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相似文献
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1.
王洪忠 《黄金》2009,30(12):48-50
对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82.92%和61.54%,品位降至0.55g/t和30g/t。  相似文献   

2.
含金硫化物矿石在其硫化物晶格中常含有细分散的金和其它贵金属颗粒。由于贵金属颗粒被包裹,因此,这类矿石难于用常规的提取方法进行处理,致使金属常常残留于尾渣中而被弃失。本工作研究了在使用普通的提取技术(例如氰化法)之前,先采用生化浸出法对这类难处理的尾渣进行预处理的可能性。将含金黄铁矿的Leadville金矿尾渣先用泡沫浮选法浮选富集。在氰化浸出前,黄铁矿精矿用驯化12个星期的氧化铁硫杆菌进行不同周期的处理。氰化浸出前精矿经生化浸出处理可使金的提取率从32%提高到95%,银的提取率从48%提高到大于98%。  相似文献   

3.
难选铜钼矿铜钼分离新工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
以某地斑岩型铜钼矿浮选产出的铜钼混合精矿为原料,经650℃焙烧后先用水浸出部分铜,浸铜渣用纯碱浸出钼,钼浸出率达96 05%,浸出液中的钼可用沉淀法回收。铜在浸钼渣中的品位达27 93%,并含有13 8g/t金和144g/t银。  相似文献   

4.
贵溪银矿所产的含银硫精矿,含银1195g/t、铅4.55%、锌14.31%。采用强化浮选,氯化浸出以及氰化浸银-浸渣浮选等三种工艺分别进行了综合回收银铅锌的试验研究,均获得较好的技术经济指标。其中,氰化浸银-浸渣浮选综合回收铅锌银的选冶工艺更具有明显的经济效益。  相似文献   

5.
用非氰化物浸出剂从Miller工艺废渣中浸出金和银   总被引:1,自引:1,他引:0  
研究了用非氰化物浸出剂从 Miller工艺废渣中浸出金和银。发现直接用硫脲及硫代硫酸盐很难从废渣中浸出金和银 ,而废渣焙烧后 ,用硫脲浸出时 ,金的浸出率约为 84 % ,银的浸出率很低。废渣加盐焙烧可提高金和银的浸出率。加盐焙烧后的废渣经硫代硫酸盐和硫脲两段浸出 ,金和银的浸出率分别可达 98.5%和 96.5%。  相似文献   

6.
代淑娟 《有色矿冶》2007,23(2):23-25
某矿石主要回收元素为银,并伴生回收金。试验采用浮选法选别该金银矿中的金和银,原矿含银345g/t,金1.61g/t,在磨矿细度-200目75.5%,适宜的药剂条件下,获得银精矿银品位7067.0g/t,银回收率92.63%,含金品位23.80g/t,金回收率66.08%的浮选指标。  相似文献   

7.
刘德军 《有色矿冶》2002,18(1):20-23,26
在充分论证和试验研究基础上,采用混汞-浮选联合流程及适宜的工艺条件,在原矿品位为Au7.18g/t、Ag47.7g/t、Cu0.207%的情况下,获得了浮选混合精矿含Au54.00g/t、Ag509g/t、Cu3.13%,混汞加浮选回收率分别为Au90.53%、Ag95.98%、Cu97.67%的指标;全泥氰化金浸出率为84.60%、银的浸出率78.60%。  相似文献   

8.
过氧化氢湿法处理锰银矿工艺研究   总被引:3,自引:3,他引:0  
介绍了利用过氧化氢浸锰-氰化浸银新工艺处理锰银矿的工艺研究。当控制锰浸出率96%时,银的浸出损失率<2%;浸锰渣采用氰化法提银,NaCN用量1kg/t渣、浸出时间6h,银浸出率达94.96%。浸锰-氰化两步浸出银的回收率大于93%。  相似文献   

9.
用铅-锌硫化矿浮选尾矿进行了生物浸出回收金和银的研究。以硫脲作为浸出剂代替传统的氰化物。如果直接用硫脲浸出其金才银的回收金仅23%和45%,而用细菌浸出的残渣再用硫脲浸出,其结果金和银的回收率可达92%和78%。噬硫杆菌含铁氧化剂硫脲溶解细菌的耐受度和其它试验表明的耐受度和其它试验表明,用混合生物法,预先氧化硫脲浸出对从低品位硫化矿资源中提取金和银是切实可行的。  相似文献   

10.
谢昆  邹尚  陈俊  彭竣 《黄金》2016,(11):58-61
湖南某地区的氰化尾渣中含有一定的氰化物、砷化物(0.42%)及少量的金(1.2 g/t),若直接堆存,不仅污染环境,而且浪费资源。该文采用浮选法对氰化尾渣中的金和砷进行了综合回收试验研究,其结果表明:氰化尾渣经再磨矿后,通过浮选工艺处理,所得粗金精矿中金品位为66.07 g/t,金回收率为63.06%,最终排放尾矿中砷质量分数为0.17%,砷回收率为70.37%。同时,尾矿中加入漂白粉后,经泵扬送至尾矿库,库内澄清水返回选矿厂循环利用,实现了尾矿废水零排放。  相似文献   

11.
小口金精矿氰化尾渣综合回收铅的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
陕西省小口金矿精矿氰化尾渣中,含铅19.70%、含金3.50g/t,银178.71g/t,在适宜的氧化钙浓度下,不磨矿,不加温,不加活化剂,不破坏剩余氰化物,铅浮选试验指标良好,铅精矿品位达到57.46%,回收率79.70%,同时可以综合回收尾中的金和银。  相似文献   

12.
含锌危险废物的碱法浸出研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
简述了针对含锌废渣综合利用工艺的现状和不足,提出含锌废渣碱法浸出的新方法,试验得到了较佳工艺:当氢氧化钠浓度为6mol/L、温度为90℃、浸出液固比为10:1时,锌浸出率达91.5%;浸出液体经过净化处理后电沉积可达到《锌粉(GB/T 6890—2000)》一级标准的锌粉,浸出渣中有害元素均低于浸出毒性鉴别标准值(GB5085.3—1996),可作为一般废渣处理,为含锌危险废物的综合利用和处理提供了有效途径。  相似文献   

13.
研究了用硫铁矿作还原剂,在酸性条件下浸出锰银氧化矿。结果表明:锰浸出率大于92.5%,浸出液可用于制备工业碳酸锰(锰质量分数45.71%);银留在浸锰渣中,通过重选+浮选可回收过量硫铁矿;对重选细渣和浮选尾渣氰化浸出银,银浸出液以锌粉置换产出银泥(银质量分数92.18%);全流程锰、银回收率分别为88.42%和86.25%。  相似文献   

14.
二氧化硫还原法处理银锰矿的研究   总被引:17,自引:6,他引:11  
张苏春 《中国锰业》1996,14(2):42-45
应用SO2直接还原氧化锰新工艺处理银锰矿石,解决了银锰分离的问题。当浸出条件为:矿石粒度—100目占80%,液固比2,温度70℃,硫酸浓度22g/LSO2气流量725ml/min·kg矿石(气压10132.5Pa),反应时间2h时,锰浸出率可达99.6%,银损失率0.12%。浸锰渣采用氰化法提银,银浸出率96.9%。SO2浸锰──氰化二步浸出银的浸出回收率96.8%。  相似文献   

15.
李希明  杨亮波 《黄金》1992,13(9):37-40
本文探讨了用非氰化法从氧化型含金矿石中浸取金和银的可能性。研究了浸出温度、浸出时间、氧化剂浓度、固液比以及不同类型氧化剂等对金和银浸出率的影响。分别探讨了在NH_4OH—NaCl和HCl—NaCl体系中浸取金和银的较佳条件。在HCl—NaCl体系中,选择适当的氧化剂,金和银的浸出率可分别达到96%和98%。在NH_4OH—NaCl体系中,则有可能先浸出银,而使大部分金留在浸渣中,以达到选择浸出和再分别回收金、银的目的。  相似文献   

16.
某浮选铜精矿中铜、金浸出试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
聂光华  邱廷省  刘志红 《黄金》2009,30(8):37-40
在氯盐酸性体系中,对某浮选铜精矿进行了加压氧化浸铜的试验研究,探讨了温度、氧气分压、硫酸用量、氯化钠用量等对铜精矿中铜、铁浸出的影响。试验结果表明:在氧化温度110℃、氧分压0.45MPa、矿样粒度-0.043mm占85%、硫酸用量90g/L、氯化钠用量30g/L、液固比5/1、浸出时间2、5h、搅拌速度750r/min初始条件下,获得铜浸出率为92.18%。铜浸出渣经摇床重选脱硫,脱硫渣氰化浸金。当浮选精矿铜浸出率达到90%上时,对应渣中金的氰化浸出率都在96%以上。  相似文献   

17.
从氰化尾渣中回收金的氰化工艺研究   总被引:8,自引:0,他引:8  
李绍卿  王静  刘香梅  罗建民 《黄金》2004,25(10):37-39
焙砂氰化尾渣、细菌氧化—氰化工艺生产的氰化尾渣(后简称细菌氧化氰化尾渣)分别与助浸剂一起细磨10—30min后,在选择条件下进行常规氰化浸出,可使焙砂氰化尾渣的金品位从1—3g/t下降到0.3—0.5g/t,细菌氧化氰化尾渣的金品位从3—11.2g/t下降至0.5—1.1g/t,其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达90%—95%。  相似文献   

18.
浸出渣银浮选工艺试验研究   总被引:6,自引:1,他引:5  
某浸出渣含银140 g/t左右,铜0.61%,锌24.23%,铅2.14%,硫7.43%;银在浸出渣中的形态比较复杂,通过粒度分析知90%以上的银集中在-0.074 mm的细粒级浸出渣之中。通过分析银化学性质和浸出渣银及各物质的性质,考虑用氯化钠、硫化钠等预处理改善浮选指标;加入乙硫氮组合药剂作用来提高银浮选指标。组合用药的试验研究表明,选择组合用药制度有助于银回收率的提高。同时进行了闭路流程比较,获得了较理想工艺流程。锌浸出渣通过一粗两精三扫流程,得到了品位达到了1 860~2 060 g/t,回收率达到75.2%~79%的银精矿,铜有一定的富集,但是品位和回收率显然都不高,品位只有7%,回收率大概在43%左右。本试验研究取得了一定的成果,希望对今后类似的锌浸出渣银回收提高一定借鉴和指导。  相似文献   

19.
某锌精矿浸出尾渣含银375.2g/t,在矿浆pH值为4条件下,以RS-1为捕收剂,通过"二粗二扫二精"浮选流程,获得精矿品位2530.5g/t,银回收率79.20%的选矿指标,较好地实现了矿产资源综合回收利用。  相似文献   

20.
在湿法炼锌工艺中锌精矿中的银主要富集在酸性浸出渣中,此矿样的浸出渣中Ag的品位约为234 g/t,还含有Zn、Pb等可重复利用金属,研究Ag、Zn、Pb等的回收再利用具有十分重要的意义。本文以酸性浸出渣为原料进行了物理分选、还原焙烧、直接熔炼法以及氧化焙烧-氰化提银的试验,重点研究了物理分选过程Ag、Zn、Pb的富集走向及氧化焙烧-氰化提银工艺中氯化钠用量、焙烧时间及温度对Ag浸出率的影响。研究得出:高温高酸浸出后浮选可使Zn和Ag得到富集;浸出渣酸浸后熔炼使粗铅中的Ag和Pb富集,Ag品位可提高6倍;并通过试验得到了较优的氧化焙烧和氰化浸出提银工艺参数。   相似文献   

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