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相似文献
 共查询到17条相似文献,搜索用时 93 毫秒
1.
采用响应曲面法(RSM)对贵州某金矿浮选过程中的磨矿细度、pH值、捕收剂用量对金品位和回收率的影响进行了研究.结果表明磨矿细度对金品位和回收率的影响最大,为显著影响因素.根据预测的结果,采用磨矿细度(-200目占比)70%、pH值8.44、捕收剂用量144 g/t的最优条件,以"一粗两精一扫"的闭路试验流程,最后得到了...  相似文献   

2.
王红伟  杜新玲  何意  马科友 《贵金属》2018,39(2):13-17, 23
基于前期的实验室研究,对河南某锌冶炼厂低酸浸出渣浮选回收银浮选优化工艺进行了工业试验。采用原生产流程,调整优化生产现场矿浆浓度(保持在30%以上)和药剂制度(采用Z-200作辅助捕收剂,活性炭为载体,不再添加黄药)、工艺设备及其工作参数后进行了工业试验。结果表明,工艺优化后,银精矿品位由3000 g/t提高至6740.4 g/t,银回收率由60%~64%提高到73.17%;精矿产率降低到原工艺的三分之一,减少了银精矿所带走的锌损失;精矿中金品位由1.5 g/t提高到5.3 g/t以上,提高了金的回收率。  相似文献   

3.
国内某厂含锑金矿的选矿回收率偏低。为提高选矿回收率,有效利用矿产资源,增加企业经济效益,进行了磨矿细度、浮选药剂捕收剂、抑制剂、活化剂种类和用量的实验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm粒级占93.52%,抑制剂焦亚硫酸钠+新型药剂GT-1用量(200+200) g/t,活化剂硝酸铅用量400 g/t,捕收剂丁基钠黄药用量500 g/t、乙硫氮200 g/t,新型药剂GT-2用量400 g/t,起泡剂2#油用量30 g/t条件下,经一粗四扫三精浮选闭路流程,锑回收率达77.33%,金回收率59.16%。结合闭路试验结果,对工业选矿生产流程进行了优化改进,技术指标提升明显。  相似文献   

4.
采用正交试验的方法对甘肃某金矿浮选过程中粗选作业的磨矿细度、2#油用量、黄药用量、硫化钠用量以及硫酸铜用量对回收率的影响进行了研究。结果表明,2#油用量和硫化钠用量为影响金回收率的显著因素。粗选最优条件为:磨矿细度为-74 μm含量为55%、2#油用量为14 g/t、黄药用量为28 g/t、硫化钠用量为100 g/t、硫酸铜用量为15 g/t。在此条件下,经一粗一精两扫的闭路试验,可得到回收率为89.87%,品位为42.0 g/t的金精矿。  相似文献   

5.
吴凯  宣学博  邢丹 《贵金属》2023,44(1):34-38
新疆某金矿石金品位为2.30 g/t,硫品位为0.8%,属于低硫含金矿。自然金的嵌布粒度微细,主要被石英或其他脉石包裹,采用阶段磨矿、阶段选别回收金。在原有浮选工艺的基础上,开展调整剂、捕收剂种类及用量的优化试验研究。结果表明,在与现场两段磨矿细度相同的条件下,采用一优一粗二精两扫的闭路浮选流程,异戊基钠黄药作为捕收剂时,获得混合精矿产率为6.21%,金品位34.10 g/t,回收率为90.61%。  相似文献   

6.
河北某石英脉型金矿石金品位5.4 g/t,银品位6.4 g/t。针对该矿石性质,开展浮选试验,在最佳药剂制度条件下浮选闭路试验获得精矿金回收率为78.9%,银回收率35.6%,金品位44.0 g/t,银品位23.5 g/t。为提高选矿指标,开展重选与浮选工艺联合试验。与单一浮选工艺相比,重、浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%,银回收率提高2.2%。  相似文献   

7.
黄万抚  钟祥熙 《贵金属》2015,36(3):19-25
传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。  相似文献   

8.
纳米比亚Karas矿区罗雷铜矿区的原生矿铜主要以黄铜矿、斑铜矿等硫化铜矿物形式存在,银分别以银黝铜矿为主的独立银矿物和以黄铜矿为载体的载体银矿物形式存在,铜、银品位分别为0.60%和3.03 g/t。浮选试验结果表明,矿样适当细磨至-0.074 mm占80%,以石灰做调整剂,Z200做捕收剂,在矿浆p H值为8的条件下,可获得铜品位22.3%,银品位61.8 g/t的含银铜精矿,铜、银回收率分别为90.6%和51.8%。  相似文献   

9.
单矿物浮选实验结果表明,辉银矿在p H为9~10的弱碱性介质下可浮性较好,而在p H大于11的强碱介质下可浮性明显降低。通过热力学计算了乙基黄药、丁铵黑药和乙硫氮浮选辉银矿的临界p H分别为9.38、9.11和11.59。上述3种捕收剂在辉银矿表面的吸附量测定结果表明,弱碱性介质中各捕收剂在辉银矿表面的吸附量已经达到最大值,进一步增加p H,吸附量会大幅降低,这可能是由于辉银矿表面在强碱性介质中先生成了氢氧化银沉淀,后进一步水解生成了亲水性的氧化银薄膜,阻碍了捕收剂与辉银矿的吸附过程,从而导致辉银矿可浮性降低。此外,弱碱性介质中3种捕收剂在辉银矿表面的饱和吸附量排序为丁铵黑药乙基黄药乙硫氮,表明丁铵黑药更易吸附在辉银矿表面,对银矿物具有更好的捕收性能。  相似文献   

10.
11.
研究了盐酸浓度、反应温度、液固比和反应时间对盐酸浸出焙烧金精矿的影响,用正交试验优化工艺条件。单因素实验表明,盐酸浸出焙烧金精矿的浸出率与盐酸浓度、反应温度和反应时间呈正相关趋势,液固比为1.5:1时具有最大的金浸出率。正交试验表明,在所选择的因素水平范围内,盐酸浓度影响最为明显,反应温度和反应时间影响较大,液固比影响最小。在优化反应条件下(盐酸浓度8 mol/L、液固比1.5:1、90℃浸出90 min),金的浸出率达到95.53%。盐酸浸出后焙烧金精矿中大量赤铁矿被浸入溶液,释放包裹金的同时增加了Fe3+浓度,促进了金的浸出。  相似文献   

12.
孟宇群  代淑娟  宿少玲  沈海涛 《贵金属》2019,40(3):33-38, 42
采用非氰浸化剂(石硫合剂)对含金为2.47 g/t的甘肃某微细粒砷黄铁矿包裹金矿进行浸出试验,研究预处理方式和浸出工艺对金浸出率的影响。结果表明,石硫合剂对金的直接搅拌浸出率低于30%,该矿属难浸金矿石;采用边磨边浸-搅拌浸出的方式,浸出率可提升至68.4%;增加碱式预氧化处理,可将金的浸出率进一步提升到80%以上。采用最优的工艺,边磨边碱式预氧化36 h,经石硫合剂搅拌浸出5 h,金的浸出率可达到91.5%。  相似文献   

13.
马红周  燕超  王耀宁  仵宇轩  张向昭 《贵金属》2015,36(1):14-16, 20
随着易处理金矿的减少,含砷金矿已成为金提取的重要资源,但砷对金浸出有不利影响,需要在浸金之前进行去除。进行了氢氧化钠溶液浸出金矿中砷的研究,考察了浸出时间、氢氧化钠用量及液固比等因素对金矿中砷浸出的影响。氢氧化钠溶液可以将金矿中的Fe As S及As S分解为Fe S2和As2O3,通过正交实验及单因素实验获得了较优的砷浸出条件。在温度100℃、氢氧化钠用量500 kg/t、浸出时间2.5 h、液固比5:1的条件下,砷的浸出率达到80.10%。  相似文献   

14.
高品位残矿回收在黄金矿山中的意义和作用   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
随着深部中段的探矿工程实施揭露,山东玲珑金矿面临着资源储量大幅减少,矿石品位明显下降的趋势。通过资源评估和成本对比分析,找出了一条切实可行的创新路子:在加大低品位矿石利用的同时,成立了高品位残采回收队伍,利用民采队伍的人力和残采的技能,为玲珑金矿开采高品位矿石,不仅提高了黄金产量,还降低了风险和成本,效益显著,对周边矿山影响深远,值得向全国矿山范围推广。  相似文献   

15.
杨典奇  唐云  唐立靖  王珏  王红星 《贵金属》2017,38(4):44-48, 55
采用两段充气预处理-非氰化工艺浸出微细浸染型金矿,研究了浸出条件对金浸出效率的影响。结果表明,在氧化和碱浸预处理2个阶段充气可提高金浸出率;氧化预处理2 h后,加入氢氧化钠(20 kg/t)碱浸预处理4 h,加入氧化钙(40 kg/t)替代氢氧化钠,用TY-3浸出剂(8 kg/t)浸出4 h,金浸出率可达87.21%。浸出渣的物相分析、扫描电镜观察及X射线能谱分析结果显示,硅酸盐、碳酸盐中的金可被有效浸出,浸出渣中的石英、黄铁矿表面发生腐蚀,部分黄铁矿氧化。  相似文献   

16.
叶跃威 《贵金属》2014,35(1):23-26
介绍了遂昌金矿有限公司的高纯金电解工艺。实践表明,采用该工艺,在金阳极板含金95%~99%下经过一次金电解,金纯度即可达到99.997%以上。经检测,杂质含量低于高纯金(99.999%)的杂质要求。  相似文献   

17.
罗星  李尽善  周卫宁  冯吉福  马荣锴 《贵金属》2015,36(4):51-55, 62
简要介绍了我国难处理金矿资源现状、难选冶原因、预处理方法,详细分析了该类资源中有害元素热压氧化过程的化学过程。针对某金矿热压氧化渣进行了炭浸氰化实验,考察了p H、调浆时间、底炭浓度、浸出时间对氰化钠消耗量的影响。实验证明,经过热压氧化,能够降低炭浸氰化过程中的氰化钠消耗量及氰化时间。针对实验样,氰化钠消耗量仅为0.27~0.29 kg/t,浸出时间为2~4 h,浸出率为95.34%。  相似文献   

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