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Beneficiation of the gold bearing ore by gravity and flotation 被引量:10
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作者 Alim Gül Olga Kangal +1 位作者 Ayhan A. Sirkeci Güven nal 《International Journal of Minerals,Metallurgy and Materials》 SCIE EI CAS CSCD 2012年第2期106-110,共5页
Gold concentration usually consists of gravity separation, flotation, cyanidation, or the combination of these processes. The choice among these processes depends on the mineralogical characterization and gold content... Gold concentration usually consists of gravity separation, flotation, cyanidation, or the combination of these processes. The choice among these processes depends on the mineralogical characterization and gold content of the ore. Recently, the recovery of gold using gravity methods has gained attention because of low cost and environmentally friendly operations. In this study, gold pre-concentrates were produced by the stepwise gravity separation and flotation techniques. The Knelson concentrator and conventional flotation were employed for the recovery of gold. Gold bearing ore samples were taken from Gümüshane Region, northern east part of Turkey. As a result of stepwise Knelson concentration experiments, a gold concentrate assaying around 620 g/t is produced with 41.4wt% recovery. On the other hand, a gold concentrate about 82 g/t is obtained with 89.9wt% recovery from a gold ore assaying 6 g/t Au by direct flotation. 展开更多
关键词 gold ore treatment BENEFICIATION gold gravity separation flotation
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Improved recovery of a low-grade refractory gold ore using flotation–preoxidation–cyanidation methods 被引量:7
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作者 Faraz Soltani Hossna Darabi +1 位作者 Rezgar Badri Piroz Zamankhan 《International Journal of Mining Science and Technology》 SCIE EI 2014年第4期537-542,共6页
In this work, different flotation–preoxidation–cyanidation methods are considered for treating a lowgrade refractory gold ore. On the one hand, the results of selective flotation show that 22% and 31.1%of total Sb a... In this work, different flotation–preoxidation–cyanidation methods are considered for treating a lowgrade refractory gold ore. On the one hand, the results of selective flotation show that 22% and 31.1%of total Sb and As, respectively, remained in the final tailings and only about 28% of the total Au remained for further cyanidation processes. On the other hand, in bulk method of flotation the maximum Au recovery of 90.6% achieved after 60 min of flotation at the grind size with K80 of 146 micron. In addition, the bulk flotation method resulted in the concentrate with low concentrations of Sb and As elements. To improve the recovery of low-grade refractory gold ores, flotation should be followed by roasting, biological, or pressure oxidation processes so that the gold could be liberated prior to cyanidation processes. It is also found that the pressure oxidation pre-treatment of the concentrates prior to cyanidation may yield high gold recoveries of over than 83%. In these processes, recoveries are controlled by the temperature and the oxygen partial pressure in the solvent. However, by utilizing the bio-oxidation technique, the oxidation of sulfur to sulfate cannot be completed and, consequently, the gold recovery may be limited to only 72.2%. 展开更多
关键词 Low-grade refractory gold ore Pre-treating flotation Pre-oxidation
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Extracting Gold Fines from Pyrite Slag by Hydrophobic Flocculation Flotation
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作者 Ruihua Li Jirang Cui +1 位作者 Shaoxian Song Shouci Lu (Resources Engineering School, University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China) 《International Journal of Minerals,Metallurgy and Materials》 SCIE EI CAS CSCD 1998年第1期1-4,共4页
In order to extract gold fines from pyrite slag, the hydrophobic flocculation flotation (HFF) was studied and compared with conventional flotation. The main parameters of HFF such as flotation reagent, surfactant dosa... In order to extract gold fines from pyrite slag, the hydrophobic flocculation flotation (HFF) was studied and compared with conventional flotation. The main parameters of HFF such as flotation reagent, surfactant dosage. the duration of agitation and the amount of non-polar oil were investigated, and the effect of non-polar oil was analyzed particularly. It is demonstrated that the HFF is better for gold extraction from pyrite slag than the conventional flotation, and the non-polar oil and the intensive agitation are the key to improve the Au contents and recovery in the concentrate. HFF was used to treat the pyrite slag from the west of Jiangxi province, whose gold contentsare 2.949/t and the size of which are smaller than 10μm. The gold concentrate with gold grade 126.3 g/t and 51 .35% recovery was obtained. Thus, a new method of extracting gold fines from pyrite slag is developed using HFF. 展开更多
关键词 pyrite slag hydrophobic flocculation flotation gold
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硫精矿中有价金属铜金银的综合回收利用实验 被引量:1
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作者 张崇辉 马明杰 +1 位作者 卜显忠 孙腾飞 《矿产综合利用》 CAS 2024年第2期133-137,共5页
这是一篇矿物加工工程领域的论文。对某含铜金银硫精矿进行了选矿综合回收实验研究,实验结果表明,采用异丁基黄药+乙硫氮组合捕收剂,氧化钙做抑制剂,2^(#)油做起泡剂,经过一次粗选-三次精选-二次扫选的浮选工艺流程,最终可得到铜品位为1... 这是一篇矿物加工工程领域的论文。对某含铜金银硫精矿进行了选矿综合回收实验研究,实验结果表明,采用异丁基黄药+乙硫氮组合捕收剂,氧化钙做抑制剂,2^(#)油做起泡剂,经过一次粗选-三次精选-二次扫选的浮选工艺流程,最终可得到铜品位为16.66%、回收率为86.96%,金品位为278.95 g/t,回收率为75.56%;银品位为1848.74 g/t,回收率为78.55%的精矿产品,有效地实现了硫精矿中铜的综合回收,同时使金、银很好地富集在铜精矿中,便于回收利用,选矿指标理想。 展开更多
关键词 矿物加工工程 浮选 硫精矿 综合回收 黄铜矿
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废电解液在湿法炼锌渣中回收金、银、锌的应用研究
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作者 郭艳华 杨俊龙 +3 位作者 马立成 叶树峰 柏亚林 钱鹏 《湿法冶金》 CAS 北大核心 2024年第5期524-530,共7页
锌电解过程产出大量的废电解液,废电解液酸性较强并含有多种金属离子,如直接排放会对环境造成严重污染。以废电解液和浓硫酸作为浸出介质,研究了采用酸浸—浮选工艺综合回收湿法炼锌渣中金、银、锌。以常规浸出工艺产生的浸出渣(老渣)... 锌电解过程产出大量的废电解液,废电解液酸性较强并含有多种金属离子,如直接排放会对环境造成严重污染。以废电解液和浓硫酸作为浸出介质,研究了采用酸浸—浮选工艺综合回收湿法炼锌渣中金、银、锌。以常规浸出工艺产生的浸出渣(老渣)为主要研究对象,考察了矿浆搅拌速度、废电解液用量、硫酸补加量、酸浸温度对金、银浮选指标的影响。结果表明:酸浸—浮选老渣闭路试验最终获得的精矿中金品位为10.16 g/t,金回收率为78.63%,银品位为1039.64 g/t,银回收率为74.72%,锌品位为40.64%,锌回收率为21.86%,酸浸液中锌回收率为60.15%;采用热酸浸出工艺产生的浸出渣(新渣)和现浸出过程产出的新鲜渣浆进行验证试验可获得较好的闭路试验指标。该方法可实现废电解液的循环利用,使渣中有价金属得到高效综合回收。 展开更多
关键词 废电解液 湿法炼锌渣 酸浸 浮选 电解
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金矿选矿技术研究进展
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作者 胡瑞彪 张璐 张建刚 《现代矿业》 CAS 2024年第8期158-161,共4页
为助力国内金矿选矿技术攻关,实现金矿资源的高效、合理化开发利用,通过梳理国内金矿资源分布情况及典型黄金矿山的重选法、浮选法、联合工艺和预处理选矿工艺的研究现状,针对性地总结了含碳高砷、高硫、难处理金矿的研究方向,为实现难... 为助力国内金矿选矿技术攻关,实现金矿资源的高效、合理化开发利用,通过梳理国内金矿资源分布情况及典型黄金矿山的重选法、浮选法、联合工艺和预处理选矿工艺的研究现状,针对性地总结了含碳高砷、高硫、难处理金矿的研究方向,为实现难选金矿资源的高效、合理化开发利用提供了思路。 展开更多
关键词 金矿 重选法 浮选法 联合工艺 预处理工艺
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基于BPMA的胶东某含金矿石可选性试验研究
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作者 赵永强 王昆 +4 位作者 许道学 高瑞琢 孙体昌 张峥 徐承焱 《中国有色金属学报》 EI CAS CSCD 北大核心 2024年第8期2819-2830,共12页
由于选矿现场对胶东某石英脉型含金矿石的矿物组成、金的赋存状态均缺乏了解,导致后续浮选过程中存在精矿品位和回收率较低等问题。为最大限度地提高金回收率,本文利用化学分析、XRD分析、BPMA等方法,重点研究了该含金矿石的化学成分、... 由于选矿现场对胶东某石英脉型含金矿石的矿物组成、金的赋存状态均缺乏了解,导致后续浮选过程中存在精矿品位和回收率较低等问题。为最大限度地提高金回收率,本文利用化学分析、XRD分析、BPMA等方法,重点研究了该含金矿石的化学成分、矿物组成以及金的赋存状态等工艺矿物学特性,并通过矿石可选性试验研究,确定最佳生产工艺流程及参数。结果表明:该矿样金品位为3.09 g/t,硫含量为11.38%;金属矿物主要为黄铁矿和少量磁黄铁矿,含量分别为22.83%和0.68%;脉石矿物主要为石英,含量为60.03%;金矿物主要以包裹金和连生金的形式存在,少量被石英、方铅矿等包裹。在丁基黄药和黑药用量分别为120 g/t、1 g/t以及2^(#)油用量为45 g/t的条件下,最终获得的精矿金品位为50.42 g/t,金回收率为95.65%,满足了选厂浮选产品指标要求。研究结果对进一步提高该类型矿石选矿指标、优化生产工艺流程及参数具有指导意义。 展开更多
关键词 含金矿石 BPMA 浮选 黄铁矿
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某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究
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作者 潘彦岑 靳建平 +1 位作者 李艳军 董再蒸 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第1期220-225,共6页
某高硫砷金矿石金、银品位分别为2.90 g/t和59.00 g/t,As含量为6.06%、S含量为5.20%。矿石中金矿物粒度较细,均为显微金与细粒金,其与黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿连生于毒砂中,单体解离困难。为进一步实现高硫砷难处理金矿的高效利用,在... 某高硫砷金矿石金、银品位分别为2.90 g/t和59.00 g/t,As含量为6.06%、S含量为5.20%。矿石中金矿物粒度较细,均为显微金与细粒金,其与黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿连生于毒砂中,单体解离困难。为进一步实现高硫砷难处理金矿的高效利用,在矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选和氰化浸出试验研究,确定采用浮选—氰化浸出的联合工艺流程进行试验。结果表明:适宜药剂制度下,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,进行1次粗选试验,粗精矿再磨至-0.038 mm占99%时,进行2粗2精浮选—1次硫砷分离流程试验。最终获得金品位为17.19g/t、金回收率为79.06%,银品位为269.00 g/t、银回收率为68.73%的金精矿。将浮选尾矿磨至-0.010 mm占86%时,采用氰化浸出工艺处理,金浸出率为22.22%,银浸出率为57.78%。选冶综合金回收率达到83.71%,银回收率达到了86.80%,实现了金、银的有效回收利用。 展开更多
关键词 难处理金矿石 浮选 高硫高砷 氰化浸出
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尼尔森选矿机富集机制对金矿分选效果的影响研究
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作者 陈桥 姬龙雪 +4 位作者 董欣 倪蓉 李岩松 佟琳琳 杨洪英 《黄金科学技术》 CSCD 北大核心 2024年第4期685-693,共9页
尼尔森选矿机广泛应用于金矿选矿领域,查清重矿物富集机制对提高选矿效率具有重要意义。以甘肃某石英脉型金矿石(金品位为6.5×10^(-6))为原料,探究了MD3型尼尔森选矿机富集准数(X)与富集机制之间的关系,并考察了不同富集机制下的... 尼尔森选矿机广泛应用于金矿选矿领域,查清重矿物富集机制对提高选矿效率具有重要意义。以甘肃某石英脉型金矿石(金品位为6.5×10^(-6))为原料,探究了MD3型尼尔森选矿机富集准数(X)与富集机制之间的关系,并考察了不同富集机制下的分选效果。结果表明:当X>9、5<X<9和X<5时,分别对应表面富集、置换富集和淘析富集;当富集锥转速为1465 r/min、水流量为3.0 L/min时,获得精矿金品位为124.4×10^(-6),金回收率为70.36%,选矿效果最好;该条件下粗、中粒金在底层富集环中置换富集,微、细粒金在上层富集环中以表面富集和钻隙沉降的方式富集。当富集准数X值过大时,床层压实,过载现象出现过早;当X值过小时,强烈的反冲水作用导致微、细金流失,二者均不利于金回收,在工业实践中应尽量避免。 展开更多
关键词 金矿石 尼尔森选矿机 富集准数(X) 富集机制 选矿效果
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四川某金矿石重选-浮选联合工艺技术
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作者 石新宇 刘杰 +3 位作者 张淑敏 葛文成 郭紫璇 张月 《有色金属(选矿部分)》 CAS 2024年第5期153-161,共9页
四川某金矿石中金的品位为3.74g/t,主要以自然金的形式存在,粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致... 四川某金矿石中金的品位为3.74g/t,主要以自然金的形式存在,粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致。为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位、提高金总体回收率的目的;嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此,采用尼尔森重选—浮选联合工艺开展试验研究。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074mm占70%,重力倍数90G,液态化水量9L/min,该条件下可获得金品位67g/t、回收率80.72%的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100g/t,捕收剂丁基黄药∶丁铵黑药2∶1、用量为40g/t,起泡剂松醇油用量20g/t以及粗选时间为3min,该条件可获得金品位11.04g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“一粗二精二扫”浮选流程,进行重选—浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6g/t、回收率73.81%的重选金精矿和金品位63.1g/t、回收率24.25%的浮选金精矿,浮选金尾矿中金品位为0.09g/t、回收率为1.92%。 展开更多
关键词 金矿 尼尔森 重选—浮选联合工艺 产品检查
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中亚某难选含铜金矿选冶试验研究
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作者 杨松涛 林海彬 +4 位作者 王乾坤 谢洪珍 张耀铭 王中溪 徐其红 《有色金属(选矿部分)》 CAS 2024年第2期15-21,共7页
采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度... 采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点,通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金,最终可获得产率3.92%,含金48.50g/t、含铜8.45%的浮选精矿,可直接销售;浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量为0.12%,将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t,金浸出率达到74.71%;浮选+浸出金综合回收率为88.26%,铜回收率为62.16%。与现场“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿氨氰法抑铜浸金—氨氰尾浆炭浸”工艺相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02个百分点,铜回收率提高了9.24个百分点。研究结果可作为现场技改依据。 展开更多
关键词 含氧化铜金矿 铜混合浮选 氧化铜捕收剂 可氰化铜
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山东某金矿浮选尾矿工艺矿物学
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作者 吴凯 马英强 +3 位作者 王海龙 董鸿良 任瑞辉 王淑新 《矿产综合利用》 CAS 2024年第5期71-75,共5页
这是一篇工艺矿物学领域的论文。山东某金矿石含金2.0 g/t,含硫1.56%,属于典型低硫含金矿石。选厂采用浮选工艺回收金,金的回收率为90%,尾矿金品位0.17 g/t。为进一步降低尾矿中金的流失,提高浮选指标,采用MLA结合传统工艺矿物学手段查... 这是一篇工艺矿物学领域的论文。山东某金矿石含金2.0 g/t,含硫1.56%,属于典型低硫含金矿石。选厂采用浮选工艺回收金,金的回收率为90%,尾矿金品位0.17 g/t。为进一步降低尾矿中金的流失,提高浮选指标,采用MLA结合传统工艺矿物学手段查明金的流失原因。研究表明:主要的金属矿物为磁黄铁矿和黄铁矿,脉石矿物主要为长石和石英;脉石连生金及脉石包裹金占77.29%,粒度主要分布在-0.01 mm,这部分采用浮选工艺很难回收;金属硫化物连生金、金属硫化物包裹金及单体金占22.71%,流失不合理。基于尾矿工艺矿物学分析,下一步应该重点研究磨矿分级,降低有用矿物过磨程度,达到提高浮选指标的目的。 展开更多
关键词 浮选 金尾矿 工艺矿物学 MLA
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河南某微细粒复杂难选金矿回收金试验研究
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作者 卢意恺 陈伟华 柳林 《有色金属(选矿部分)》 CAS 2024年第9期49-56,共8页
河南某金矿石含金1.91 g/t,为主要有价元素,现场经浮选处理后尾矿中仍含金0.43 g/t,有较多损失,为进一步降低尾矿中金的含量,提高金的回收率,对原矿进行了详细的工艺矿物学分析。结果显示,矿石中含金矿物主要为银金矿,载体矿物主要为黄... 河南某金矿石含金1.91 g/t,为主要有价元素,现场经浮选处理后尾矿中仍含金0.43 g/t,有较多损失,为进一步降低尾矿中金的含量,提高金的回收率,对原矿进行了详细的工艺矿物学分析。结果显示,矿石中含金矿物主要为银金矿,载体矿物主要为黄铁矿,脉石矿物主要为石英、长石、云母、白云石等,金的嵌布粒度整体较细,绝大部分在10μm以下,选别难度较大。针对矿石性质,进行了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、活化剂用量、捕收剂种类及用量、起泡剂用量等条件试验和金回收的闭路试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%、矿浆pH自然状态、分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t、活化剂组合硫酸铜和KDH01用量分别为100 g/t和50 g/t、捕收剂丁基黄药用量为200 g/t、起泡剂MIBC用量为40 g/t的条件下,原矿采用“一次粗选—两次扫选—两次精选”流程,中矿采用循序返回方式,扫选药剂用量依次按粗选药剂用量减半添加,精选不加药,全流程闭路试验最终可获得金品位30.63 g/t、回收率86.28%的金精矿产品,尾矿中金品位降至0.28 g/t,显著提高了金的回收率,回收效果较好,同时,自研活化剂KDH01对该金矿有较好的适用性,增加了矿物表面活性位点,增强了浮选效能,有效指导了实际生产。 展开更多
关键词 微细粒难选金矿 浮选 提金 综合回收
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某卡林型金矿选矿试验研究
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作者 吴凯 米文杰 +2 位作者 窦源东 邢丹 马英强 《有色金属(选矿部分)》 CAS 2024年第4期85-90,共6页
某金矿石金品位为3.20 g/t,是主要的回收元素,其中伴生锑可作为综合回收对象。矿石中金的化学物相分析结果表明,矿石中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。矿石中主要矿物为石英和... 某金矿石金品位为3.20 g/t,是主要的回收元素,其中伴生锑可作为综合回收对象。矿石中金的化学物相分析结果表明,矿石中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。矿石中主要矿物为石英和方解石、铁白云石,其次为绢云母、长石、黄铁矿及高岭石、伊利石等黏土矿物,此外还含有少量金红石、榍石、毒砂、磷灰石等矿物。针对矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度的基础上,开展了浮选条件试验,获得的最佳工艺参数为:磨矿细度-0.074 mm占84.6%、碳酸钠用量为2000 g/t、硫酸铜用量为200 g/t、硝酸铅用量为150 g/t、丁基黄药用量为150 g/t。当磨矿细度为-0.074 mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫、中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%、金回收率90.91%,尾矿金品位为0.29 g/t。对尾矿进行镜下鉴定,工艺矿物学分析结果表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。对浮选尾矿进行粒度组成和金的分布研究,结果表明,+0.044 mm粒级产率为30.38%,金的分布率为30.90%,可探讨采用重选工艺回收的可能;-0.025 mm粒级的产率为58.45%,金的分布率为60.07%,粒度过细,很难通过浮选的方法回收。试验结果为该金矿的浮选回收奠定基础,对选矿生产具有指导意义。 展开更多
关键词 卡林型金矿 金物相 浮选 含锑
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甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究
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作者 吴凯 马英强 +1 位作者 窦源东 邢丹 《有色金属(选矿部分)》 CAS 2024年第2期98-103,共6页
某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化物矿物中,约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选... 某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化物矿物中,约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优化条件试验。获得粗选最佳工艺参数:磨矿细度-0.074mm含量占84.6%、硅酸钠用量为1600g/t、硫酸铜用量为200g/t、丁基黄药用量为100g/t、丁基铵黑药用量为30g/t、松醇油用量为100g/t。当磨矿细度-0.074mm含量占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫、中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.85g/t、金回收率91.88%,尾矿品位为0.28g/t。精矿和尾矿的X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿,说明此浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。 展开更多
关键词 微细嵌布 浮选 药剂优化 金矿石
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山东某金矿工艺矿物学及选矿影响因素研究 被引量:1
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作者 王艺竹 王佳怡 +3 位作者 向泽慧 南楠 董鸿良 宋宝旭 《黄金》 CAS 2024年第2期33-36,共4页
山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的... 山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明:增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。 展开更多
关键词 金矿 工艺矿物学 磨矿细度 浮选 磁黄铁矿 磁选
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低品位金矿工艺矿物学特征和金回收 被引量:1
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作者 杨政国 《矿冶》 CAS 2024年第2期225-233,270,共10页
云南某低品位金矿含Au 0.69 g/t,富集难度大。采用化学分析、XRD分析、光学显微镜和扫描电镜等分析手段对该矿石进行了工艺矿物学特征分析,并分别采用浮选、摇床重选和氰化浸出三种方法处理该金矿,探索最佳处理工艺。结果表明,该低品位... 云南某低品位金矿含Au 0.69 g/t,富集难度大。采用化学分析、XRD分析、光学显微镜和扫描电镜等分析手段对该矿石进行了工艺矿物学特征分析,并分别采用浮选、摇床重选和氰化浸出三种方法处理该金矿,探索最佳处理工艺。结果表明,该低品位金矿石Au品位为0.69 g/t,伴生有益元素银的品位低,银不具有综合回收利用价值,有害元素As含量较高(0.16%);矿石主要结构构造为自形-半自形-它形粒状结构、斑状结构、微晶结构等结构构造;矿石中主要硫化矿物为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,嵌布粒度较细,其他主要脉石矿物为石英、方解石、绿泥石和高岭土等;矿石中的金主要赋存在铜铅锌硫化矿物中,嵌布粒度细,且大部分以类质同象形式存在;三种选别方法相比较,浮选法的效果最好。在此基础上,系统研究了工艺参数条件如磨矿细度、抑制剂、分散剂、活化剂和捕收剂等对金回收的影响,并进行了开路和闭路试验。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占比80.60%、水玻璃1000 g/t、石灰1000 g/t、硫酸铜200 g/t、丁基黄药100 g/t、丁基铵黑药50 g/t、松醇油30 g/t的最佳工艺参数条件下,采用一次粗选、三次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,最终可获得金品位17.70 g/t、金回收率71.87%的金精矿,金回收效果好。 展开更多
关键词 低品位金矿 浮选 工艺矿物学 摇床重选 氰化浸出
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甘肃某金矿选矿试验研究 被引量:1
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作者 王卫军 王润涛 +1 位作者 陈伟华 常明明 《黄金》 CAS 2024年第4期52-56,共5页
针对甘肃某金矿进行了浮选试验。试验采用碳酸钠为调整剂,硫酸铜为活化剂,丁基黄药+丁铵黑药为混合捕收剂,2号油为起泡剂,经过两次粗选、两次扫选、三次精选闭路试验,可获得金品位为251.27 g/t、金回收率为96.67%的精矿产品。该技术指... 针对甘肃某金矿进行了浮选试验。试验采用碳酸钠为调整剂,硫酸铜为活化剂,丁基黄药+丁铵黑药为混合捕收剂,2号油为起泡剂,经过两次粗选、两次扫选、三次精选闭路试验,可获得金品位为251.27 g/t、金回收率为96.67%的精矿产品。该技术指标优异,为该类型金矿的选别提供技术依据。 展开更多
关键词 浮选 磨矿细度 难处理金矿 闭路试验 混合捕收剂
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重选-浮选联合工艺回收硫氧混合型矿石中的铜、金
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作者 宋昌溆 叶国华 +4 位作者 亢选雄 朱思琴 荣一阳 项新月 张云 《矿冶》 CAS 2024年第4期547-555,共9页
老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合... 老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合回收,避免明金的损失,获得技术指标为:重选精矿金品位高达915.50 g/t、金回收率12.09%;在活化剂采用硫化钠1000 g/t+硫酸铵500 g/t、捕收剂采用戊基黄药60 g/t+丁基铵黑药60 g/t最佳工艺参数条件下,浮选精矿中铜品位达27.48%、作业回收率为91.38%,金品位为59.25 g/t、作业回收率为90.93%,很好地实现了对铜、金的综合回收。 展开更多
关键词 硫氧混合型矿石 重浮联合 协同活化 强化捕收
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采用组合捕收剂提高铜精矿中金的回收率试验研究 被引量:2
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作者 李伟英 《福建冶金》 2024年第1期19-22,共4页
福建省某铜矿石采用石灰抑硫浮铜过程中,在铜硫分离过程中强压黄铁矿势必造成了金的损失,在不改变原工艺流程的基础上,采用组合药剂丁铵黑药+Y89来加强对金的捕收效果,最终组合捕收剂丁铵黑药+Y89闭路试验结果可获得含铜21.14%、含金2.3... 福建省某铜矿石采用石灰抑硫浮铜过程中,在铜硫分离过程中强压黄铁矿势必造成了金的损失,在不改变原工艺流程的基础上,采用组合药剂丁铵黑药+Y89来加强对金的捕收效果,最终组合捕收剂丁铵黑药+Y89闭路试验结果可获得含铜21.14%、含金2.39 g/t、铜回收率90.22%、金回收率51.36%的铜精矿,比单独丁铵黑药闭路试验指标铜精矿中金回收率提高了4~5个百分点,表明该类型铜矿石添加Y89对金的捕收有较明显的促进作用。 展开更多
关键词 组合药剂 金回收率 铜矿石 浮选
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