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相似文献
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1.
提高金、银、铜回收率的焙烧-氰化试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
薛光 《黄金》2002,23(5):26-28
提出了一个在金精矿焙烧-氰化工艺中提高金、银、铜浸出率的焙烧方法。该法基于在金精矿中加入一定量的碳酸钠进行焙烧,可有效地提高金、银、铜的浸出率。经含硐、砷不同类型金精矿验证,银的回收率可提高30%以上,金、铜的回收率也有所提高。新焙烧方法具有不增加设备、成本低、简单易行等特点。  相似文献   

2.
通过设计合适的选矿工艺流程和选用先进的选矿设备,湖南某选金尾矿低品位金钨得到了有效的回收利用,取得了较好的工艺指标,金精矿品位达到120g/t,回收率38.5%,白钨精矿品位达到40%,回收率62%。  相似文献   

3.
加温硫脲炭浸法提金新工艺研究   总被引:6,自引:1,他引:5  
张清波 《黄金》1993,14(12):23-27
广西龙水金矿浮选金精矿采用加温硫脲炭浸法提金新工艺处理,精矿金品位45.33g/t,硫脲用量6kg/t,金浸出率可达94。26%,金总回收率达90.28%.降低硫脲用量,提高金浸出率的重要条件是适当的温度,氧化剂,保护剂,吸附剂等诸因素的有机结合。  相似文献   

4.
难浸含砷金精矿生物预氧化生产实践   总被引:14,自引:2,他引:12  
郑存江  张辉 《黄金》2000,21(11):31-36
介绍了国内第一个日处理10t难浸金精矿生物预氧化-氰化碳浸提金工厂的生产工艺、技术参数、经济指标及存在问题。经过生物预氧化后、金精矿金回收率达到90.78%。  相似文献   

5.
某铅冶炼厂副产金精矿中含有金、银、砷、锑、铅等,用HCl+H2SO4浸出液浸出砷、锑,浸出渣熔炼得金银合金,电解金银合金得纯银粉,处理电解阳极泥产出金粉,金、银总回收率分别为>9676%,>96%。  相似文献   

6.
某难浸金精矿预处理新工艺试验研究   总被引:5,自引:0,他引:5  
介绍了某难浸金精矿预处理工艺试验研究,研究结果表明:不经预处理,该金精矿的氰化浸出率仅为56%;经预处理后,氰化金浸出率可达93%。该预处理工艺具有对环境污染小,投资少,易操作等特点。  相似文献   

7.
河南大糊矿技改后,两种矿石开处理:原生矿采用“浮选加精矿氰化”工艺,氧化矿采用“全泥氰化”工艺。金总回收率提高16个百分点,其中金浮选作业回收率由70%左右提高到93%。  相似文献   

8.
从奥林匹亚难处理砷黄铁矿精矿中提取金的细菌氧化条件   总被引:1,自引:0,他引:1  
产自希腊马其顿奥林匹亚矿山的难处理砷黄铁矿精矿的大致成分为:Fe40%,S40%,As12%,Au26g/t,矿物学组成,主要是黄铁矿(68-70%)和砷黄铁矿(23-26%),前者包括无砷和含砷的两种黄铁矿。金主要与砷伴生,该精矿实质上极难处理的,直接氰化时,金的回收率低于10%因此,为了破坏硫化物晶格并释出金,必须在氰化前进氧化预处理,本文旨在阐明浸出条件对奥林匹亚精矿细菌氧化的影响,必须在氰  相似文献   

9.
本试验采用浮选精矿氰化两浸两洗-锌粉置换提金工艺,取得了较好技术指标,金的总浸出率为89.61%,金的置换率为99.38%,金的总回收率为89.05%,本文强调,采用两浸两洗并严格控制浸出时间是提高金浸出率的有效措施。  相似文献   

10.
某金矿选出的金精矿铅、锌含量较高,选用铅锌优先浮选流程综合回收利用金精矿中的铅、锌,并进行了详细的条件试验,以期提高该金精矿的经济价值。闭路试验最终获得锌精矿Zn品位47.50%、Zn回收率71.22%;混合铅金精矿Au品位13.36 g/t、Au回收率95.43%,Ag品位808.63 g/t、Ag回收率92.03%的浮选指标。混合铅金精矿可作为金精矿销售,锌精矿符合质量标准三级品要求,提高了金精矿的经济价值;该工艺流程简单合理,可以作为现场生产及改造调试的技术依据。  相似文献   

11.
某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。  相似文献   

12.
为实现选金尾矿资源中金的高效回收,对陕西省某含硫黄金尾矿(硫含量为11.60%、金含量为1.5×10-6、包裹金含量为84.77%)进行预处理—浮选预富集—浮选中矿再磨—浸出的选冶联合工艺研究。结果表明:机械搅拌、超声及添加H2SO4、Na2S预处理均可以改善金矿物表面性质,从而提高浮选回收率;原料添加H2SO4预处理后经2次粗选得到金品位为6.94×10-6、金回收率为87.22%的混合粗精矿产品,浮选回收率较无预处理时提高了10.52%,实现了裸露金和硫化物包裹金的预先富集;粗精矿经一次抑硫精选,获得金品位为21.65×10-6的金精矿;在-0.038 mm含量占95%、NaCN质量浓度为0.16%和浸出时间为48 h的条件下,精选中矿直接浸出率为91.48%,实现了包裹金的分离回收;最终得到金的选冶联合总回收率为80.45%,实现了高硫包裹型难处理金尾矿资源的高效回收。  相似文献   

13.
浮选金精矿与原矿混合氰化炭浆法提金工艺的研究与实践   总被引:1,自引:0,他引:1  
银洞坡金矿矿石物质组分复杂,不同矿体、同矿体不同部位氧化程度变化大,矿石品位属很不均匀类型,矿石含泥质较高,属难选型矿石。将浮选获得的金精矿(主要是低品位)与原矿(含泥量高不易浮选)混合配矿后氰化,达到解决低品位金精矿销售难,同时提高成品金生产能力,即避免单一金精矿氰化因贵液品位高,活性炭吸附不完全降低回收率的缺陷,并相应达到了提高氰化原矿品位和金的回收率,充分利用国家资源的目的。  相似文献   

14.
汪景岐  张承泰 《黄金》1996,17(5):28-32
含碲金精矿是一种典型的难浸精矿。本文通过多种方案的对比试验,表明金碲精矿先经硝化预处理,然后进行常规氰化浸出,金的浸出率可达95%以上,氰浸渣经硫化钠浸出,可回收60%以上的金属碲。  相似文献   

15.
介绍了一种载金炭高效常压溶剂蒸汽解吸-电解新装置及其控制系统。该装置率先将解吸与电解采用各自的专用设备,断开分成为两个工序进行,消除了安全隐患,并实现了安全、高效生产。其控制系统采用5路温度检测、2路PID温度调节与1路液位控制组成了对溶剂蒸汽解吸与贵液电解的有效控制,具有简捷、可靠、方便、实用的特色。推广应用表明,采用本工艺技术,所需解吸时间仅为10~11 h、解吸率高达97%~99%、所需解吸液体积<1 m3/t炭、解吸后贵液的含金浓度为5 000~8 000 g/m3、电解回收率>99%、解吸-电解总回收率达到97%~98%,而且能耗低、无污染,具有良好的经济效益与社会效益。  相似文献   

16.
郑晔 《黄金》2009,30(6):37-41
对内蒙古某矿含锌金银矿石进行了选矿试验。根据矿石性质,采用原矿氰化-浸渣浮锌流程,可实现就地产金、银,浸出率分别为78.89%、63.77%,浸渣浮锌,锌的回收率为84.64%,锌精矿品位43.25%;采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮锌流程,同样可实现就地产金、银,浸出率分别为81.14%、56.44%,精矿浸渣浮锌,锌的回收率为74.55%,锌精矿品位为50.17%。  相似文献   

17.
含金氧化钼矿石选矿试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
某含金钼矿石,钼氧化率高达68.5%。对该矿石采用优先浮选辉钼矿,将金富集到硫化钼精矿中,然后再浮选氧化钼矿物,硫化钼精矿经脱药抑制辉钼矿后氰化浸出回收金的工艺流程,使矿石中钼和金得到综合回收。选冶试验指标为:原矿钼品位0.52%,金1.53g/t,硫化钼精矿品位44.38%,氧化钼精矿品位23.6%,钼回收率78.2%,金回收率57.81%。  相似文献   

18.
为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究.化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t.工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金.浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明:粗选在Na2CO3用量为500 g/t、(NaPO3)6(六偏磷酸钠)...  相似文献   

19.
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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