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介绍了高压辊磨机的工作原理,高压辊磨后细粒部分比例大幅提高;对高压辊磨和常规破碎后样品进行了对比氰化试验。结果表明,采用全泥氰化工艺,高压辊磨在金浸出率上没有优势,金浸出率由89.80%降为79.88%;而采用堆浸工艺,则经高压辊磨后,金浸出率比常规破碎样品有较大幅度的提高,从53.85%升至79.88%。 相似文献
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某复杂铜硫矿原矿硫铁含量高,现场为高碱工艺流程,铜硫分离困难且金银综合回收效率低。采用硫化钠预先活化,"石灰+羧化壳聚糖"作黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂,粗选pH=8.5,经一粗两精三扫优先浮选流程可得到含铜24.63%、含金3.41 g/t、含银952.05 g/t,铜回收率84.45%、金回收率32.58%、银回收率75.70%的铜精矿。羧化壳聚糖为清洁高效有机高分子化合物,能高效选择性抑制硫铁矿,在提高主金属铜回收率的同时,伴生金银矿物得到了高效综合回收。 相似文献
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国外某含铜金矿碳酸盐含量较高,不宜采用硫酸预浸铜-浸铜渣氰化回收金的工艺。针对该含铜金矿的性质特点,开展了氨氰选择性浸金及浸出贵液臭氧除铜工艺试验研究,研究结果表明:在给矿粒度-0.074mm95%,硫酸铵8kg/t,氰化钠0.4kg/t,石灰4kg/t(pH为9~10),矿浆浓度40%,金浸出率约90.3%;氨氰浸出贵液初始pH=10~11,通入臭氧除铜,铜沉淀率达99.0%,金基本不损失,沉铜渣铜品位33.89%,可以铜精矿形式出售,为该矿的开发利用提供可行的技术方案。 相似文献
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针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。 相似文献
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本文针对含铜氰化液进行了氧化沉淀脱铜试验研究,主要开展了氧化脱铜氧化试剂用量、脱铜和沉淀pH、氧化和沉淀时间条件试验,试验结果表明:氰化贵液在氧化试剂0.25kg/m3氧化2小时,调节氧化后液溶液pH=10.50沉淀1小时,氧化沉淀后液溶液铜氰比小于1,活性炭吸附后,载金炭金品位达到3.5kg/t,铜品位仅1-2kg/t。 相似文献
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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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为高效充分利用山西某斑岩型金矿资源,采用矿物定量分析仪(MLA)、光学显微镜、电子显微镜(电镜)等测试手段进行工艺矿物学特性研究。主要开展原矿矿块和-0.074 mm含量占60%细度浮选给矿的详尽矿物学研究。结果表明,金矿物产出形式主要为含银自然金、银金矿、自然金,主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和微量黄铜矿,金属矿物总量少,达不到可回收边界工业品位,脉石矿物主要为长石、石英、白云母等硅酸盐矿物。对金的化学物相、金在矿样中的嵌布特征和嵌布粒度的配分测试,并评价重选、浸出、浮选三种选冶方法的可回收性,确定采用浮选的工艺回收效果较佳,金浮选理论回收率约93.78%。 相似文献
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石煤钒矿提钒工艺技术的研究进展 总被引:10,自引:0,他引:10
介绍了国内外石煤钒矿的资源概况,阐述了石煤钒矿的钠化焙烧、无盐焙烧、钙化焙烧和酸(碱)浸出提取五氧化二钒的工艺,并讨论了各工艺的优点及存在的问题。 相似文献
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