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1.
某低硫低炭石英脉型细粒级金矿石金品位为3.62 g/t,金主要为自然金,嵌布粒度主要为0.005~0.02mm,最大粒度为0.035 mm,以不规则柱状、粒状被包裹于石英边缘,石英和高岭土是矿石中的主要脉石矿物,其次是黄铁矿、褐铁矿、绢云母、炭等。采用重浮联合工艺流程进行了矿石的选矿工艺研究,确定的选矿工艺流程为1次摇床重选,1粗2精4扫、中矿顺序返回浮选流程,获得了金品位为295.45 g/t、金回收率为32.60%的重选精矿和金品位为46.64 g/t、金回收率为59.26%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.51 g/t、金回收率为91.86%。 相似文献
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伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。 相似文献
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《现代矿业》2019,(10)
陕西安康某以褐铁矿为载体矿物的次生氧化型含金矿石结构及矿物组合较简单,自然金成独立矿物相出现,粒度较细,金品位为3.91 g/t,裸露金、半裸露金占总金的89.53%;脉石矿物以石英为主,其次为云母、方解石、长石和绿泥石等。为高效开发利用该矿石资源进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用1次摇床重选,重选中矿、尾矿合并1粗1精1扫闭路浮选的联合工艺流程处理,可获得金品位为43.72 g/t、金回收率为83.51%的摇床金精矿,以及金品位为23.81 g/t、金回收率为12.42%的浮选金精矿,总金精矿金品位为39.45 g/t、金回收率为95.93%,试验指标良好。 相似文献
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某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101 相似文献
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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
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针对内蒙古某微细粒浸染、易泥化难处理金矿石,进行了选矿工艺试验研究。结果表明,采用阶段磨矿—重选抛尾—阶段选别的工艺流程,可以获得金精矿金品位68.12 g/t、金回收率81.31%的较好指标。氰化浸出可回收部分浮选尾矿中金,进一步提高金总回收率。 相似文献
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国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选工艺流程进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。 相似文献
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内蒙古某金矿石金品位为 2. 83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所
产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现
阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。 基于矿石中金的嵌布特征,
开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研
究。 结果表明:在磨矿细度为-0. 043 mm 占 87%、重力倍数为 80 G、流
态化水量为 3 L/min 的条件下进行尼尔森重选,
可以获得金品位为 35. 44 g/t、金回收率为 55. 85%的重选金精矿和
金品位为 1. 34 g/t 的重选尾矿,对重选尾矿进行 2
粗 2 精 2 扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为 13. 80 g/
t、金回收率为 31. 38%的浮选金精矿。 矿石经尼
尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为 87. 24%、金品位为
22. 69 g/t,尾矿金品位为 0. 42 g/t 的指标。
研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。 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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为确定某金矿石的合理开发利用工艺,对常规浮选流程、尼尔森重选+常规浮选流程、快速浮选+常规浮选流程分别进行了研究。结果表明,矿石采用常规浮选流程可获得金品位62.95 g/t、回收率92.44%的金精矿,尼尔森重选+常规浮选流程可获得金品位为63.08 g/t、回收率为92.45%的总金精矿,快速浮选+常规浮选流程可获得金品位为62.33 g/t、回收率为93.89%的总金精矿;从流程合理性和总体效益上说,快速浮选+常规浮选流程更好,宜作为后续设计依据。 相似文献
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国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。 相似文献
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四川某地金矿中的金品位为3.74 g/t,以自然金的形式存在,其粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致,为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位,提高金总体回收率的目的。嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此采用尼尔森重选-浮选联合选别工艺开展试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074 mm占70 %,重力倍数90 G,液态化水量9 L/min,该条件下可获得金品位67 g/t,回收率80.72 %的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100 g/t,捕收剂丁基黄药:丁胺黑药2:1、用量为40 g/t,起泡剂2号油用量20 g/t以及粗选时间为3 min,该条件可获得金品位11.04 g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“1粗2精2扫”浮选流程,进行重选-浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6 g/t,回收率73.81 %的重选金精矿;金品位63.1 g/t,回收率24.25 %的浮选金精矿以及金品位0.09 g/t,回收率1.92 %的浮选金尾矿。 相似文献
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姚晓文 《有色金属(选矿部分)》2014,(3):30-32,36
某待开发金矿石中金主要以裂隙金、包裹金和自然金形式存在。为此对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用浮选—重选流程能够得到理想的精矿指标。经过一次粗选、一次精选、两次扫选,浮选尾矿摇床重选,获得浮选精矿含金132.44 g/t、回收率67.61%,重选精矿含金20.80 g/t、回收率11.00%,综合精矿(浮选精矿+重选精矿)含金75.62 g/t、回收率达78.61%。 相似文献
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甘肃两当地区某高硫金矿石,金品位0.93 g/t,硫含量较高。76.71%的金以包裹金、裂隙金的形式嵌布在黄铁矿中,嵌布粒度细,单体解离困难。为充分回收利用矿石中的金,进行了浮选试验研究。试验结果表明,以Na2S和Na2SO3分段抑制硫,Cu SO4为活化剂,丁基黄药+丁基铵黑药为组合捕收剂,原矿经2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选闭路试验选别,最终可获得金品位20.74 g/t、含硫39.33%,金回收率70.90%的金精矿,尾矿金含量仅0.29 g/t,实现了金的富集,降低了硫对金精矿质量的影响。选矿试验结果为该金矿石选别流程的最终确定提供技术依据。 相似文献