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西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。 相似文献
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廖银英 《有色金属(选矿部分)》2019,(1):53-56
针对山西某金矿选矿厂铅金混合精矿铅未达到销售计价的品位、导致矿石价值下降的问题。试验采用一次粗选两次扫选两次精选的工艺流程,闭路试验可获得Pb品位60. 35%、含Au 54. 06 g/t、含Ag 2 708. 80 g/t的铅精矿,铅回收率为59. 41%、Au回收率26. 05%、Ag回收率37. 79%; Au品位33. 34 g/t、Ag品位968. 97 g/t的金精矿,Au回收率为73. 95%、Ag回收率62. 21%。该工艺可使矿石中方铅矿得到充分回收利用,同时不影响金银的总回收率,提高了选矿厂的经济效益。 相似文献
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某金矿中金含量为3.26 g/t、硫含量为1.04%。金主要赋存于硫化物中,可通过富集硫化物的方法来回收矿石中的金。采用一次粗选、两次扫选和一次精选的闭路试验流程,可获得品位57.08 g/t、回收率91.62%的金精矿。 相似文献
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某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。 相似文献
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河北某铅锌矿原矿含铅0.32%、锌4.83%、金0.73g/t、银20.9g/t,属于低铅高锌型硫化铅锌矿。在工艺矿物学研究基础上,针对河北某铅锌矿伴生金回收率低这一问题,试验采用复合分散剂及合理、可行的工艺流程结构,实现了对矿石中伴生金矿物的有效回收。在磨矿细度-74μm占60%的条件下,采用铅锌优先浮选的工艺流程对矿石中的伴生金进行了回收,通过小型闭路试验获得的铅精矿中金品位为55.43g/t,金回收率达到了69.89%。 相似文献
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河北某多金属金矿石伴生铅、锌、银等有综合回收利用价值。针对该矿石颗粒金与闪锌矿和方铅矿关系较为紧密,铅锌为紧密包含结构的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程进行了选矿试验。矿石在磨矿细度为-74μm78.5%的情况下采用1次尼尔森重选(扩大重力倍数90倍)、重选尾矿1粗3精1扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终获得金品位234 g/t、银品位224 g/t、金回收率33.85%、银回收率10.19%的重选精矿,以及金品位110 g/t、银品位343 g/t、铅品位7.68%、锌品位20.14%,金回收率63.83%、银回收率62.58%、铅回收率80.94%、锌回收率86.01%的浮选精矿,全流程金总回收率达97.68%。先重选后浮选工艺有利于提前回收矿石中的颗粒金,实现金的“早收多收”。 相似文献
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辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大。为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验。结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72%、46.27%、22.46%的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00%、19.57%、75.16%的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21%、10.47%、0.72%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收。 相似文献
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贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,进行了选矿试验研究。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。 相似文献
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《现代矿业》2021,(5)
某含金矿石中可供回收的有价元素金含量2.02 g/t,为提高该矿石中金的回收率并获得较佳的技术指标,同时解决金精矿含砷、碳等问题,在一系列矿石性质研究的基础上,对该矿石进行了工艺矿物学研究及浮选工艺试验研究。试验研究结果表明:在磨矿细度-0.074 mm65%、pH值调整剂氧化钙用量t、活化剂硫化钠+硫酸铜用量(1 500+400)g/t、捕收剂Y-89用量120 g/t、起泡剂2~#500 g/油用量45 g/t的条件下,采2粗2精3扫浮选工艺流程,最终得到了金精矿品位33.70 g/t、金回收率78.01%的试验指标;同时为综合开发利用该类金矿石提供了可靠的技术依据。 相似文献
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甘肃天水某金矿以黄铁矿、磁铁矿为主,金主要赋存在硫化矿中。为综合回收利用该矿石,进行了选矿试验研究。结果表明,采用磨矿—选硫—选铁,并将金(银)富集在黄铁矿中的工艺流程,可获得金品位43.11 g/t、金回收率98.97%,银品位133.30 g/t,银回收率99.76%的金精矿,全铁品位62.00%,全铁回收率11.56%的铁精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。 相似文献
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广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。 相似文献
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哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10%.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072%,金回收率44.56%,银回收率2.06%、铜回收率0.0066%.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64%的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47%、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92%、金回收率25.62%、银回收率55.96%的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21%、银综合回收率77.02%、铜回收率63.92%的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量. 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10%.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072%,金回收率44.56%,银回收率2.06%、铜回收率0.0066%.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64%的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47%、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92%、金回收率25.62%、银回收率55.96%的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21%、银综合回收率77.02%、铜回收率63.92%的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量. 相似文献
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某高铁铜硫多金属矿铁品位45.80%、铜品位0.48%、硫品位2.3%、金品位0.24g/t,有用矿物相互嵌布影响分选效果。采用"铜硫混合浮选—浮选尾矿磁选回收铁—铜硫分离"的联合工艺流程处理该矿石,并采用Mos-2+MA-1组合捕收剂捕收、铜硫粗精矿再磨及强化扫选等手段,可获得铜品位20.14%、金品位8.73g/t、铜回收率88.53%、金回收率76.75%的铜精矿;硫品位41.56%、硫回收率77.70%的硫精矿;铁品位67.83%、铁回收率90.24%的铁精矿,实现了矿石中铁、铜、硫、金的高效回收。 相似文献