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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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广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为:磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标(铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%)相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。 相似文献
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介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。 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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国外某含铜硫化金矿石采用硫(金)浮选-金精矿氰浸-活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出(氰化物对金的选择性不及对铜的选择性),而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮-精矿再磨-铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。 相似文献
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焦瑞琦 《有色金属(选矿部分)》2013,(3):31-34
对含碲金银精矿的性质、氰化浸出技术现状以及生产实践情况进行了介绍与总结,对此类精矿进一步提高金、银浸出率进行了试验探索并取得技术突破。试验结果表明,对含碲金银精矿进行氰化浸出,金的氰化浸出率可达到98%以上,氰渣金品位降低到1 g/t以下,银回收率稳定在95%以上,效果较为明显。提出的"双氧浸出"工艺为研究改进氰化工艺提供了一条新思路。 相似文献
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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
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蒙古某铜矿含铜0.61%,含硫2.57%,含金0.80g/t,含银15.12g/t,矿石中铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿及辉铜矿,脉石矿物有石英、长石、云母等。矿石中金、银等有价元素与黄铜矿、黄铁矿等金属矿物之间嵌布关系密切。本文研究针对该矿石特征,采用铜优先-铜和脉石浮选分离工艺流程,粗选采用选择性捕收剂BKH优先选铜,精选采用新型抑制剂BKL抑制脉石矿物,最终获得实验室闭路试验结果为:铜精矿含铜24.85%,铜回收率81.88%;含金21.87g/t,金回收率55.00%;含银515.80g/t,银回收率68.89%。 相似文献
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某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究 总被引:4,自引:2,他引:2
对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为:焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为:酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为:氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。 相似文献
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本文采用九种氧化剂,探讨它们促进金氰化浸出的效果。试验发现:只要氧化剂的氧化电位大于-0.54V,就可以不同程度地促进金的浸出效果,这与我们的热力学讨论一致。氧化剂GY(一种混合试剂)的效果最好,可以提高金浸出率42.1%,缩短浸出周期5/6左右,处理每吨矿石的氰化钠用量减少1.5kg。镁盐和钾盐的氧化电位不足-0.54V,它们对金的氰化浸出没有促进作用。 相似文献