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我国有色金属及黄金的综合回收技术 总被引:1,自引:0,他引:1
有色金属和金通常伴生,因此发展综合回收有色金属和金技术具有重要的意义。本文介绍了主要的综合回收有色金属和金的选冶技术,提出了发展综合回收技术的建议 相似文献
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从脉矿中回收金的工艺比较复杂,通常需要采用重选、浮选、氰化浸出、混汞以及冶炼等综合方法,才能在复杂的工艺中回收金。一、从含少量硫化物的脉金矿回收金从脉金矿中回收金的工艺流程常与矿石中金嵌布粒度大小有密切关系,一般在一段或两段磨矿工艺流程中用重选与混汞、重选与浮选或重选与氰化浸出的联合方法回收金。 相似文献
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某矿山企业利用尖缩溜槽对主厂浮选尾矿进行预先分级后再进入尾砂收金系统,使尾砂收金系统的入选品位提高了0.12 g/t,每年可多回收金金属量3.59 kg,实现了矿产资源的高效回收。 相似文献
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克鲁夫矿的金回收车间已顺利投产。该车间设在北萨斯喀彻温的克鲁夫湖工厂,旨在从第一期工程的铀浸出尾矿中回收金。生产流程包括:尾矿再制浆、磨矿、氰化、炭浆吸附、金回收以及酸化破坏氰化物、蒸发和再中和。本文介绍了该车间的工艺流程、操作数据以及金的冶炼结果。 相似文献
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介绍了煤金团聚法(Coal Gold Agglomeration, CGA)的研究现状,讨论了影响煤金油团聚的几个主要因素,如煤化学、中性油的特性、疏水颗粒间的相互作用等。在此基础上,研究搅拌强度和接触时间对CGA金回收动力学的影响,发现在其他条件不变的情况下,同一矿种在不同的搅拌速度下,金回收动力学速率常数是一定的。筛选出的煤、油混合的聚团很好的无捕收剂捕金能力,金回收率可达77%~86%。进一步实验研究发现添加适量的硫化钠调整剂对含硫化物原生金矿中金有较好的活化作用,金回收率有显著提高,而硫化物的上浮却有所降低。 相似文献
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山阳县某低品位金矿含金1.35g/t,主要以裸露金及半裸露金的状态存在。基于矿石性质及环保要求,本次试验以尼尔森离心选矿机为主,开展磨矿细度、冲洗水流量、重力G值及给矿浓度的条件试验,从而确定尼尔森重选的最佳工艺参数。最终通过“尼尔森粗选-尼尔森一次扫选-溜槽二次扫选-摇床两次精选”的闭路试验,可获得金品位1086g/t、金回收率51.92%、银品位6912g/t、银回收率47.30%的高品位金精矿以及金品位为16.42/t、金回收率31.73%、银品位为100g/t、银回收率27.51%的低品位金精矿。金总回收率83.65%,银总回收率74.81%,选矿指标理想。 相似文献
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应用氨氰浸出,采取综合强化浸出措施,采用炭浆法和炭柱法相结合吸附流程。使含银铅铜难浸金矿石金的回收率达到85%以上。 相似文献
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甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。 相似文献
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加氯化钠焙烧提高含铜金精矿中金、银、铜浸出率的试验研究 总被引:9,自引:2,他引:7
提出了一个含铜金精矿加氯化钠焙烧(酸浸铜)-氰化浸出的工艺方法。对其工艺方法的条件和机理进行了研究和探讨。研究结果表明:加氯化钠焙烧可有效地提高金、银、铜的回收率。经不同类型矿样验证,银的浸出率提高30%以上,金和铜的浸出率也有明显提高。 相似文献
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甘肃某金矿属高碳低硫碳酸盐脉型难选金矿石,本文采用组合调整剂T9极大的削弱了矿石中有机碳对自然金和浮选药剂的吸附能力,加之高效选金捕收剂酯-11的应用,较好的实现了高碳难选金矿石的高效浮选回收,经两粗三精二扫闭路实验获得金精矿含金51.78 g/t,金回收率78.35%的较好指标。 相似文献
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The present work investigates gold recovery using DEAE-cellulose, a common biopolymer derivative, from synthetically prepared diluted gold-bearing solutions of 50 ppm. The effects of different recovery parameters on gold recovery efficiency were studied in detail. It was demonstrated that gold recovery efficiency increased with an increasing amount of sorbent, as well as increasing contact time. A gold recovery efficiency of 99% was attained under conditions of 20–40 g DEAE-cellulose per liter at a shaking rate of 130 rpm for 30 min at room temperature. On the other hand, with smaller amounts of sorbent (6 g/l), it was also possible to recover gold from the solution with 99% efficiency when the reaction temperature was increased to 60 °C. The shaking rate and temperature were demonstrated to play a vital role in the recovery process. It was also found that gold recovery by DEAE-cellulose is an intermediate-controlled process with an activation energy of 37.11 kJ/mol. The XRD pattern and SEM images revealed that the recovered gold was in the metallic form. 相似文献