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江西某含铜难浸金矿的金精矿常规金浸出率仅48.71%,采用富氧细菌氧化预处理后金浸出率可达91.67%。鉴于富氧、低温控制工艺的高要求不宜实际推广,研究中开展了低氧细菌预处理试验,并引入磁场强化预处理,达到金浸出率91.72%的较理想指标。同时,对磁场强化细菌预处理过程的机理进行了分析探讨。 相似文献
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某金精矿浸出试验研究及综合利用分析 总被引:2,自引:0,他引:2
为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。 相似文献
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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
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刚果(金)某铜钴矿尾矿铜、钴品位分别为1.33%和0.33%。为了高效开发利用该二次资源,进行了系统的回收工艺研究,着重介绍了浸出、除杂、沉钴工艺条件研究情况。研究表明,两段浸出—萃取—电积提铜—低品位萃余液除杂—沉钴回收铜、钴工艺中,第1段浸出2 h、pH=2.0,第2段浸出4 h、pH=1.5、矿浆电位350 mV;除杂沉淀6 h、终点pH=4.0;沉钴6 h、终点pH=8.9等为适宜的主要工艺技术参数。生产实践表明,该工艺适应性好,铜、钴回收指标高,硫酸、水、药剂等消耗低,生产稳定,生产指标达到甚至优于设计值,为其他类似项目提供了良好的借鉴。 相似文献
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某低品位金矿石综合回收金的研究与实践 总被引:2,自引:0,他引:2
针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。 相似文献
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采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。 相似文献
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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
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介绍了特低品位红土型金矿石堆浸法提金工业试验的试验条件及结果,采用制粒堆浸工艺可有效地从特低品位金矿石中回收金,而且浸出率高,浸出时间短,提高了矿产资源利用率,为矿山创造了较好的经济效益。 相似文献
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高砷难处理金精矿焙烧—氰化浸出工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对甘肃某高砷高硫难处理金精矿进行了氧化焙烧预处理—氰化浸出试验研究,取得了砷、硫脱除率分别达92.63%、99.81%,金的浸出率达85.23%的较好技术指标,可为有效利用高砷微细浸染型金矿资源提供参考。 相似文献
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