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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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广西某金矿为黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿,可回收金主要为黄铁矿、脉石包裹金。金矿物绝大部分为次显微金、胶体金及晶格金,呈均匀分布,极难单体解离,因此金矿物较难富集。试验研究结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺获得金粗精矿金品位为5.82g/t,金回收率为88.85%,较单一浮选工艺粗选金回收率提高5.19%;闭路试验结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺可获得金品位为12.53g/t、金回收率为88.48%的金精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。 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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贵州某卡林型金矿石浮选优化试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对贵州某卡林型金矿的浮选工艺进行了参数优化试验研究,得到了浮选最佳药剂条件,在不脱泥的情况下,最终金的回收率达91.64%,浮选金精矿品位为42.60g/t。 相似文献
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针对辽宁某金矿氰化尾渣泥化严重且其中载金矿物被强烈抑制的问题, 进行了脱泥试验和浮选药剂条件试验, 最终提出磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选工艺流程, 采用碳酸钠和水玻璃为组合调整剂, 戊黄药和丁铵黑药为组合捕收剂, 硫酸铜为活化剂, 金回收效果明显, 金精矿中金品位从4.87 g/t提升至26.03 g/t, 回收率为65.12%。 相似文献
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某地原生金矿提金工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对缅甸某地原生金矿进行了浮选-焙烧-硫脲无氰提金工艺的试验研究。原矿金入选品位为18.67g/t,采用常规的浮选工艺,可获得金精矿产率25.31%,金品位66.15g/t,回收率92.65%;浮选金精矿经焙烧、硫脲浸出后,金作业浸出率93.26%;金综合回收率为86.41%。由于缅甸禁止使用氰化浸金,所以此项工艺技术为开发利用该金矿提供了一条新路子。 相似文献
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某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验 总被引:2,自引:0,他引:2
为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明:浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。 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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赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
王立刚 《有色金属(选矿部分)》2008,(5)
针对石槽钢铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选—浮选尾矿磁选流程试验研究。通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺.先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿.有价元素得到综合回收。 相似文献
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某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。 相似文献
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某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。 相似文献
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某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。 相似文献
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云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%,锌品位为2.13%,并且伴生大量金、银等贵金属,金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据,采用优先浮选硫化铅,选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%,以碳酸钠为pH调整剂,以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂,以乙硫氮+3418A为捕收剂,经过2粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂,以丁基黄药为捕收剂,经1粗2精1扫流程选锌,获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%,锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标,实现了矿石中有用金属的高效回收。 相似文献