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相似文献
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1.
金回收技术的研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
王洪杰  贺政  赵明林 《矿冶》2003,12(4):27-29
银洞坡金矿选一厂氰化浸出过程中存在着金浸出率低、泡沫外溢造成的金的流失和氰化尾渣含泥高严重影响氰化尾渣综合回收等主要问题。针对这些难题,提出并研究了磨矿与药剂组合的新工艺,使浮选金精矿品位由39 43g/t提高到53 19g/t,金浮选-氰化浸出总回收率由80 92%提高到90 54%;解决了所存在的三大难题。  相似文献   

2.
王洪忠 《金属矿山》2010,39(9):173-176
介绍了我国黄金矿山综合开发利用及含铜、砷浮选金精矿氰化尾渣处理的现状;分析了影响金银浸出的原因及机理。试验研究表明,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,氰化尾渣中金、银的浸出率分别提高到82.92%和61.54%,浸渣中金、银品位分别降至0.55 g/t和30 g/t。  相似文献   

3.
加压氧化—氰化浸出法从氰化尾渣中回收金   总被引:2,自引:1,他引:2  
山东某金矿为高硫多金属矿床,矿石中的伴生元素为Ag、Fe、Cu、Pb、Zn、S等元素,该矿采用浮选法将矿石中的金富集,生产的金精矿再磨后直接氰化浸出。生产实践表明,在氰化尾渣中金的品位高达3~4g/t,这不但浪费了国家资源,还影响了企业经济效益的提高。本文运用加压氧化-氰化浸金的原理,采用一种加压氧化-氰化浸金设备,对氰化尾渣进行了加压氧化-氰化浸金工艺试验。  相似文献   

4.
针对福建某氰化尾渣,采用浮选、焙烧、浸出、磁选进行金、铁以及硫的回收利用。试验先进行黄铁矿的浮选,得到硫品位38.63%,回收率86.97%硫精矿,其中含金5.26g/t,金回收率为74.59%。然后硫精矿进行焙烧制硫酸,硫总体回收率为85.80%,烧渣进行还原焙烧后进行浸金,金浸出率为95.49%,浸出后进行弱磁磁选,得到品位为61.56%的铁精矿,铁总体回收率为73.15%。有效的回收利用了氰化尾渣中的有价元素。  相似文献   

5.
张斌  冯炎飞  王雪彬 《现代矿业》2016,32(10):48-50
陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。  相似文献   

6.
氰化尾渣的综合利用   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文研究了氰化尾渣的处理方法,提出采用“混合浮选-分离浮选”工艺,从氰化尾渣中回收铜、金、银等有价元素,获得了铜、金、银品位分别为17.21%、9.38g/t、2212.86g/t的铜精矿和硫品位为42.12%的硫精矿,为氰化尾渣的综合利用开辟了一条新途径  相似文献   

7.
某浮选银精矿经常温常压碱式氧化预处理-氰化浸出金、银后的氰化尾渣中,含有铅、锌、金、银等有价元素,金属矿物主要为黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂,并含有少量含银矿物。该尾渣粒度很细,含泥量大,铅、锌矿物被氧化,使铅、锌的选别回收受到影响。对该尾渣进行铅、锌的浮选试验,结果表明,铅矿物不能得到有效富集而形成铅精矿,但可以获得锌品位为55.62%,锌回收率为66.15%的合格锌精矿,锌精矿中金、银品位为66.94 g/t和538.9 g/t,金、银回收率为47.96%和25.67%。  相似文献   

8.
从焙烧氰化尾渣中回收金、银   总被引:4,自引:0,他引:4  
对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5~2.5g/t、Ag150~250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.  相似文献   

9.
氰化尾渣碱法水热浸出脱石英试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
湖南某黄金冶炼厂的氰化尾渣含金5 g/t以上,其中的主要物相为赤铁矿、石英、白云母,石英包裹黄铁矿与金的共伴生体是导致金不能充分与氰化药剂接触的重要原因。为解决此问题,进行了氰化尾渣碱法水热浸出脱石英工艺条件研究。结果表明,氢氧化钠浓度为25%,体积质量比为2 L/kg,浸出温度为160℃,搅拌速度为400r/min,浸出时间为3 h情况下的脱石英率为57.6%。经过该工艺脱石英,金的浸出率可由4.7%提高到38.4%。  相似文献   

10.
针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。  相似文献   

11.
针对某氰化浸金尾渣粒度细、泥化严重的性质,采用浮选回收浸渣中的金.实验结果表明,在采用碳酸钠、丁黄药和2号油的简单药剂制度下,可获得金精矿品位29.8 g/t、金回收率53.95%的指标.  相似文献   

12.
某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。  相似文献   

13.
含铜铅复杂金精矿矿浆电解处理新工艺   总被引:3,自引:0,他引:3  
研究“矿浆电解-氰化提金-选矿回收铜”含铜铅复杂金精矿处理新工艺。结果表明,矿浆电解铅、铜和银的浸出率分别为95.05%,14.28%和75.66%,金全部留在渣中。矿浆电解渣氰化浸出,金浸出率95.30%,氰化钠用量按金精矿计由常规的14kg/t降至5.1kg/t。氰化渣浮选,铜、金和银的回收率分别为81.86%,40.1%和83.79%。浮选尾矿可以作为硫铁矿出售。新流程结构合理、综合回收用好,为我国复杂金矿的处理提供了一条环保、经济、高效的途径。  相似文献   

14.
针对某金精矿氰化尾渣的性质,进行了回收铜、金、银的研究。工业试验表明,采用“异步优先浮选”工艺流程和混合捕收剂,可获得铜品位为17.13%、回收率80.01%的铜精矿,其中金、银品位分别为10.22g/t、2218.76g/t。  相似文献   

15.
为对比陶瓷介质和铸铁介质搅拌磨矿对氰化尾渣中金浸出效果的影响,以中国黄金集团三和金业有限公司的金矿氰化尾渣为研究对象,开展了浸出提金试验。研究结果表明,在磨矿细度-6 μm 占 90%、JC 浸出剂用量 40 kg / t 及浸出时间 12 h 的条件下,采用陶瓷介质磨矿可获得浸出渣 Au 1. 29 g / t、浸出率 54. 45%的技术指标,采用铸铁介质磨矿可获得浸出渣 Au 2. 15 g / t、浸出率 39. 45%的技术指标。与传统铸铁介质磨矿相比,陶瓷介质磨矿条件下金的浸出率显著提高。 在陶瓷介质磨矿过程中加入 Fe3+后,金的浸出效果明显下降,表明 Fe3+的加入不利于金的浸出。 机理分析表明,铸铁介质磨矿过程中会产生Fe3+,Fe3+会在矿物表面形成羟基氧化铁( FeOOH),阻碍了 CN-的扩散过程,恶化浸出环境,从而降低了金的浸出率。  相似文献   

16.
某地原生金矿提金工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
对缅甸某地原生金矿进行了浮选-焙烧-硫脲无氰提金工艺的试验研究。原矿金入选品位为18.67g/t,采用常规的浮选工艺,可获得金精矿产率25.31%,金品位66.15g/t,回收率92.65%;浮选金精矿经焙烧、硫脲浸出后,金作业浸出率93.26%;金综合回收率为86.41%。由于缅甸禁止使用氰化浸金,所以此项工艺技术为开发利用该金矿提供了一条新路子。  相似文献   

17.
氰化尾渣中铅锌浮选影响因素及解决方案浅析   总被引:12,自引:1,他引:12  
贺政  赵明林  王洪杰 《矿冶》2003,12(3):25-28
桐柏银洞坡金矿氰化尾渣浮选一直存在着铅精矿铅品位及回收率低、锌无方法回收、氰化尾渣中铅锌浮选工艺难以实现等亟待解决的问题。为解决氰化尾渣铅锌回收并进一步优化浮选工艺,本次工作进行了矿物加工学及电化学方面的研究,查清了氰化尾渣中铅锌浮选的诸多影响因素,通过采用预处理和新型闪锌矿活化剂等一系列技术措施,解决了工艺中的难题,并完成了工业实验,实现了超细粒浮选的工业生产。工业试验指标为:铅锌品位分别为48 25%和47 32%,铅锌回收率分别为77 55%和80 64%。  相似文献   

18.
张晓民  李越等 《有色金属》2002,54(7):167-169
研究某金矿焙砂氰化尾渣的矿物学性质及尾渣中金的回收方法。结果表明,焙砂浸出渣中残余金主要以物理包裹(铁氧化物烧结及脉石包裹金)、矿泥对可溶金的吸附以及在较大金颗粒表面形成的铁氧化物薄膜包裹等状态存在,难以实现有效地选矿分离。采用低液固比(25%-30%)和较高浓度氰化物(1kg/t)直接浸金,浸出率达71.67%。采用添加剂A预处理-炭浸工艺,金的回收率达到90.38%以上。  相似文献   

19.
针对灵宝黄金某冶炼厂焙烧金精矿浸出流程矿物单体解离度不够、浸出指标不理想的问题,首次将艾砂磨机应用于焙烧矿细磨领域。结果表明,采用艾砂磨机开路细磨,将焙烧滤饼造浆细磨至-38μm粒级占96%后氰化浸出,尾渣金品位由1.72 g/t降至1.42 g/t,综合经济效益增加815.68万元/年。  相似文献   

20.
贵州某金矿氰化尾渣氯化挥发回收金试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
研究贵州某含砷金矿氰化尾渣高温氯化挥发回收金的过程。结果表明,在氯化钙添加量5%,氯化焙烧时间1 h,焙烧温度1100℃条件下,氰化尾渣含金量降至0.48g/t,金挥发率达90.77%。  相似文献   

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