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《有色矿冶》2020,(3)
刚果(金)矿产资源丰富,老尾矿储量巨大,(金)某老尾矿含有硫化铜矿物主+要有蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝和黄铜矿,铜的氧化矿物有孔雀石、硅孔雀石;钴矿物主要为硫钴矿和钴华。浮选试验采用石灰作为矿浆pH值调整剂、水玻璃和MA作为分散和抑制剂,NS4作为活化剂,丁基黄药作为捕收剂,综合回收硫化铜矿物、钴矿物及金银矿物。浮选尾矿采用湿法冶金浸出铜钴矿物。试验获得铜精矿铜品位32.13%,钴品位4.55g/t,金品位5.93g/t,银品位66.78g/t,全铜回收率为38.82%,非酸溶铜回收率为81.88%,钴回收率为45.55%,金回收率为48.48%,银回收率为38.97%。浮选尾矿铜浸出率为76.17%,酸溶铜浸出率为96.04%,钴浸出率为71.10%。选冶联合工艺铜总回收率为85.42%,钴总回收率为84.26%。采用浮选-浮选尾矿湿法浸出的选冶联合工艺,实现老尾矿中有价元素综合回收。 相似文献
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采用化学分析、偏光显微镜及扫描电子显微镜等检测手段,对山东某金矿红布矿区原矿、马塘矿区原矿和选矿厂混合原矿进行了工艺矿物学研究。结果表明:混合原矿金品位为2.52 g/t、银品位为2.29 g/t;金属矿物主要为黄铁矿,脉石矿物主要为石英、长石;载金矿物主要为黄铁矿和少量黄铜矿。红布矿区原矿中金矿物种类为含银自然金,平均粒度为18.58μm,金矿物嵌布状态主要为包裹金。马塘矿区原矿中金矿物种类为自然金,平均粒度为9.48μm,金矿物嵌布状态主要为包裹金。根据工艺矿物学研究结果,推荐红布矿区和马塘矿区原矿配矿比例为3∶1,为选矿工艺优化提供了矿物学依据。 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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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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为查明某选铜尾矿中铜、金、银损失的原因,对铜尾一次分级沉砂样品进行了详细的工艺矿物学分析。分析结果表明,铜矿物主要为黄铜矿,主要与黄铁矿及脉石矿物形成连生体,嵌布粒度为0.01~0.2mm;金银矿物主要为自然金、银金矿及金银矿等金银互化物,少量碲银矿及含银贺硫铋铜矿等,主要以包裹态存在于黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物中,金矿物嵌布粒度大部分小于0.01mm,属微粒金,银矿物嵌布粒度为0.001~0.02mm。在工艺矿物学分析基础上,制定了"分级-再磨-浮选"工艺,在优化工艺条件基础上开展闭路试验,获得了铜品位和回收率分别为8.73%和40.34%的低品位铜精矿,金银回收率分别为7.10%和18.07%。 相似文献
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河南某浮选尾矿中金品位为0.74g/t。工艺矿物学研究结果表明:金矿物主要以脉石包裹形式存在,包裹金含量为62.71%。对尾矿开展粒级分析,其+200目中金的占比为48.84%,占比较高。根据浮选尾矿工艺矿物学特征和粒级分析,采用“尾矿分级-+200目粒级再磨-浮选”选矿工艺回收金。实验室小型试验结果表明:+200目产品再磨后,经一粗一精两扫闭路浮选可得到金精矿品位15.23g/t、作业回收率63.82%(相对+200目产品),金回收效果好。扩大试验采用平底FX150-GJ-120型水力旋流器对该尾矿进行分级,沉砂再磨后,在相同浮选条件下经一粗一精两扫闭路浮选可得金精矿品位为15.82g/t、作业回收率为61.68%(相对旋流器沉砂)、总回收率为25.73%(相对浮选尾矿)。 相似文献
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对某冶炼厂连续吹炼炉炼铜炉渣进行了浮选回收铜试验研究。试验采用一次粗选、二次精选、二次扫选工艺流程,获得含金品位5.07 g/t、银品位293 g/t、铜品位29.31%的铜精矿,铜回收率为90.17%,金回收率为98.43%,银回收率为95.24%。 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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甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%.铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系.对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因.在磨矿细度为-74 μm占80%,Na2S作硫化剂,CuSO4作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和2... 相似文献
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某铜冶炼渣含铜1.13 %,工艺矿物学研究表明铜主要以类黄铜矿、类斑铜矿、类铜蓝以及金属铜的形式嵌布于该铜冶炼渣中。为高效回收其中的铜,进行了浮选试验研究。结果表明:在磨矿细度为≤0.045 mm占85 %的情况下,以酯-105作为捕收剂,硫化钠作为活化剂,采用二粗三精二扫的浮选工艺,获得了铜品位和回收率分别为18.10 %和87.46 %的铜精矿。 相似文献
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福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。 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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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