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相似文献
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1.
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   

2.
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   

3.
刘怀礼  艾满乾 《黄金》2010,31(1):44-46
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   

4.
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   

5.
用氰化尾液浸出尾矿回收金   总被引:1,自引:0,他引:1  
张伟  张淑亭 《黄金》1993,14(6):44-46
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   

6.
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   

7.
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   

8.
罗德生  周代兴 《黄金》1993,14(8):37-44
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   

9.
《黄金》2006,27(5):51-51
目前.我国品位在0.5g/t以上的含金尾矿资源达10亿t之多.其金金属量为500t。有专家预言。随着预处理技术与尾矿堆浸技术的综合应用。我国对黄金尾矿资源的二次开发将进入一个新轨道。  相似文献   

10.
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   

11.
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   

12.
采用焙烧—酸浸—氰化工艺从高硫多金属金精矿中提取金、银、铜。其试验结果表明:在最佳条件下,金、银、铜的平均浸出率分别可达到96.56%、79.12%、91.33%。通过对比金精矿、焙砂、氰化渣中金、银的化学物相可知,硅酸盐包裹金、银不易被氰化浸出,而加入复合添加剂焙烧,硅酸盐包裹的金、银品位大幅度下降,由直接焙烧的2.05 g/t、163.35 g/t分别降到0.81 g/t、25.24 g/t。  相似文献   

13.
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  
郭伟  杨天乐  姚杨  程瑜  倪青林 《山西冶金》2013,36(2):5-7,83
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   

14.
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   

15.
针对新疆某高碳低硫石英脉型金矿石性质,进行了浮选试验研究。通过考察磨矿细度及碳酸钠、硫酸铜、异戊基黄药、酯-205用量等因素对浮选指标的影响,确定了最佳药剂制度:磨矿细度-0.074 mm占70%,碳酸钠2 000 g/t、硫酸铜200 g/t、异戊基黄药230 g/t、酯-205 150 g/t。在此最佳条件下,浮选闭路试验获得了金精矿金品位130.14 g/t、金回收率90.93%的较好指标。  相似文献   

16.
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   

17.
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   

18.
王雷 《黄金》2020,41(5):86-89
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   

19.
针对某地贫硫石英脉含金矿石,采用无捕收剂浮选工艺,在原矿金品位4g/t,磨矿细度-0.074mm占65%、硫化钠用量300g/t,2#油用量168.8g/t、丁基黄药用量4g/t、浮选时间16min的情况下,可获得金精矿品位30.11g/t、回收率94.63%的技术指标。  相似文献   

20.
为了回收河北某矿石中的元素金,对该矿矿石进行了氰化浸金及混汞试验研究。在原矿金品位23.6 g/t,磨矿细度-200目含量为91.2%,NaCN用量为2.5 kg/t,浸出时间24h条件下,获得了浸渣金品位0.403 g/t,金浸出率为98.29%的氰化浸出指标。混汞金回收率为48.86%。  相似文献   

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