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相似文献
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1.
刘静宇 《矿产综合利用》2020,41(1):112-115,70
在某金矿选矿厂,其原矿经尼尔森离心选矿机分选后,尾矿中仍含品位较高的金和铜,分别为2.35 g/t和0.724%,具有一定的回收价值。为充分提高金和铜资源的综合利用,本论文对该尾矿进行了重选和浮选工艺探索。在磨矿细度ω(-0.074 mm)为65%条件下,进行了一粗两扫两精浮选。结果表明,在浮选精矿中,金的品位为58.25 g/t,尾矿含金0.13 g/t,金的浮选回收率94.68%;浮选精矿铜的品位为14.15%,铜浮选回收率74.65%。该浮选工艺对尾矿中的金和铜进行了有效的回收。  相似文献   

2.
某金矿尾矿平均金品位较高,载金矿物嵌布粒度细,分选较困难,为有效回收利用进行了浮选试验,在磨矿细度为-0.074 mm 75.2%时,采用SOH+丁铵黑药作为联合捕收剂,通过2次粗选、粗精矿合并再磨精选工艺流程,获得了金品位为13.00 g/t、回收率为63.80%的金精矿。  相似文献   

3.
潘项绒 《有色矿山》2000,29(4):27-29
金精矿氰化渣经铅浮选后,尾矿再进一步综合回收铅、锌、金、银、硫,在资源不足的情况与,为矿山开辟了一条新的途径。试验中,采用Na2SF6、纤维素联合强化抑制剂,重点抑制脉石矿物和黄铁矿,加入CuSO4活化剂活化强烈抑制的锌矿物,使铅、锌混合精矿达到了产品质量要求,取得了较好的技术指标。  相似文献   

4.
肃北某金矿选厂采用浮选工艺处理原矿石,近期由于原矿性质变化较大,金嵌布粒度变粗,造成选厂跑尾严重,尾矿金品位约为0.70~0.90 g/t。工艺矿物学研究表明其主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,主要脉石矿物为石英、长石、高岭土等,矿物组成较复杂。从尾矿筛析结果来看,金主要以粗、中粒金为主,适宜采用尼尔森进行回收。在扩大重力倍数60 G、流态化水量3.2 L/min、给矿速度10 kg/h、原矿品位0.87 g/t的条件下,可以取得金精矿品位33.42 g/t,回收率35.27%的良好指标。  相似文献   

5.
冯胜斌  才振东 《金属矿山》2004,(Z1):464-465
针对吉家洼金矿氰化尾矿品位偏高,对氰化尾矿采用浮选回收金工艺获得金精矿品位39.60 g/t,回收率41.00%较高的技术经济指标.对金矿尾矿再回收有较好的指导意义.  相似文献   

6.
某钨重选尾矿含0.02%的钼,具有综合回收价值。对该尾矿进行回收钼的浮选试验,结果表明,在-0.074 mm占40%的粗磨条件下用煤油作捕收剂进行粗选,粗精矿再磨至-0.074 mm占80%后以石灰为pH调整剂、硫化钠和水玻璃为抑制剂进行4次精选,可以获得钼品位为46.39%,钼回收率为68.48%的钼精矿。  相似文献   

7.
为了综合回收铅锌分离浮选尾矿中的锡、硫、砷等有用矿物,车河选矿厂实验室小型试验采用浮选一磁选一重选和磁选一浮选一重选两种流程均产出合格的精矿产品.在此基础上,车河选矿厂采用磁选一浮选一重选流程处理铅锌分离尾矿,经生产调试和技术完善,最终获得了硫精矿品位40.08%,硫回收率48.17%,低度锡精矿品位5.03%,锡回收率1.07%的生产指标,达到了预期的设计要求,年可减少尾矿排放约10万t,新增效益 608.6万元.  相似文献   

8.
以金矿尾矿为原料 ,用摇床回收金 ,可得到含金 2 4 92g/t的摇床精矿 ;用磁选 浮选除铁 ,可得到K2 O +Na2 O含量为 7 98%、Fe2 O3含量为 0 3 5%的建筑陶瓷原料级长石粉 ,使金矿尾矿得到充分利用。  相似文献   

9.
金矿尾矿回收金试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
通过对金选厂尾矿的性质的研究,进行了一般设备的放槽试验、尖缩溜槽试验、螺旋选矿机试验、不同规格螺旋溜槽试验和新设备的离子螺旋溜槽分选试验,确定了该矿粗选抛尾的最佳设备是新设备的离子螺旋溜槽。经过多种设备、多种工艺流程试验取得了较好的结果。  相似文献   

10.
对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。  相似文献   

11.
浮选锑尾矿回收金的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
青海某锑金矿选矿厂采用"先锑后金"的优先浮选流程,因矿石氧化程度高,泥化现象严重,导致浮选金精矿品位及回收率很低。为了提高金的选矿回收率,对选锑尾矿采用CIL提金试验研究,金浸出率为65.10%,相比较原选矿工艺金回收率提高52.95%。  相似文献   

12.
杨玮  王刚  曹欢  王倩 《矿冶工程》2019,39(4):39-4
对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。  相似文献   

13.
对某含铁35.11%的选金尾矿进行了磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收铁的试验研究。焙烧温度750 ℃, 焙烧时间45 min, 磁选场强144 kA/m, 反浮选十二胺用量350 g/t条件下, 获得了产率为34.39%、品位为56.73%、铁回收率为55.57%的铁精矿, 为回收该类尾矿提供了新的工艺方法。  相似文献   

14.
从山西某金矿尾矿中回收金锌试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
介绍某金矿堆存尾矿综合回收金锌工艺试验研究,采用混合粗选、混合粗精矿顺序浮选金锌的工艺流程处理该尾矿,最终获得含金34.28 g/t、含锌10.36%、金回收率62.93%的金精矿,含金2.18 g/t、含硫37.86%、硫回收率73.46%的硫精矿,含锌45.62%、含金1.12 g/t,锌回收率67.47%的锌精矿,有效地解决了金锌分离,实现了二次资源的综合利用,对该矿可持续发展具有重要的现实意义。  相似文献   

15.
KC-MD3型尼尔森选矿机在某金矿磨矿回路中的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
为提高内蒙古某金矿尼尔森重选回收率,在研究和分析了自然金粒度组成、嵌布特征、形状形态的基础上,研究了金矿磨矿回路中KC-MD3型尼尔森选矿机工艺参数对重选指标的影响。研究结果表明,试验范围内,给矿量与精矿品位呈正相关关系,与回收率呈负相关关系;反冲洗水量过大或过小、增加重力倍数都不利于提高精矿品位和回收率;粗粒级矿物对重选指标影响较大,因此适当隔粗有利于提高精矿品位和回收率。建议实际生产中,适当降低给矿量、合理控制反冲洗水量、重力倍数不超过60g、适当隔粗,以提高尼尔森重选回收率。  相似文献   

16.
针对河北某金矿石以金为主,含有银、铜、锌等多种金属矿物,矿石性质复杂,金的嵌布粒度大小不等的特点,在磨矿细度-74μm占65.0%条件下,采用"尼尔森重选—浮选"工艺流程,尼尔森重选可获得金品位318.06 g/t、回收率36.69%的精矿,重选尾矿采用一次粗选、一次精选、两次扫选浮选流程,可获得金品位65.2 g/t、银品位375 g/t、金回收率55.99%、银回收率71.25%的精矿,金总回收率达到95.68%,银总回收率达到86.86%。浮选精矿中锌、铜的回收率分别为96.55%、94.50%。  相似文献   

17.
西藏某金矿石可选性试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。  相似文献   

18.
对某氰化尾矿中金银等有价元素进行了浮选回收试验研究.结果表明,以硫酸和硫酸铜为调整剂,丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂,采用一次粗选一次扫选二次选精浮选流程,获得精矿金品位12.71 g/t、回收率87.82%,银品位284.30 g/t、回收率82.02%的试验指标,为该尾矿的二次利用提供了可行的技术依据.  相似文献   

19.
云南某铅锌矿浮选尾矿含Pb 0.21%,Zn 0.25%,Au 0.76 g/t,Ag 44.72 g/t,S 26.55%,其中除了铅、锌之外,金、银、硫具有一定回收价值。为了综合回收其中的金、银、硫,文章针对该尾矿,开展了系统的试验研究。通过工艺矿物学研究可知,待回收矿物嵌布粒度较细,且微细粒级分布率较高,同时,样品中黄铁矿含量高,与待回收矿物共生关系密切,要想充分回收有用元素难度较大。依据样品性质及工艺矿物学研究,本次试验制定了"铅锌混合浮选—尾矿选硫"的原则工艺流程,采用乙硫氮与BK-N组合用药,加强金、银的捕收,实验室闭路试验结果:铅锌混合精矿Pb品位15.62%,Zn品位38.55%,含Au 15.83 g/t,含Ag 2 268.57 g/t,Pb回收率28.03%,Zn回收率53.69%,Au回收率7.63%,Ag回收率18.47%;硫精矿S品位48.77%,S回收率89.70%。通过试验进一步降低了尾矿中的有用组分含量,有效资源得到最大化利用。  相似文献   

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