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广西某微细粒嵌布银矿选矿试验 总被引:2,自引:0,他引:2
广西某银矿石中的银矿物主要以自然银、辉银矿和硫铁银矿形式存在,其颗粒细小,属于微细粒银矿物,且与脉石关系密切,对分选不利。针对矿石性质采用了较为合理的浮选—氰化试验流程,通过1次粗选、2次扫选,在原矿银品位为179 g/t的情况下,获得了精矿银品位为2 157g/t,银回收率为89.76%,浮选精矿氰化浸出率为95.14%的较好试验指标。 相似文献
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金矿氰化浸出助浸剂的研究 总被引:5,自引:1,他引:4
介绍了柠檬酸作氰化浸出助浸剂,分别对罗山金矿浮选精矿、鹿尔坝金矿焙砂、鹰嘴山北金矿进行助浸试验的结果。研究结果表明,柠檬酸作为助浸剂可改善氰化浸出环境,提高浸出速度,缩短氰化浸出时间,降低氰化物用量。 相似文献
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某矿山采用银浮选-银精矿氰化浸出-浸出尾渣浮铜工艺处理其含铜银矿石,存在铜大量消耗氰化物以及铜受氰化物作用不易回收等问题。为此,提出了原矿先通过优先快速浮铜得到一部分铜精矿,然后再进入原工艺流程的优化方案,并就快速浮铜和随后的银浮选进行了实验室试验。结果表明:优先快速浮铜可从原矿先获得一部分铜品位为25.02%,铜回收率为43.82%的合格铜精矿,同时可使银精矿中的铜含量达到1.80%的较低水平,将有利于减少铜的损失和改善后续银的氰化浸出环境。 相似文献
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某大型金矿矿石性质较复杂,脉石矿物种类繁多,金矿物主要是自然金和银金矿,金矿物嵌布粒度微细、嵌布关系十分复杂,大部分金矿物被硫化物、难溶硅酸盐及碳酸盐矿物包裹,矿石磨至-71μm占80%时仅有约10%的金矿物实现单体解离。为确定该矿石的开发利用工艺,分别进行了单一氰化浸出工艺、单一浮选工艺、浮选—氰化浸出工艺研究。结果表明,采用单一浸出工艺处理矿石,在磨矿细度为-38μm占96%,浸出液固比为3∶1,石灰用量为3 000 g/t(p H=11.5),氰化物初始浓度为0.05%,浸出时间为6 h情况下,金浸出率仅达61.59%。矿石在磨矿细度为-71μm占80%的情况下,采用2粗1精1扫、中矿精扫选后返回的闭路流程处理,获得了金品位为33.57 g/t、金回收率为51.60%的金精矿,尾矿金品位仍高达1.67 g/t。以单一浮选试验结果为基础,对浮选金精矿进行焙烧—浸出,对浮选尾矿进行直接浸出,金总回收率达79.32%,明显优于单一氰化浸出工艺或单一浮选工艺的回收效果。 相似文献
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山东某浮选金精矿工艺矿物学研究表明,该精矿主要金属矿物为黄铁矿,铜、铅、锌、砷等金属元素含量都比较低,对该精矿采用氰化浸出金、银比较有利,浮选精矿含金品位平均为21.86 g/t,含银10.5 g/t、硫47.16%.矿物组成比较简单.实验结果表明,采用直接氰化搅拌浸出可以获得金浸出率为95.06%,银浸出率71.43%的良好指标. 相似文献
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<正> 某地含金氧化矿石,用常规的浮选方法回收金时,大量矿泥上浮,浮选过程很难控制;若加入水玻璃分散剂时,不能形成泡沫层,浮选过程难以进行;如直接氰化浸出,氰化物消耗量高达28.4公斤/吨,金的溶解率只有76.81%;为降低氰化浸出时的氰化物用量,提高金的溶解率,在矿石氰化浸出之前用硫酸处理5小时,浸渣氰化浸出8小时,耗酸量70公斤/吨,消耗氰化物3.75公斤/吨, 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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含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出联合流程,金总浸出率可达到60.75%;精矿焙烧过程产生的SO2烟气可作为制取硫酸的原料;焙烧浸出尾渣含铁52.08%、含硫0.32%,可作为铁精矿产品销售,最终实现了资源的综合回收利用。 相似文献
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对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。 相似文献
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金银矿石浮选选矿厂实践 总被引:2,自引:1,他引:1
通常在弱的氰化物溶液中对金银矿石进行浸出,以回收其中的贵金属。但是,对于难选矿石,需要用浮选项处理,获得贵金属浮选精矿。浮选还是从硫化矿浮选回路中附带回收贵金属的常用工艺。本文对贵金属选矿厂的选矿实践和将来的发展趋势进行了评述。 相似文献
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陶云杰 《有色金属(选矿部分)》1985,(5)
<正> 国内大部分氰化厂尤其是浮选精矿氰化厂的生产成本,几乎一半花费在氰化物的消耗上。因此,降低氰化物的消耗,是提高企业经济效益,降低生产成本的主要手段之一。表1列出了一些氰化厂控制的氰化钠浓度、氰化钠消耗及主要经济技术指标。表1中,赤卫沟、乌拉嘎为全泥氰化 相似文献
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