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图瓦某铜铅混合精矿中铜、铅矿物嵌布粒度细,单体解离度低,铜铅分离困难。针对该矿石特点,采用“硫酸+ZJ201”抑铅浮铜工艺,经“一粗两扫粗精矿再磨三次精选”的工艺流程,可获得铜精矿含铜24.93%,含铅6.92%,含金16.92g/t,含银658.3g/t,铜作业回收率94.4%,铅精矿含铅56.69%,铅作业回收率90.7%的试验指标。相对原未分离工艺,不仅获得了良好的铜铅分离指标,且提高了贵金属金在铜精矿中的富集,提高了金的计价系数。为生产现场实现铜铅高效分离提供了技术支持。 相似文献
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针对安徽某金铅锌复杂多金属硫化矿选矿指标较低、药剂制度复杂且用量大等问题,分析了原矿的矿物组成及矿石性质,并开展了大量探索性试验,最后提出采用磁选脱除磁黄铁矿-金铅混合浮选-金铅分离浮选-尾矿活化选锌的原则流程处理该矿石。结果显示:闭路试验可获得金含量为43.68×10-6,回收率为46.12%的金精矿;铅精矿中金含量为162.00×10-6,回收率为35.39%,铅含量为38.53%,回收率为72.24%,金的累积回收率达81.51%;锌精矿中锌含量为42.79%,回收率为67.51%。与原有选矿工艺相比,新工艺不仅提高了选矿指标还大幅减少了药剂用量。 相似文献
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以某重选金铅精矿为研究对象,研究了提高金银回收率的工艺.研究发现:“摇床富集-精矿火法熔炼-尾矿氰化”工艺能有效回收金银.金精矿摇床试验金和银的回收率分别为89.43%和74.07%.金精矿摇床试验得到的精矿经过火法熔炼,金和银的回收率分别达到99.98%和99.95%;摇床尾矿不经磨矿直接氰化,pH值10~11,NaCN浓度1‰,矿浆浓度50%,浸出24 h,渣中金和银的品位分别降低到6.33 g/t,金和银的浸出率分别达到98.97%和55.94%,NaCN耗量为6.03 kg/t. 相似文献
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云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。 相似文献
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某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。 相似文献
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氰尾渣金品位偏高原因及解决措施 总被引:1,自引:1,他引:0
河南嵩县金牛有限责任公司一选厂原选矿工艺为全泥氰化一锌粉置换。随着选矿厂处理的原生矿石增多和入选品位的降低,原生产工艺已不适用。为此,于2001年对原工艺进行技术改造,改造后工艺为浮选—精矿氰化—锌粉置换—氰尾渣浮铅。工艺改造投产后曾出现氰尾渣品位偏高现象。通过在实践中观察与探索研究,发现氰尾渣品位偏高主要系进入氰化系统的浮选金精矿脱药效果不好所致。对此采取了切实可行的解决措施,使一选厂取得了令人满意的生产指标。金氰化浸出率由85%提高到94%。 相似文献
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介绍了对原混合浮选工艺流程进行技术改造的过程及措施,针对原浮选工艺流程中的不足,通过试验研究确定采用先浮锑再浮金的优先浮选新工艺流程.改造前混合精矿中锑、金品位分别为8%、35 g/t;通过技术改造获得了良好的生产指标,锑品位提高幅度达到35%~ 45%,锑回收率达到75%以上;金品位提高7~15 g/t,产品中金回收率由工艺改造前的53%提高到改造后的75%以上,金回收率提高幅度达22%以上.经技术改造后实现了资源的综合回收利用,并为企业创造了巨大的经济效益和社会效益. 相似文献
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为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度(-74 μm含量)为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度(-74 μm含量)为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。 相似文献
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