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991.
高金铅锌矿浮选新工艺试验研究   总被引:1,自引:1,他引:1  
依据矿石性质和金的赋存特征,本试验在自然pH状态下,应用NHL-1诱导活化金,采用25号黑药和乙基黄药浮选铅和金,得到含金高的铅精矿。闭路试验获得铅精矿含铅45.2%、含金108.4g/t,铅的回收率为82.57%、金的回收率达到91.7%。试验表明NHL-1具有良好的活化效果,添加NHL-1 240g/t时金的回收率比没有添加活化剂提高22.0%。最终工业试验获得铅精矿含金106g/t、金回收率90.4%的生产指标。  相似文献   
992.
针对高硫矽卡岩金铜矿中黄铁矿含量高、难抑制特点,采用对黄铁矿捕收能力非常弱的Z-200和丁基铵黑药作为浮选捕收剂,在低碱度条件下(pH值9.5)实现了铜与金的综合回收。研究结果表明:闭路试验混合精矿铜品位为21.15%、金品位为24.11g/t,铜和金的回收率分别可达93.92%和83.73%,选矿指标较为理想。  相似文献   
993.
矿石中金的赋存状态和工艺矿物学特性是确定选冶工艺、提高金回收率的根本因素。采用工艺矿物学自动定量分析系统(BPMA),结合扫描电镜-X射线能谱仪(SEM-EDS),详细研究了胶东某蚀变岩型低品位(Au @1.1g/t)金矿石中微细粒金矿物的赋存状态及工艺矿物学特征。结果表明:矿石中金属硫化物主要为黄铁矿;脉石矿物主要为石英,其次为绢云母和钾长石。金矿物主要为银金矿、金银矿等金-银互化物,其平均成色为596.2‰;金矿物嵌布粒度细微,均在10μm以下;金的载体矿物种类较多,绝大多数金矿物与黄铁矿等金属硫化物嵌连;金矿物的嵌布状态主要为硫化物包裹金和裂隙金,含少量粒间金,其占有率分别为40.18%、39.75%和7.48%;通过浮选富集黄铁矿等硫化物并对粗精矿进行再磨,有利于提高金的回收率。BPMA-SEM-EDS自动、定量、可视化分析方法可以快速、高效、准确表征矿石中金的赋存状态和矿石工艺矿物学特性。  相似文献   
994.
以云南某铜金多金属矿为研究对象,探索了金在与其伴生的硫化矿、磁铁矿混合体系中的选矿特性及载体矿物对其选矿指标的影响。依据金在该矿石中的赋存状态、嵌布特征及其载体矿物的多样性等特点,采用了优先选铜再选硫,然后磁选铁矿物的工艺流程。通过精细化调控工艺参数,在最佳的综合条件下,获得的铜精矿铜品位为18.63%、含金63.24g/t,铜回收率为88.67%,金在铜精矿中的分布率为67.06%;硫精矿硫品位为47.86%、含金2.41g/t,硫回收率为86.16%,金在硫精矿中的分布率为15.08%;铁精矿铁品位为59.55%、含金1.20g/t,铁回收率为38.22%,金在铁精矿中的分布率为10.51%,为技术经济指标的提升和工艺改进提供了理论依据。  相似文献   
995.
探讨锌粉置换法从Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金液中回收金,通过绘制物种平衡分布图和计算相关电对的电极电势,考察置换回收金的可行性和可能存在的副反应。结果表明,在Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金体系中锌可与Au(S_2O_3)_2~(3-)反应置换出金单质,浸金液中的铜亦可被锌粉还原从而造成锌粉的消耗,锌的主要产物为Zn(OH)_2和Zn(en)_3~(2+)。对置换后的锌粉进行扫描电子显微镜(SEM)分析,发现其表面有氧化物和硫化物生成。置换实验结果表明,置换时间在10~15 min内为宜,溶液pH值为10时效果最好,锌粉用量不宜太多,增加硫代硫酸盐浓度对整体反应影响不大。  相似文献   
996.
某选矿厂处理低品位微细粒难选金矿,生产初期浮选指标较差、浮选尾矿品位较高,尾矿库中金资源量较高。为了提高对浮选尾矿中金资源的二次回收,同时避免高额的含氰尾矿排放的环境保护税,加强无氰提金工艺的研究与应用对环境保护及企业持续健康发展具有重要意义。本文通过对无氰提金工艺全流程考察及流程诊断,结合浸出原矿与浸渣的工艺矿物学研究结果,分析浸出工艺存在的问题,为下一步工艺优化奠定基础。  相似文献   
997.
针对某金精矿中伴生铅含量高(含铅7.83%)的特点,为综合回收其中有价金属铅,详细查明金精矿中的组成成分以及铅的赋存状态,提出采用"抑硫浮铅"工艺。试验结果表明,采用该工艺处理此类含铅金精矿,可获得含铅61.94%、金75.40 g/t、银3 481.0 g/t、铅回收率88.10%的铅精矿以及含金30.85 g/t、银682.6 g/t、铅1.08%的金精矿,实现了伴生金属铅的高效回收。  相似文献   
998.
本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为:第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t酸浸渣,金浸出率达到93.34%。  相似文献   
999.
张正平  刘成平 《金属矿山》2004,(Z1):166-168
针对陕西太白黄金矿业有限责任公司所开采双王金矿床8号矿体的特点,即自上而下金品位由高变低,矿岩稳固性由差变好的厚大贫矿体的赋存条件,采矿方法由有底柱阶段崩落法向阶段矿房法和有底柱阶崩落法联合应用的演变,给该矿的发展带来了巨大的经济效益和社会效益,文中对其经验略作介绍.  相似文献   
1000.
在对广西某低硫高碳金矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用抑碳浮金工艺进行了选矿工艺研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占82%的情况下,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得Au品位为50.16 g/t、金回收率为80.24%的金精矿。  相似文献   
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