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本文论述了旋流-静态微泡浮选柱用于金矿分选的机理,并指出其在金矿分选方面具有中矿循环、微泡分选和静态分选的优势。在三山岛金矿8000t/d选矿厂的应用取得了金精矿品位≥50g/t的分选效果,结果表明旋流-静态微泡浮选柱对金矿石具有良好的分选作用,能够分选出合格的金精矿产品。最后,文章还提出了当气泡发生器堵塞数量达总数的2/3时应及时通透、磨矿细度-200目应≥50%、优化操作工艺参数和增设喷淋水等几项改善旋流-静态微泡浮选柱浮选效果的措施。 相似文献
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某金矿矿泥单独浮选试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。 相似文献
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陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。 相似文献
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湖南某低品位白钨矿中脉石矿物以硅酸盐矿物及方解石、长石为主,该选厂存在生产流程长、分选效率低、回收率较低等问题。为此,采用旋流-静态微泡浮选柱与浮选机联合分选工艺,对该白钨矿进行了浮选试验研究。结果表明,在最佳试验条件下,即处理量25 kg/h,捕收剂硝酸铅和MTC用量各900 g/t,硫酸铝用量450 g/t,水玻璃用量600 g/t,采用"一粗一精二扫"工艺流程可得到钨品位为15.93%、回收率为79.02%的精矿。与全浮选机工艺和全浮选柱工艺相比,"柱机联合工艺"可同时强化粗粒级和细粒级白钨矿的回收,钨精矿回收率分别从全浮选机工艺的48.5%和全浮选柱工艺的68.74%提高到了79.02%。柱机联合工艺既实现了对白钨矿的有效回收,又缩短了浮选工艺流程。 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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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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四川某金矿为高硫含碳微细粒难选金矿,常规浮选所得精矿金品位只有25g/t左右。试验采用载体转移浮选技术,成功地解决了Au—S分离的技术难题,获得了金品位73.85g/t、回收率88.53%的金精矿,并综合回收了银、硫,提高了选冶厂经济效益。 相似文献
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广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。 相似文献