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相似文献
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1.
四川某含金砷硫化矿选矿试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
冯致  黄静 《云南冶金》2011,40(3):19-23
该矿属高砷、含硫的金矿床。矿石中的金主要以游离自然金为主,其次为硫化物包裹金;砷主要以毒砂以及雄黄和雌黄的形式存在。通过选矿试验研究,采用单一浮选法,最终获得了金的品位和回收率分别为66.354 g/、t96.14%、砷的品位和回收率分别为37.064%、96.42%的混合精矿。  相似文献   

2.
低品位含金硫化矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
阙绍娟  王海芳  赵锋 《云南冶金》2012,(1):18-21,36
根据矿石性质,采用混合浮选工艺流程处理某低品位含金硫化矿,在原矿金品位1.03 g/t的条件下,通过添加新型抑制剂DPS强化易浮细粒脉石的抑抑和加强含金矿物的活化,大幅度提高了选矿试验指标(金品位由14.25 g/t提高到17.17 g/t,金回收率由91.96%提高到94.55%)。  相似文献   

3.
某微细粒含金硫化矿石金品位为2.01 g/t、硫品位为1.29%.针对矿石中金矿物嵌布粒度细,主要以粒间金、包裹金等形式嵌布于黄铁矿及脉石矿物中等特点,进行了浮选试验研究.结果表明:在粗磨细度-0.074 mm占85%、再磨细度-0.038 mm占90%及最佳药剂条件下,采用一次粗选、一次精选、三次扫选,粗精矿再磨,中...  相似文献   

4.
王艳荣  孙轶清 《黄金》1999,20(1):41-45
通过对三种多金属硫化矿含金矿石的选矿工艺试验研究,总结论述了采用混合浮选-精矿氰化-浸渣分选工艺流程处理此类矿石的技术经济可行性,并对伴生元素的综合回收进行了经济评价,为多金属硫化矿含金矿石的选矿提供了可借鉴的经验。  相似文献   

5.
欧乐明  冯其明 《黄金》1995,16(2):31-34
对含金锑砷多金属硫化矿矿石经混合浮选后,混合精矿用碳酸钠(Na2CO3)调节矿浆PH至10左右,添加硫化钠(Na2S)作辉锑矿抑制剂,浮选砷(金),可获得含锑49.44%,砷0.44%,回收率80.85%的锑精矿和含砷10.96%,金79.94g/t,回收率77.98%,68.79%的砷(金)精矿,试验表明,碳酸钠和硫化钠的使用比例以3:1最好。  相似文献   

6.
对四川某复杂高硫铜铅锌矿进行了工艺矿物学研究后,采用部分混合浮选流程,铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿选锌,最终获得铜品位17.5%,回收率为51.80%的铜精矿,铅品位为60.10%、回收率为79.51%的铅精矿,锌品位为47.01%、回收率为78.64%的锌精矿,硫品位为38.92%、回收率为72.64%的硫精矿,同时铜铅分离生产验证试验取得良好指标。  相似文献   

7.
某铜锌硫化矿含铜0.41%、锌2.32%,根据矿石性质进行了不同药剂种类及用量的条件试验,确定了铜-锌优先浮选流程,闭路试验获得了铜品位15.31%、回收率74.81%的铜精矿,和锌品位46.32%、回收率85.12%的锌精矿,实现了铜与锌的有效分离。  相似文献   

8.
沈永宇 《黄金》2020,41(7):62-67
某复杂高砷多金属难选硫化矿石中金属矿物分布不均匀,嵌布粒度较细,结构复杂,分选难度较大。针对该矿石性质,在可选性探索试验基础上,进行了优先选铅、再选锌工艺条件研究。结果表明:在最佳磨矿细度及药剂制度条件下,优先浮选闭路试验获得了较好试验指标,铅精矿铅、锌、银、铜品位分别为45.23%、4.65%、4 012.00 g/t、7.62%,回收率分别为71.16%、3.71%、61.89%、62.80%;锌精矿锌、铅品位分别为48.32%、0.96%,回收率分别为80.01%、3.14%,金属矿物得到了有效分离与充分回收。  相似文献   

9.
云南某高硫高锌复杂多金属硫化矿含锌19%,含硫量高达29%,矿物的嵌布粒度不均匀,有用矿物的组成较为复杂。为了获得该矿的高效选矿工艺,故进行了选矿试验研究。经过初步探索研究,采用铅硫混选-混选精矿分离-铅硫混选尾矿再选锌的工艺流程。在原矿磨矿细度为70%-0.074 mm的情况下,通过两次粗选两次扫选两次精选和脱锌扫选,可获得含铅15.56%,含锌3.20%的铅硫混合精矿。铅硫混合精矿采用一次粗选两次扫选两次精选的流程,可获得含铅61.13%,含锌5.36%的铅精矿。铅硫浮选尾矿采用两次粗选两次扫选的工艺流程,可获得含铅0.64%,含锌52.67%的锌精矿。  相似文献   

10.
含金锑砷多金属硫化矿浮选分离试验研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
对含金锑砷多金属硫化矿矿石经混合浮选后,混合精矿用碳酸钠(Na_2CO_3)调节矿浆pH至10左右,添加硫化钠(Na_2S)作辉锑矿抑制剂,浮选砷(金),可获得含锑49.44%,砷0.44%,回收率εSb80.85%的锑精矿和含砷10.96%,金79.94g/t,回收率ε_As77.98%,e_Au68.79%的砷(金)精矿,试验表明,碳酸钠和硫化钠的使用比例以3:1最好。  相似文献   

11.
本文对胶东某含金矿石进行了选矿试验研究,黄铁矿是该矿石金的主要载体矿物,金矿物主要嵌布于黄铁矿裂隙、孔隙或粒间。根据矿石性质主要进行了磨矿细度试验和各类药剂用量条件试验,采用“一次粗选、两次扫选、一次精选”浮选工艺,磨矿细度-200目含量55%、捕收剂为丁基黄药和丁铵黑药150g/t按照5:1配比组合用药(丁基黄药125g/t、丁铵黑药25g/t)、硫酸铜用量200g/t、起泡剂用量20g/t,最终可以得到产率为9.05%、精矿品位26.56g/t、金回收率达到94.97%的精矿产品,达到了理想的选矿指标。  相似文献   

12.
云南滇西某含金多金属氧化矿,含有Au、Pb、Zn等有用组分,矿石深度氧化,较为难选。对该矿石进行了氰化浸出提金、硫化优先浮选铅锌、磁选回收铁、全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌等试验研究。其结果表明:采用全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌试验流程取得了较好的技术指标,金浸出率为83.33%;铅精矿品位达到合格产品要求(53.05%),回收率20.17%;锌精矿品位15.86%,回收率24.24%。  相似文献   

13.
要:某含金铁矿石属于变质沉积型铁矿石,主要金属矿物为赤铁矿和磁铁矿,还含有品位为1.09×10-6的金。金矿物嵌布粒度极细且赋存在赤铁矿物中,使得金与铁很难分离。经过“(粗磨)弱磁选+(细磨)浮选+中强磁选”的联合选矿工艺试验流程,得到含金品位53.37×10-6、金选矿回收率60.47%的金精矿,得到含铁品位64.41%、铁选矿回收率75.51%、产率62.06%的铁精矿,选矿技术指标较好。磨矿细度对金矿物的回收和弱磁性铁矿物都至关重要,为了降低磨矿成本,采用阶段磨矿和阶段选别较为有利。  相似文献   

14.
对某含银多金属硫化矿进行选矿试验研究.工艺矿物学研究表明:矿石中矿物组分复杂、矿物之间共生紧密,采用Z-200优先选铜,铜尾矿用QF-11优先选铅,铅尾矿经硫酸铜活化后,用丁黄药选锌的浮选工艺流程,可获得含铜20.02%、铜回收率69.30%、含银8150.32 g/t、银回收率55.01%的铜精矿,含铅55.70%、铅回收率81.86%、含银2400 g/t、银回收率37.80%的铅精矿,含锌50.56%、锌回收率81.26%的锌精矿.QF-11在低碱度条件下对铅矿物选择性较好,在选铅作业中,使用QF-11作为铅捕收剂,不仅可以避免使用大量石灰,也有利于贵金属银在铅精矿中的富集,提高伴生银的回收率.  相似文献   

15.
内蒙古某钼铋多金属硫化矿,含钼0.65 %,含铋1.12 %,钼铋品位较高,有较大的工业回收价值.采用“混合浮选—钼铋分离”的选矿工艺回收该矿石中的有用矿物,以乙硫氮和煤油作为捕收剂进行混合浮选,以硫化钠和亚硫酸钠作为组合抑制剂,煤油为捕收剂进行钼铋分离,最终实验室小型闭路试验可以获得含钼47.31 %,钼回收率89.52 %的钼精矿以及含铋42.64 %,铋回收率86.04 %的铋精矿,较好地实现了钼铋分离.   相似文献   

16.
通过对辉绿岩硫化矿进行全泥氰化浸出、浮选、柱浸浸出的试验研究,研究结果表明:在原矿磨矿细度为-0.074mm占90%的条件下进行全泥氰化浸出,金的浸出率为83.5%;在原矿磨矿细度为-0.074mm占98%的条件下进行浮选,金的回收率为56.21%;经预氧化处理后进行柱浸浸出,金的浸出率为67.5%。经工艺方案比较表明,在黄金价格240元/克的情况下,推荐采用堆浸工艺来处理该辉绿岩硫化矿。  相似文献   

17.
对某高砷硫化矿样进行了综合回收试验研究,并根据其矿石性质,进行了优先浮选流程试验,获得了钼、铜、锌、铋产品及钨和锡的富集物.  相似文献   

18.
针对安徽某金铅锌复杂多金属硫化矿选矿指标较低、药剂制度复杂且用量大等问题,分析了原矿的矿物组成及矿石性质,并开展了大量探索性试验,最后提出采用磁选脱除磁黄铁矿-金铅混合浮选-金铅分离浮选-尾矿活化选锌的原则流程处理该矿石。结果显示:闭路试验可获得金含量为43.68×10-6,回收率为46.12%的金精矿;铅精矿中金含量为162.00×10-6,回收率为35.39%,铅含量为38.53%,回收率为72.24%,金的累积回收率达81.51%;锌精矿中锌含量为42.79%,回收率为67.51%。与原有选矿工艺相比,新工艺不仅提高了选矿指标还大幅减少了药剂用量。  相似文献   

19.
某铜金矿石含铜0.46%、金0.48g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选石灰为调整剂、新型药剂ZJ-308为捕收剂,(NaPO_3)_6为分散剂,通过一次粗选、二次精选、三次扫选的单一浮选闭路流程试验,可得到精矿含铜24.64%、含金23.80g/t,铜回收率为89.65%,金回收率为84.78%的指标。通过尼尔森重选—浮选联合流程,可以获得金品位为35.17g/t、回收率为39.66%的尼尔森重选精矿和含铜24.51%、含金13.60g/t、回收率87.65%、金回收率50.36%的浮选铜精矿。金累计回收率为90.02%,较单一浮选流程提高5.24%,铜浮选回收率基本不变,有效提高资源综合利用率。  相似文献   

20.
某铜矿含铜0.58%,并含有0.0085%的钴,钴主要赋存于毒砂中,属含砷难处理矿石。针对该铜矿的矿石性质特点,试验采用铜钴依次优先浮选工艺回收铜和钴,解决了铜精矿含砷高的问题,获得了合格铜精矿。小型闭路试验可获得铜品位26.03%、含砷0.30%、铜回收率96.19%的铜精矿以及钴品位0.26%、含砷7.45%、钴回收率40.38%的钴精矿。  相似文献   

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