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1.
《Advanced Powder Technology》2022,33(11):103833
Eliminating the gold preg-robbing effect of carbonaceous matter in carbonaceous gold ores is crucial for gold leaching. In this study, suspension oxidation roasting was proposed to accelerate the decarbonization of carbonaceous gold ore. The characteristics of oxidation reaction process and gas release were analyzed by TG-DTA-FTIR. The phase transformation and microstructure evolution of samples during roasting were analyzed by XRD, SEM and BET. The results show that the gold preg-robbing effect was eliminated after the gasification of carbonaceous matter, and the CaO generated by decomposition of carbonates can effectively capture the SO2. After roasting for 75 min at 650 °C in a 20% O2 atmosphere, the total carbon removal rate reached 99.42%, the distribution of exposed gold increased from 28.85% to 77.10% and the gold leaching efficiency increased from 4.55% to 84.83%. In addition, about 70% sulfur was mainly fixed in the roasted products in the form of sulfate. Therefore, the suspension oxidation roasting process is an efficient and clean pretreatment method for carbonaceous gold ores. 相似文献
2.
3.
某石英脉型金矿,原矿金品位为7.62g/t,通过重选+浮选的联合选矿工艺选别后,其尾矿中金品位为0.75g/t,总回收率在90.50%左右。为进一步研究尾矿中金的可回收价值,开展工艺矿物学研究,以查明影响金在选别过程中流失的矿物学因素。通过工艺矿物学自动分析仪(BPMA),扫描电镜(SEM-EDS),XRD等对尾矿开展工艺矿物学检测分析。结果表明:尾矿中的金矿物主要为自然金,偶见银金矿;金矿物主要以与脉石裸露连生的形式存在;其次包裹于脉石矿物中;还有少量为单体;另有少量以次显微金的形式分布于磁黄铁矿为主的硫化物中;金矿物的粒度极其微细,基本都分布于10μm以下,且有近一半分布于5μm以下。损失的金矿物主要以与脉石连生的形式存在,且粒度十分微细,通过再磨-浮选进一步回收的难度较大,裸露金含量超过60%,可采用堆浸对金回收,以提高金的回收率。 相似文献
4.
某铅锌矿原矿铅含量为1.26%,含锌6.53%,含硫30.38%。生产上采用“铅锌依次优先浮选-中矿顺序返回”工艺流程,生产指标为铅精矿铅品位50.69%,含锌12.61%,铅回收率75.53%,锌精矿锌品位48.77%,含铅1.59%,锌回收率73.91%。铅锌互含较高,锌精矿指标不理想。为了解决该问题,本文在了解现场生产工艺流程及矿石性质的基础上,针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验,通过对部分药剂制度进行优化,采用特效捕收剂BK-LY11,同时在锌浮选回路采用中矿再磨工艺,显著改善了铅锌互含情况,有效提高了铅锌选别指标,并成功应用于生产实践,优化后获得的铅、锌回收率分别提高了5.83、8.46个百分点。 相似文献
5.
6.
云南某铜矿地处高海拔地区,投产后经多方比对,采用以国外进口原料为主要成分的起泡剂PL-1,投产前两年原矿性质简单,含泥量少,取得的生产指标较好;随着开采的深入,矿石含泥量增多,继续使用原有起泡剂,生产指标下降幅度较大。为了提高生产指标并实现起泡剂国产化替代,进行了新型特效起泡剂BK208的工业应用试验,经过一段时间的工业试验对比,采用原起泡剂PL-1工业试验累计指标:铜精矿含Cu 23.93%、回收率84.67%;采用起泡剂BK208的累计指标:铜精矿含Cu 22.67%、回收率86.50%。采用起泡剂BK208可比采用原用起泡剂PL-1的铜回收率提高了1.83个百分点。预估每年可增经济收益超6 800万元。 相似文献
7.
《Ceramics International》2022,48(8):10506-10515
The search for materials and methods capable of reducing human impacts on the environment is of utmost importance nowadays. This study's primary purpose was to analyze the technical feasibility of ceramic composites production utilizing Fundão Dam's Iron Ore Tailings (IOT), Blast Furnace Slag (BFS) from charcoal, and Foundry Sand (FS) as partial substitutes for the traditional raw materials – sand and clay – for application in building industry materials. The composites were molded in rectangular specimens and fired at temperatures of 900, 950, 1000, 1050, and 1200 °C. The developed materials were analyzed and characterized by X-Ray Diffraction (XRD), Scanning Electron Microscopy (SEM), Energy Dispersive Spectroscopy (EDS), Thermogravimetry (TGA), and Differential Thermal Analysis (DTA). The obtained materials had flexural strength modulus of up to 12.19 MPa, water absorption ranging from 2 to 22%, linear shrinkage ranging from 0.02 to 6.50%, and apparent density ranging from 2.03 to 1.63 g/cm3. The study of the internal structure formation process revealed the formation of amorphous structures in the composites. The results demonstrated that these waste materials may be jointly used in construction materials, contributing to the reduction of natural resource extraction, besides enabling their correct disposal, minimizing environmental impacts, and improving the life quality of the surrounding communities. 相似文献
8.
银硐子银多金属矿生产探矿过程中又遇到大量明清古采区,使得矿山开采技术条件更为困难。初步查明古采区位于矿体中部,上盘剩余矿体厚4~7m,下盘剩余矿体厚6~8m。为保证矿山经济效益和安全开采,设计采用下盘矿体与上盘矿体分采合出连续采矿法分两步回采古采区剩余矿体,具体方案为:首先,采用抛掷爆破方式将古采区下盘剩余矿体崩入古采区内;之后,崩落上盘剩余矿体和一部分上盘围岩覆盖在下盘崩落矿石上;采用截止品位放矿矿方式,将崩落的上盘围岩废石永久留在采空区内。该方案能充分利用矿山正常开采时的采准切割系统,在减少采切工程量的同时也避免了残矿回收与正常开采之间的互相干扰;人员不进入采空区,安全性好;上、下盘剩余矿体均可沿走向连续回采,生产效率高。试验采场应用期间,上盘矿体与上盘矿体分采合出连续采矿法采出古采区残矿资源量23000t,创造经济价值181万元,应用效果极好。 相似文献
9.
10.
针对含钴0.78%的某难选氧化钴矿,采用流态化还原焙烧-磁选获得含钴磁选精矿。探讨了还原温度、还原时间、还原剂(H2)浓度及总气体流量等影响因素对焙烧产品分选指标的影响,并利用XRD、SEM和VSM等方法,研究了还原焙烧过程矿物物相的转化。结果表明,原料中褐铁矿与水钴矿嵌布关系密切,少量水钴矿包裹在褐铁矿中;采用流态化还原焙烧-磁选方法可实现钴的有效富集;当焙烧温度650℃、焙烧时间30min、H2浓度30%、总气体流量1000mL/min时,焙烧产品经弱磁选后可获得Co品位6.95%、Co回收率45.41%,TFe品位58.06%、TFe回收率55.78%的磁选精矿;还原焙烧过程中,钴氧化物、赤铁矿和褐铁矿生成强磁性金属钴和磁铁矿,焙烧产品的磁性显著增强,扩大了有用矿物与脉石矿物之间的磁性差异,有利于有用矿物的富集。研究结果为难选氧化钴矿的有效利用提供了新途径。 相似文献