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相似文献
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1.
2.
黄铜矿精矿经三氯化铁浸出后,浸出残渣中含有元素硫和未反应的黄铜矿。矿物学研究表明,元素硫呈5—10μm 的分散晶体或集合体形态存在。用浮选方法,可获得品位为83%、回收率为96%的硫精矿和品位为9%、回收率为84%的铜精矿,技术经济效益显著。  相似文献   

3.
本试验选择高温氯化法综合回收流程作为处理硫精矿烧渣的半工业试验方案。确定了高温氯化焙烧过程的焙烧温度、焙烧时间和氯化剂用量等最佳工艺参数和条件;考察了不同粘结剂用量,添加高品质铁精粉及强化磨矿对铁氧化球团冶金性能的影响。  相似文献   

4.
强化浮选硫精矿中钼矿物的回收   总被引:2,自引:0,他引:2  
曾裕华 《中国钨业》2005,20(6):16-17
铁山垅钨矿选矿厂精选的硫精矿含钼0.21%,为充分回收钼资源,通过强化浮选,采用一粗二精的浮选工艺,获得含钼51.06%的钼精矿,钼精矿的回收率为51.18%,取得较好的经济效益。  相似文献   

5.
何桂春  黄开启 《黄金》2010,31(3):38-41
含硫51.6%、金0.98 g/t的硫精矿经过焙烧,在温度850℃条件下,获得含铁66.81%、金1.31 g/t的烧渣。烧渣经水浸除硫后,进行了硝酸铅预处理、氰化浸金,金的浸出率达51.9%。  相似文献   

6.
梁经冬  王忠梅 《黄金》1991,12(2):30-33
本文介绍了某金矿选矿厂硫精矿经磨细后氰化,重选和浮选回收金、铜的研究结果,推荐了细磨—浮选流程。当试料含金8.59g/t,铜1.17%和银40.70g/t时,浮选精矿含金165.47~117.15g/t、铜18.89~13.75%和银301.5~210.8g/t三者的回收率依次为77.11~81.15%、69.77~75.47%和38.22~39.72%;浮选尾矿含硫32.97%,可作制酸原料。该法由于产品方案与现行生产一致、流程设备简单、投资少、见效快、无污染,已被现厂采纳。研究结果对同类型矿山有一定推广价值。  相似文献   

7.
王俊锋  岳鸿卫 《河南冶金》1999,(1):29-30,34
为了回收磁选尾矿中的钴硫成份,济钢采用重-磁-重联合选矿工艺,有效地解决了浮选回收工艺,品位、回收率及环境污染等问题,且投资少,效益高,工艺简单,便于推广。  相似文献   

8.
高起方  段胜红 《黄金》2021,42(3):68-71
以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件.结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57%,酸浸铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%,氰化浸出金...  相似文献   

9.
为了实现硫精矿中铅锌金属资源的二次回收,同时提高硫精矿的品质,采用工艺矿物学研究了矿物的嵌布特征和赋存状态,拟定了铅锌混浮的原则流程。硫酸铜作为闪锌矿活化剂、石灰作为黄铁矿抑制剂,丁基黄药、乙硫氮、丁铵黑药作为组合捕收剂。通过试验确定药剂制度,在一粗三精一扫的闭路试验中获得铅品位为5.49%(回收率为13.52%)、锌品位为38.11%(回收率为57.12%)的混合精矿。硫精矿经过提质后铅锌品位之和降至0.98%。  相似文献   

10.
详细分析了硫化锌精矿中Zn、Fe、Pb、Cu几种硫化物的反应机理.阐述了两段加压浸出湿法炼锌浸出渣中元素硫的回收工艺流程及主要工艺技术指标,着重论述了对浸出渣中硫采用连续回收硫磺工艺生产元素硫应重点关注的特点。加压浸出反应中铁离子在ZnS浸出时起催化作用.磁黄铁矿及铁闪锌矿中铁的溶解对于锌的浸出是必要的,黄铁矿的存在对浸出产生不利影响;含铜硫化物在浸出时被氧化成硫酸盐;方铅矿氧化后最终以铅铁矾的形态入渣;硫大部分在浸出时形成元素硫进入浸出渣中,其余转化成硫酸根进入溶液。浸出渣中硫回收要注意硫磺精矿洗涤、过滤及干燥设备的选型应满足硫磺精矿含水量在15%以下,控制好硫磺精矿熔化时熔融粗硫与硫磺精矿的循环率(体积比)在72~120:1,适当加大粗硫热过滤设备网板间距到150mm等。  相似文献   

11.
玻利维亚某矿区选锡尾矿经浮选产出含银硫精矿,其中含金1.03×10-6、银178.7×10-6、铜0.53%,硫化物包裹金73.45%,硫化银73.63%。为综合回收该硫精矿的有价元素,采用“添加剂焙烧-烟气制酸-酸浸回收铜-氰化回收金、银-尾渣出售”工艺。试验结果表明,当增加添加剂焙烧时,金、银、铜的回收率均大幅提高,其最终浸出率分别为80.07%、90.32%和89.55%。初步经济分析结果表明,该含银硫精矿吨矿生产总价值为1 471.51元,不计原料费用时吨矿生产总成本为1 228.13元。该含银硫精矿的处理工艺实现了二次资源的可持续利用,为企业节能减排提供了一条新途径。  相似文献   

12.
陕西铅硐山矿业有限公司选矿厂矿石处理量1 120 t/d,铅锌分选后,尾砂量约为1 050 t/d,含硫品位约为1.86%。采用浮选法选硫,经一次粗选、一次扫选、三次精选,获得硫精矿品位44.36%、回收率79.93%,铅+锌含量为1.38%,达到国家一级品质量标准,实现收入约336万元/a,经济效益136.41万元/a,实现了有价元素的综合回收。  相似文献   

13.
马尚文  马得民 《黄金》1998,19(9):37-40
祁雨沟金矿浮选混合金精矿金品位低、银、硫、铜、铅、铁等含量较高,用直接氰化法提金,浸金率低很,其中有价元素--银、铜、铜、硫不能直接回收。通过试验,提出一条新工艺,即沸腾焙烧-酸浸、盐浸-氰化,可以使金的浸出率达95.235,同时回收银89.77%、铜97.20%、铅94.20%以及大部分的硫和铁,使矿产资源得到综合透明和。  相似文献   

14.
根据硫铁精矿沸腾炉焙烧产物烧渣的理化性质,开展烧渣回收金、银、铜、铁试验研究。最佳酸浸条件下,获得酸浸渣渣率93.75%、脱Cu率27.08%、脱As率39.72%;酸浸渣最佳氰化条件下,获得金、银氰化浸出率分别为77.45%和49.15%,高于生产水平,氰化渣含Au 0.69 g/t、Ag 12 g/t、Cu 0.11%、Fe 60.69%、As 0.17%、S 0.49%,浸渣金、银品位均较低;采用BY代号药剂处理酸浸溶液,铜回收率达99.9%,铁回收率达72%。  相似文献   

15.
康家湾含砷金硫精矿烧渣提金工艺   总被引:2,自引:0,他引:2  
本文总结了用硫脲浸出及氰化法从康家湾含砷金硫精矿焙砂中提金试验结果。在合适的条件下,能获得81%以上的金浸率,但是氰化提金前必需对焙砂进行酸洗预处理。  相似文献   

16.
汪勤武 《江西冶金》1999,19(5):22-25
叙述了用硫精矿焙烧,焙砂氰化提金工艺处理的过程,对回收烧渣中金银的研究有一定的参考价值。  相似文献   

17.
低品位含金硫精矿碱硫氧压浸金试验   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
对某低品位含金硫精矿开展氧压酸浸产元素硫、碱硫氧压浸取金银试验。酸浸试验最佳条件为:浸出温度130℃、浸出时间300min、浸出压力1.6 MPa、液固比4:1、始酸浓度20g/L、木质素2‰;碱硫氧压浸金试验最佳条件为:浸金剂(石灰+硫磺)为总干矿的40%、硫碱质量比0.35、催化剂Cu(NH_3)_4~(2+)0.06mol/L、活化剂木质素占干矿的0.2%、氧压0.4 MPa、温度105℃、浸金时间5h,在此条件下金、银的浸出率分别为88.23%和61.35%。  相似文献   

18.
针对硫精矿产品中杂质锌含量超标,从实验室小型试验探索硫浮选降锌的最佳组合抑制剂种类及用量。一粗两精一扫闭路试验结果表明,P-Nokes与Na2SO3+ZnSO4组合及与Na2CO3+ZnSO4组合均能使硫精矿中的锌含量达到标准。Na2CO3+ZnSO4组合在精矿品位、杂质含量以及回收率方面均优于Na2 SO3+ZnSO4组合。  相似文献   

19.
杨鹏  王杰  周元浩  李玉玺 《黄金》2023,(11):35-38
为提高黄金浮选尾矿资源利用率,对浮选尾矿开展工艺矿物学、黄铁矿界面活化和回收硫试验研究。以ZJ-H02为活化剂,矿浆pH值为4.5,对黄铁矿界面活化1 h后调整矿浆pH值为6.5,异戊基钠黄药用量为350 g/t,矿浆浓度为33%,可以获得硫品位为48.32%,硫回收率为93.37%的硫精矿。  相似文献   

20.
攀钢选钛厂粗硫钴矿回收钴精矿的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
  相似文献   

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