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1.
针对梭罗沟金矿堆浸尾矿存在回收率低,粒度分布不均匀,细泥含量较多的特点进行了堆浸尾矿回收金的试验研究。试验进行了分粒级全泥氰化浸出、堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出、堆浸尾矿炭浸法氰化浸出3种不同工艺的对比,及-10~0.1 mm粒级柱浸、-0.1 mm粒级全泥氰化浸出、-0.1 mm粒级炭浸氰化试验。试验最终确定采用堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出为最终工艺流程,同时确定了-10~0.1 mm和-0.1 mm粒级氰化浸出的最佳工艺参数,为该矿的生产实践提供了理论依据。 相似文献
2.
小秦岭地区的灵宝县,混汞—浮选厂排放的金尾矿,含金总量相当于中型金矿山。采用单一浮选,重—浮联合,浮选粗精矿再磨浮选或氰化工艺流程能有效地回收尾矿中的金,作业回收率为42%—50%,金精矿品位30g/t以上. 相似文献
3.
<正> 我们对豫西某金矿的高铜低金硫精矿,进行了氰化提金试验。研究表明,采用预先浮铜-浮选尾矿氰化流程及直接氰化两段浸出工艺流程,都能得到比较高的技术指标,但前者的经济效益高于后者。 相似文献
4.
针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。 相似文献
5.
综述了金渠金矿对现浮选尾矿、氰渣以及老尾矿库尾矿中有价组分综合回收利用技术研究与应用情况。首次使用"旋流器+氰化"流程对浮选尾矿进行回收,使金选矿回收率从91.5%提高到94.8%,在氰渣浮选中,成功进行了金铜分选;浮选尾矿应用"全泥氰化+氰尾选硫"综合回收工艺,为尾矿资源的综合开发利用提供了一条新思路。 相似文献
6.
本文根据加拿大夏洛提湖(Charlotte Lake)矿和弗雷斯特山(Forest Hill)矿的浮选、直接氰化和浮选-氰化-炭吸附流程的试验结果,探讨从老重选尾矿中回收金技术上的可行性和经济上的合理性,并拟定了该类矿石的工业利用流程。试验结果证明:所用的三种工艺流程在技术方面均是可行的。根据美国的生产实践,处理含金2克/吨以上的矿石,经济上也是合理的,至少用堆浸法不成问题。经比较后,笔者推荐浮选-氰化-炭吸附(小厂可用锌沉淀)流程(图8)为该类矿石的提金流程。据记载,世界上生产黄金的历史有五千年左右了。古代的生产方法一直沿用重选法和混汞法,直至十九世纪末叶氰化浸出和浮选法问世。尽管如此,重选法仍具有工艺简单、成本低廉、易于操作等优点。但是在古代,由于生产工艺和设备落后,加上重选本身的局限性,致使大量的金损失在尾矿中。这样,几乎世界上的所有金生产国都有古代遗留下来大量的含金尾矿堆和尾矿池。根据加拿大新斯科舍(Nova-Scotia)省的调查,该地区的尾矿含金量介于2—20克/吨。 相似文献
7.
论述了采用浮选工艺流程,对某矿山现场生产过程中经过氰化浸金以后、尾矿处理之前的生产尾矿进行了实验室试验研究,通过不同条件和闭路试验研究表明:采用两粗两扫两精的原则浮选工艺流程,取得效理想的金精矿品位试验指标,有效地回收了该氰化尾矿中的有价元素金。 相似文献
8.
东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到:在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%;“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到:再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。 相似文献
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10.
针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。 相似文献
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洪保磊 《有色金属(选矿部分)》2017,(4):40-43
针对陕西某金矿全泥氰化炭浆工艺存在的环境保护问题,进行了多项选矿工艺技术改造的研究,最后确定用浮选+浮选精矿氰化工艺代替现有全泥氰化炭浆流程。先后进行了"金蝉"与"绿金"等环保药剂代替氰化钠工业试验,氰化尾矿浆破氰处理工艺研究与设计,但均没有取得理想的效果。在深入总结前期工作基础上,通过多方案对比论证最终确定了浮选+浮选精矿氰化工艺流程,浮选精矿氰化尾矿压滤干堆,并增加精矿氰化尾矿浆破氰处理工艺。生产实践表明,解决了一直困扰企业的环境保护问题,提高了回收率,降低了企业运营成本。 相似文献
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某尾矿回收金工艺对比试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
某浮选尾矿金品位偏高,品位为0.55 g/t。为回收该尾矿中的金,试验进行了直接磨矿浮选、分级粗粒再磨—全粒级浮选、尼尔森重选、氰化浸出四种工艺对比研究。研究结果表明,分级粗粒再磨—全粒级浮选工艺更适合该尾矿中金的回收,该工艺可获得金精矿产率为0.81%,品位为35.18 g/t,回收率为53.53%,浮选指标较好,工艺简单,按照现场原矿生产浮选流程,生产上易操作。经初步经济分析,该尾矿吨矿利润可达27.74元,工业应用价值较好。 相似文献
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某金铜矿选矿工艺优化研究 总被引:5,自引:0,他引:5
某金铜矿为了给合理确定新建7 000 t/d选矿厂的工艺流程方案提供依据,通过试验对原有900 t/d选矿厂的工艺流程进行了优化研究。结果表明:原流程中所采用的洗矿作业可以取消;原流程所采用的阶段磨浮工艺可简化为一段磨浮工艺;可利用复合捕收剂来提高浮选回收率;浮选尾矿的再处理方案应由原来的单一重选改为重选-再磨-浮选或重选-再磨-氰化浸出。 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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镇源金矿东瓜林矿段混合矿石提金工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文介绍了镇源金矿东瓜林矿段混合矿石的提金工艺。该矿石由于金嵌布粒度极细,氧化程度高,矿石中含有少量硫化物包裹金及对氰化浸出影响极大的碳质物,采用单一浮选或氰化浸出工艺均难以获得好的选冶指标。试验采用浮选—浮选尾矿氰化浸出(树脂浸出法)的原则流程,获得了金总回收率85.46%的较好指标 相似文献
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为了提高司家营铁矿氧化矿流程的金属回收率,针对阶段磨矿、粗细分级、重选—强磁—阴离子反浮选工艺流程中浮选尾矿品位偏高的问题,分步进行了新型浮选药剂与常规浮选药剂的使用对比试验及流程对比试验。尾矿粒度分析表明:该新型浮选药剂能够有效降低浮尾中微细粒铁矿物的含量;通过新型药剂的使用及增加三段扫选工艺,分别将金属回收率提高了6.69和2.84个百分点,为现场工艺流程改造提供了数据参考和理论指导。 相似文献
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西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。 相似文献