g/t,金含量相对现生产工艺浮选尾矿0.13g/t较高。为充分利用资源,达到高效回收目的,对含金尾矿展开相关选冶研究,通过浮选工艺进行了探索,最终使浮选后尾矿品位在0.15g/t,具有较高的经济效益。 相似文献
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李子金矿碎石子主矿体矿石储量大,约占总矿石储量的3/4,入选品位低,采用原磨矿、浮选工艺条件,浮选尾矿品位约达0.4 g/t、金精矿品位20 g/t。通过对磨矿、浮选工艺条件进行优化选择,对原工艺条件进行改进,使浮选尾矿金品位低于0.3 g/t、金精矿品位提高到60 g/t,每月多创效益15.6万元。 相似文献
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用氰化尾液浸出尾矿回收金 总被引:1,自引:0,他引:1
乳山金矿,原矿品位8g/t以上,在浮选过程中,金在铜精矿中97%,在硫精矿中占2.8%,尾矿金在0.2~0.55g/t左右.铜精矿销售冶炼厂,硫精矿氰化冶炼为成品金,尾矿排放入尾矿库,年产尾矿3万t以上,金属量为300两左右,年排放氰化尾液1万t,金属量为30两. 相似文献
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黄万抚 《有色金属科学与工程》1996,10(3):24-27
对某脉金矿采用螺旋溜槽和摇床进行了回收金的试验研究,该研究结果获得精矿产率6.66%、品位85.89g/t、金的回收率82.88%;尾矿产率67.82%、品位0.95g/t、金的损失率9.34%。 相似文献
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辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。 相似文献
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黔西南分布的金矿,大多属低品位、微细粒、包裹型原生矿,部分氧化矿石适宜氰化堆淋提金,但尾矿品位较高,达1.0g/t以上.本文研究发现添加适量增浸剂氰化处理尾矿,可降低其品位,提高浸出率.在小型试验的基础上,对兴义市陇纳金矿,及寨子头矿点进行了工业试验.结果尾矿品位分别降低至0.625g/t及0.44g/t,浸出率为77.75%(原为68.15%)及88.27%(原为82.4%).每吨矿石可盈利5~6元,具有显著的经济效益. 相似文献
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山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明:增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。 相似文献
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某微细粒金矿石浮选试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某金矿石含金3.39g/t,含硫1.19%,金的嵌布粒度极其微细,基本小于10μm,主要充填于毒砂和黄铁矿中。以异丁基黄药和GYM为组合捕收剂进行了浮选试验研究,浮选工艺参数为:磨矿细度-0.074mm占98%、捕收剂用量为300g/t、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t,经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程,获得了金精矿金品位56.61g/t、金回收率81.49%的选别指标。尾矿分析结果显示,部分单体金未充分解离,造成尾矿金品位较高。 相似文献
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某低品位微细粒包裹金矿浮选研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对某含金量(金的质量分数)为0.44 g/t的低品位微细粒包裹金矿,在研究矿石性质的基础上,通过条件试验研究了磨矿细度、调整剂、捕收剂和工艺流程等对该金矿浮选效果的影响,确定了最佳工艺参数:磨矿细度为-0.038 mm的矿物占82.10%(全文均为质量分数),CaO用量为1 400 g/t,水玻璃用量为400 g/t,CuSO4用量为400 g/t,丁基黄药用量为20 g/t,丁铵黑药用量为20 g/t,BK301用量为20 g/t,2号油用量为16 g/t。通过一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选开路试验,获得了金品位(金的质量分数)为162.50 g/t、金回收率为60.01%的金精矿。 相似文献
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陕西某卡林型金矿选矿试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对陕西某卡林型金矿石进行了选矿试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了粗选的最优操作条件:磨矿细度-74gm85%;pH值调整剂碳酸钠1000g/t;水玻璃400g/t;活化剂硫酸铜150g/t;组合捕收剂:BK321+DN-38(70+40)g/t;起泡剂2^#油20g/t。在此条件下进行了三次粗选、两次空白精选、两次扫选实验室闭路试验,可获得金精矿品位为41.25g/t、回收率为85.61%的较好指标,表明该金矿石可以通过浮选达到预先富集的目的。 相似文献
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山阳县某低品位金矿含金1.35g/t,主要以裸露金及半裸露金的状态存在。基于矿石性质及环保要求,本次试验以尼尔森离心选矿机为主,开展磨矿细度、冲洗水流量、重力G值及给矿浓度的条件试验,从而确定尼尔森重选的最佳工艺参数。最终通过“尼尔森粗选-尼尔森一次扫选-溜槽二次扫选-摇床两次精选”的闭路试验,可获得金品位1086g/t、金回收率51.92%、银品位6912g/t、银回收率47.30%的高品位金精矿以及金品位为16.42/t、金回收率31.73%、银品位为100g/t、银回收率27.51%的低品位金精矿。金总回收率83.65%,银总回收率74.81%,选矿指标理想。 相似文献
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抛刀岭金矿是典型的含砷难处理金矿,针对其金精矿,结合矿石特性,考察了细菌氧化预处理效果。实验结果表明:对于含金 20.30 g/t、含砷3.39%、含硫29.8%及含铁4.10%的抛刀岭金精矿,直接氰化浸出金的浸出率仅为30%。矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、毒砂和雄黄;脉石矿物有长石、方解石、石英和绢云母等,属于难浸金矿石。该金精矿经HQ0211菌氧化预处理8 d后,脱砷率达到46.25%,细菌氧化渣金含量达32.1 g/t,失重率为42.53%。细菌氧化渣在通气情况下进行氰化提金,NaCN浓度为0.1%、pH值为10.5~11,48 h后氰化结束,氰化渣质量由原来的300 g减少为290 g,渣率为96.67%,氰化渣中金含量从32.1 g/t降低至2.7 g/t,金的浸出率达到91.59%,氰化过程中NaCN消耗量为13.53 kg/t。HQ0211菌氧化预处理氰化提金效果显著,为该矿处理工艺提供了可靠数据,并为此类矿石的有效利用提供了参考。 相似文献
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铜冶炼过程中产生大量的冶炼炉渣,直接堆放不仅造成资源浪费,还会污染环境。针对山东恒邦冶炼股份有限公司铜冶炼转炉渣的特点,采用一次粗选、一次扫选的浮选流程回收金。结果表明:磨矿细度和捕收剂种类及用量是影响浮选指标的主要因素,其次是活化剂用量;最佳工艺参数为磨矿细度-0.074 mm占90.4%,丁基黄药用量200 g/t,硫酸铜用量250 g/t,石灰用量500 g/t,获得的金精矿金品位13.7 g/t、金回收率92.6%,尾矿金品位0.02 g/t、金损失率0.3%;实现了二次资源的综合利用,同时创造了一定的经济效益。 相似文献
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