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相似文献
 共查询到18条相似文献,搜索用时 156 毫秒
1.
某难处理金精矿焙烧预处理提取金和铜   总被引:3,自引:0,他引:3  
研究某难处理金精矿焙烧预处理和提取金和铜的过程.结果表明,在600℃下两段焙烧,在温度80℃,pH=1.0的条件下浸出90 min,铜的浸出率可达79.62%,酸浸渣两段氰化,金的浸出率达91.86%.  相似文献   

2.
对内蒙某低品位原生金矿进行了生物氧化浸出实验研究,考查了配入硫磺以及硫精矿对降低酸耗,以及金浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-74 μm 80%,酸浸1 h,矿石酸耗为31 kg/t;全泥浸出24 h,金浸出率为51%~55%;生物搅拌浸出,氧化6 d,硫氧化率为80%,金的浸出率提高到91.4%;生物柱浸,矿石粒度 12 mm 80%,生物氧化170 d-转型-氰化浸出180 d较直接氰化浸出360 d,金浸出率提高3.72%~23.54%;柱内配入硫磺及硫精矿不利于金的氰化浸出;柱外生物氧化硫磺可以减少硫酸酸耗15.7 kg/t。   相似文献   

3.
山东某浮选金精矿工艺矿物学研究表明,该精矿主要金属矿物为黄铁矿,铜、铅、锌、砷等金属元素含量都比较低,对该精矿采用氰化浸出金、银比较有利,浮选精矿含金品位平均为21.86 g/t,含银10.5 g/t、硫47.16%.矿物组成比较简单.实验结果表明,采用直接氰化搅拌浸出可以获得金浸出率为95.06%,银浸出率71.43%的良好指标.  相似文献   

4.
采用原矿浮选-浮选硫精矿焙烧-焙烧渣浸铜-浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%.此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用.  相似文献   

5.
某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究   总被引:4,自引:2,他引:2  
谭希发 《矿冶工程》2011,31(1):47-50
对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为:焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为:酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为:氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。  相似文献   

6.
杨永斌  刘波  李骞  姜涛 《矿冶工程》2014,34(6):97-100
采用酸法浸锑-浸锑渣焙烧脱硫-氰化浸金工艺从某锑金精矿中分离提取锑、金。酸法浸锑最佳工艺条件为: 温度为95 ℃、[H+]=4 mol/L、液固比为4∶1、FeCl3过量系数为1.1、浸出时间为0.5 h, 在此条件下, 锑浸出率为99.05%, 进入浸锑液的金仅为0.99%, 实现了锑、金良好的选择性浸出。对浸锑渣直接氰化浸金, 浸金率仅为71.93%。为了提高浸金率, 在分析酸性浸锑渣的矿物组成的基础上, 对浸锑渣进行氧化焙烧, 结果表明: 碚砂中硫品位仅为0.18%, 硫脱除率达到了99.81%, 渣中的单质硫及硫化物显著减少, 主要以赤铁矿和脉石矿物为主。最终金浸出率达到95.92%, 比浸锑渣直接氰化浸金提高了约24个百分点。  相似文献   

7.
采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。  相似文献   

8.
锌矿石中共生密切的锌金综合回收生产实践   总被引:1,自引:0,他引:1  
卢辉畴  谢文清  李俊 《有色金属》2004,56(1):78-79,82
介绍福建永泰县某锌金矿综合回收的工艺研究结果和生产应用实践。混合浮选产出锌、金混合精矿,氰化浸金,氰化渣作为锌精矿销售。金浸出率达90%以上,银浸出率50%左右,锌溶解率为2.02%。较好浸出条件为矿浆浓度25%,矿浆细度90%-37μm,pH>13,时间30h,NaCN浓度0.45%。改进后的新工艺金回收率提高30%以上,锌的回收率提高了8.0%,年创效益400万元以上。  相似文献   

9.
提出了一种无污染新工艺处理含铜复杂金精矿,新工艺的特色是低压氨浸出铜然后硫代硫酸盐提取金(无元素硫问题,副产硫酸铵)。适宜的低压氨预浸工艺条件为:再磨粒度在-0.045mm的占65%以上,巡出温度120℃,浸出氧压0.5MPa,氨浓度45g/L。氨浸渣可采用常规硫代硫盐浸金方法方便地提取金。研究结果表明,预处理阶段铜提取率在95%以上,后续金浸出中金的浸出率及吸附率分别在96%和99%以上,即总金  相似文献   

10.
<正> 豫西某金矿是目前我国大型金矿之一,现采用混合浮选流程,生产多金属含金硫精矿。去年,我们对该选厂的多金属含金硫化矿进行了氰化提金工艺试验研究。试验结果表明,这种铜、铅、碲含量较高的含金硫精矿,只要工艺合理,可以得到较高的金浸出率,不磨氰化和磨细后氰化,金的浸出率都可大于97%,银的浸出率为77—79%,与山  相似文献   

11.
含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出联合流程,金总浸出率可达到60.75%;精矿焙烧过程产生的SO2烟气可作为制取硫酸的原料;焙烧浸出尾渣含铁52.08%、含硫0.32%,可作为铁精矿产品销售,最终实现了资源的综合回收利用。  相似文献   

12.
梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。  相似文献   

13.
为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。  相似文献   

14.
李光胜 《矿冶工程》2021,41(6):182-184
为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。  相似文献   

15.
以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。  相似文献   

16.
董颖博  林海 《金属矿山》2008,38(9):100-103
研究了搅拌磨湿法超细磨得金精矿(-20μm>97%)的氰化浸出工艺,探讨了影响金精矿氰化浸出的因素,并与常规滚动式球磨机湿法磨得金精矿氰化浸出指标进行对比。结果表明,通过优化氰化浸出各种因素,可大大缩短氰化浸出时间,氰化钠和碱石灰用量分别降低了1 kg/t、1.47 kg/t,金的浸出率提高了0.49个百分点,浸渣含金量降低了0.21 g/t,效果显著。  相似文献   

17.
从某金精矿中回收金银铜铅锌的试验研究   总被引:7,自引:2,他引:5  
山西某复杂多金属硫化矿石采用混合浮选获得的金精矿含Au34.22g/t、Ag904.4g/t、Pb8.78%、Cu1.32%、Zn3.35%,混合精矿直接外销,但其铜、铅、锌基本不予计价,造成了有价金属的流失。采用浮选精矿氰化浸金—氰化渣铅、铜、锌依次优先浮选流程,获得金总回收率96.60%、银95.51%、铅85.39%、铜72.37%、锌83.51%,实现了高效综合回收该矿石中的有价元素,经济效益和社会效益显著。  相似文献   

18.
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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