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本文介绍了吉林省某金矿难选冶矿石提金工艺结果。该矿石难选冶的原因在于金嵌布粒度微细,且大量自然金以显微或超显微状态包裹在毒砂及黄铁矿矿物之中,另含有一定量的有机炭。试验采用原矿氰化-浸渣浮选-浸渣浮选精矿碱浸热压氧化-氧化渣氰化提金工艺,获得了金总回收率为90.50%~91.53%的结果. 相似文献
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本文对我国某大型难处埋金矿金的回收工艺进行了研究,提出采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出工艺,可获得金选冶总回收率83%以上。 相似文献
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本文给出了一大型金矿原生矿选冶试验研究结果。着重研究了浮选—精矿氰化(—浸渣浮选)流程,并进行了扩大连续试验,试验结果已作为建厂设计依据。 相似文献
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甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。 相似文献
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东北寨金矿为古砷碳镘细粒浸染贫金矿石,直接浸金的金浸出率几乎为零 采用阶段窖矿、载体浮选工艺得金品位18~92 g/t的精矿。金回收率91.52,并甩掉了大量尾矿。浮选精矿焙烧--氧化提金工艺获得了良好指标,金总回收率达85.32% 相似文献
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针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。 相似文献
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难浸含砷金精矿的碱性常温、常压强化预氧化工艺工业化研究 总被引:6,自引:0,他引:6
提供了一种难浸含砷金精矿的湿法冶金新工艺及其10t/d规模的工业化研究结果。在对难处理金精矿常温、常压强化碱浸预氧化的工艺原理和强化碱浸氧化的动力学条件进行了深入研究的基础上,充分利用了机械活化和碱浸过程中的选择性氧化原理,采用物理与化学综合分离的方法,利用超细磨塔式磨浸机的机械活化和强化作用,以及强烈搅拌的强化作用,在常温、常压下引发砷硫矿物在高温、高压下才能发生的氧化反应,使被包裹在砷硫矿物中的金解离。在矿样粒度小于35.6μm含量为91.8%的磨矿细度条件下,对含砷3.55%、含硫24.8%、含金54.7g/t的难浸金精矿强化碱浸预氧化54h后,砷转化率为93.4%,硫的选择性氧化率为43.5%,金的氰化回收率由预氧化前的4%~9%提高到93.0%,金的炭吸附率99.8%,解吸率99.1%,电解回收率99.95%,冶炼回收率99.5%,总回收率91.5%。工艺总生产成本为562元/t。研究结果表明,该预氧化提金工艺技术先进、流程简单、环境安全,为难浸金矿石资源的有效开发利用提供了新方法。 相似文献
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贵州某卡林型难处理金矿石高硫高砷,且有机碳含量高,金主要嵌布于硫化物中,采用常规氰化工艺,金浸出率仅为10%。针对该矿石性质,采用加压氧化—氰化工艺进行处理,小型试验金浸出率提高至94. 0%以上。在小型试验基础上进行中试连续试验,结果表明:在温度220℃,矿浆浓度16. 4%~19. 0%,氧分压0. 6~0. 8 MPa,停留时间45~60 min时,硫氧化率> 95. 0%,且不论氧化液是否返回,金浸出率平均可达94. 0%以上。 相似文献
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某难选金矿石浮选工艺试验研究 总被引:9,自引:0,他引:9
根据矿石性质及生产实际情况,试验从常规浮选、抑碳浮选和粗精矿再磨浮选三个方面进行了研究。为现场生产改造推荐了试验指标较好的粗精矿再磨浮选工艺。 相似文献