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针对某氧化金矿石的特性及所处地理位置,若采用常规氰化浸出工艺,浸出16h后,金的浸出率才能达到 95%,氰化物消耗为2.03kg/t。为此,本文提出采用“富氧氰化浸出工艺”进行处理,试验表明,该工艺能显著提高浸吸速率,浸出8h后,金的浸出率96.68%,而氰化钠用量只需要常规浸出的一半。如果浸出过程中加入活性炭,金的吸附率为 99.14%。 相似文献
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目前,从富硫化矿石分离矿物的主要方法是将各矿物分别选入同名精矿中的优先浮选法。含磁黄铁矿的硫化铜一镍矿石的主要矿物是:黄铜矿、镍黄铁矿、、磁黄铁矿,后者的含量在40%至60%(绝对)之间。选别这些矿石采用直接优先浮选流程,产出铜精矿、镍精矿、磁黄铁矿精矿和尾矿。前两种精矿送火法冶炼,而磁黄铁矿精矿送加压一氧化浸出。在铜精矿和镍精矿中除黄铜矿和镍矿铁矿外,尚有悬浮的磁黄铁矿被回收其中。铜精矿中磁黄铁矿的平均含量为18%,镍精矿中其含量为65%。磁黄铁矿含大量硫,它增加了火法冶炼厂厂区大气中二氧化硫的排放量… 相似文献
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鉴于鲁中冶金矿山公司现行截止品位放矿方式中存在贫化率较大的问题,提出采用提高截止品位的低贫化放矿方式,通过技术经济指标的分析计算,认为低贫化放矿技术上可行,经济上合理,在现场易于实现,具有应用价值。 相似文献
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旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%,主要铜矿物为孔雀石,其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿,脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程,大量消耗浮选药剂,影响浮选指标的问题,对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石(-0.010 mm占14.05%)优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明,用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理,铜浸出率达95.26%;产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理,可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿,铜综合回收率为84.01%;而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿,尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比,脱泥浮选工艺更加平稳、可控,铜回收指标更理想,浮选药剂用量更低,是一种较有发展前景的工艺形式。 相似文献
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从磁铁矿矿石的磁性差异入手,对铁(铜)矿床中各矿体的矿石磁性特征进行了系统的研究,得出大冶铁矿铁(铜)矿床是一个磁性特征变化较大的矿区,影响磁铁矿矿石磁性特征的主要因素为矿石的矿物组成、化学成分以及矿石的结构和构造。 相似文献
59.
无底柱分段崩落法是金属矿山地下开采应用较多的一种高效采矿方法,在覆盖岩层下进行放矿,矿石损失贫化大、回收效果差的问题非常突出。为了解决这一问题,国内外的大量研究集中在放矿理论、结构参数、覆盖层形成和出矿工艺等方面。无底柱分段崩落法放矿中,放矿口尺寸的大小对放矿效果有着显著的影响,是造成无底柱分段崩落法损失贫化大的一个不可忽视的因素。为了进一步研究放矿口高度和宽度对放出矿石量、废石混入的影响,采用单进路单分段 物理放矿模型,进行了12种不同放矿口尺寸的物理放矿实验。结果表明:适当扩大放矿口宽度或降低高度,会增加放出纯矿石量、提高矿石回收率、降低贫化率,且放矿口宽度小于5 m,高宽之比在0.7~1之间时,混入废石率较小。 相似文献
60.
黑龙江某铜矿石铜品位为0.38%,伴生有金、银、钼等有价金属元素。原工艺在入选细度为-74 μm占66%的情况下,浮选得到的铜精矿Cu品位为18.97%、SiO2含量为25%、Al2O3含量为6.25%,铜精矿中Si、Al含量超标,影响出售计价系数。为提高铜精矿品质,降低杂质含量,进行了艾砂磨机实验室小试及工业试验研究,结果表明:在相同工艺流程和浮选药剂制度条件下,艾砂磨机应用于铜粗精矿再磨后,小型闭路试验可获得Cu品位为30.68%、SiO2含量为10.24%、Al2O3含量为1.96%的铜精矿;工业试验在粗精矿再磨细度P80=25 μm时,可获得Cu品位为27.63%、SiO2含量为10.34%、Al2O3含量为1.87%的铜精矿。艾砂磨机的应用有效提高了铜精矿质量,降低了精矿运输成本,增加了产品附加值,经济效益显著。 相似文献