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1.
四川某金矿为高硫含碳微细粒难选金矿,常规浮选所得精矿金品位只有25g/t左右。试验采用载体转移浮选技术,成功地解决了Au-S分离的技术难题,获得了金品位73.85g/t、回收率88.53%的金精矿,并综合回收了银、硫,提高了选冶厂经济效益。 相似文献
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研究了从凤凰山铜矿尾矿中回收金、铁、硫的可行性。实验室试验表明,利用重选预先富集,再磨浮选的重浮联合流程,可获得含金为5.86g/t,回收率达30.51%的金精矿;硫品位为40.82%,回收率为38.20%的硫精矿及铁品位为42.71%,回收率为44.51%的铁精矿。初步分析表明,该方案流程简单,工艺合理,技术可行,经进一步完善,有可能用于生产实际。 相似文献
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冬瓜山铜矿石浮选新工艺流程研究 总被引:1,自引:1,他引:0
阐述了冬瓜山铜矿石选矿分离工艺流程的研究过程,采用先浮选滑石,铜硫部分优先混合选分离新工艺流程处理该铜矿石,可以取得铜品位22.20%,含金3.48g/t,含银52.52g/t的铜精矿,铜,金,银回收率分别为88.05%,硫51.75%和64.52%,同时综合回收了矿石中的黄铁矿和磁黄铁矿,硫精矿中硫品位36.65%,回收率84.45%,可见,所制定的浮选工艺流程是合理的,文中对影响铜硫浮的主要因 相似文献
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混合黄药浮选铜录山氧化矿石的研究 总被引:2,自引:0,他引:2
铜录山矿区的含金(银)铜(铁)氧化矿属于氧化率高(≥90%)含泥多的难选矿石,采用多种黄药组合而成的混合黄药CES进行浮选,捕收力强,浮游速度快,与选厂使用的异丁基黄药ED-4进行对比。精矿品一致(含Cu〉18%,Au〉10g/t,Ag〉90g/t),铜回收率提高6.70%,金回收率提高9.33%,银回收率提高5.67%,相应回收率分别达81.28%(铜),84.00%(金),66.83%(银)这 相似文献
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利用疏水絮凝浮选工艺回收黄铁矿烧渣中微细粒金 总被引:2,自引:0,他引:2
本文介绍了疏水絮凝浮选法回收黄铁矿烧渣中微细粒金工艺研究。通过药剂遴选试验,影响因素试验确定合理试验流程及药剂制度。试验结果表明,疏水絮凝浮选优于常规浮选,非极性油的添加可强化疏水絮凝过程,显著提高金的品位和回收率,一定强度和时间的机械搅拌是产生疏水絮凝的必要条件,过磨对疏水絮凝浮选工艺没有明显的不利影响。利用疏水絮凝浮选工艺从含金2.94g/t的黄铁矿烧渣中,获得含金126.3g/t、回收率51.35%的金精矿。 相似文献
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针对某金精矿氰化尾渣的性质,进行了回收铜、金、银的研究。工业试验表明,采用“异步优先浮选”工艺流程和混合捕收剂,可获得铜品位为17.13%、回收率80.01%的铜精矿,其中金、银品位分别为10.22g/t、2218.76g/t。 相似文献
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冬瓜山铜矿石浮选新工艺新程研究 总被引:4,自引:1,他引:3
阐述了冬瓜山铜矿石选矿分离工艺流程的研究过程。采用先浮选滑石,铜硫部分优先混合浮选分离新工艺流程处理该铜矿石,可以取得铜品位2220%,含金348g/t、含银5252g/t的铜精矿。铜、金、银回收率分别为8805%、硫5175%和6452%。同时综合回收了矿石中的黄铁矿和磁黄铁矿,硫精矿中硫品位3565%,回收率8445%。可见,所制定的浮选工艺流程是合理的。文中对影响铜硫浮选的主要因素进行了讨论 相似文献
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周晓彤 《广东有色金属学报》1995,5(2):121-125
东坑金矿中自然金呈粗细不均匀嵌布,采用浮选加尾矿重选,可得金粗精矿品位20.77g/tAu,回收率90.49%,重选加尾矿氰化,最终浸渣含0.10g/tAu,金的总回收率98.33%,全泥氰化,浸出率94.81%,贵液进入锌置换作业,置换率97%~98%,改用炭浆法提金也获良好指标。 相似文献
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黄铁矿是金的主要载体矿物,金在黄铁矿中的分布是不均匀的,其金的含量高低相差可达数十倍。对金矿床本身而言,一般细粒级、破碎的黄铁矿含金量高。对黄铁矿本身而言,结晶形态不同的黄铁矿其含金量也相差很大。黄铁矿中金主要是以自然金的形式赋存于其中,其产出形态受到矿物本身结构构造控制多呈片状、脉状、无规则状。扫描电镜分析结果表明,在可见金及显微金周围容易发现次显微金。为了提高金的回收率,应特别注意对细粒级黄铁矿中金的回收和利用。 相似文献
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富水金矿金赋存状态的研究表明:强烈硅化作用形成的石英,玉髓并不含金;借助电子探针,电子显微镜的分析,查明金主要以次显微金的形式吸附于粘土矿物高岭石,水云母晶体的边缘;褐铁矿,赤铁矿中的包裹金是金的重要赋存形式;另外,金部分地以显微粒间金的形式产出,这些成果为研究矿床的成因,矿床的综合评价和工业利用提供了必要的,可信的依据。 相似文献
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本文首次报导了湖北省微细浸染型金矿金的赋存状态。通过研究确定了金属于超显微粒级的不可见金,查明了金的赋存形式多样:毒砂中的金是以类质同象晶格金的形式存在,Au~(1+)替代毒砂中的Fe~(2+);粘土矿物中的金呈小园球状的次显微金和胶体金粒被吸附在水云母、高岭石晶体边缘,自然金粒度为0.02~0.35微米。此成果为研究本矿床成因,矿床综合评价和工业利用提供了可信依据。 相似文献
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本文通过研究矿石中金矿物嵌布特性,以及其他矿物的嵌连性质,对不同选矿方法所能获得的选矿理想技术指标进行了预测,认为唯有采用混合浮选,而后分离黄铁矿的流程,才能获得好的选别指标。 相似文献
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某氧化金矿石富氧浸出试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
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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1984年北京矿冶研究总院提出的复杂金精矿熔渣炉熔融脱硫造渣工艺方案已获应用,使矿产铜仅3600t/a的烟自冶炼厂金产量达到1.2t/a,每年新增利润300万元。本文对课题的开发、方案的选译做了详细介绍;论述了熔渣炉结构特点和熔炼过程,指出了熔渣炉熔池中充满着呈激烈搅动状态的炉渣熔体,少量硫化物未形成稳定冰铜层;还就熔渣炉熔炼金精矿的技经指标和处理能力的提高,以及磁住氧化铁行为等问题进行了系统总结。床面积仅1.95m ̄2的烟台熔渣炉日处理金精矿可达60t,冶炼强度高达30t/m ̄2·d。它的首次应用为复杂金精矿处理、小型铜厂和小型铅厂扩大黄金生产开辟了新途径。 相似文献
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某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。 相似文献
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论述了采用浮选工艺流程,对某矿山现场生产过程中经过氰化浸金以后、尾矿处理之前的生产尾矿进行了实验室试验研究,通过不同条件和闭路试验研究表明:采用两粗两扫两精的原则浮选工艺流程,取得效理想的金精矿品位试验指标,有效地回收了该氰化尾矿中的有价元素金。 相似文献
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东北寨金矿碳质物的性质及其对金浸出的影响 总被引:2,自引:0,他引:2
东北寨碳质硫化物金矿中的有机碳质物通过 Na OH浸出、苯抽提和多种酸浸出被分为三部分。矿石中的有机碳主要是多酸浸出残渣中的碳 ,占总有机碳的 55.4 1% ;其次为苯提取物中的碳 ,占总有机碳的 37.79% ;碱提取物中的碳含量最少 ,占总有机碳的 0 .61%。原矿样、元素碳提取物和碱处理残渣在含金氰化物溶液中具有一定的吸附能力。细菌氧化前后 ,矿石中有机碳含量几乎没有变化 ,但金的浸出率大于 95%。东北寨金矿的难浸特性在于矿石中的金主要是被硫化矿物包裹 ,而矿石中碳质物对金的浸出率影响很小。 相似文献
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青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。 相似文献