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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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湖北某难选金银矿选矿工艺流程试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对湖北某难选金银矿氧化率高,金、银嵌布粒度细微的性质特征,试验研究通过浮选、重选、浸出工艺等对比试验,最终确定采用全泥氰化的工艺流程回收矿石中的金、银,获得的选矿指标为:金、银的浸出率分别为68.32%、64.13%。该工艺的研究为合理开发此类金银矿提供了技术方向,同时提出了高氧化率金银矿的有效回收途径。 相似文献
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新疆某金精矿金品位37.10 g/t,含砷3.08%、铁15.17%、硫13.00%,自然金嵌布粒度以微粒为主,占91.04%,金精矿直接氰化浸出金浸出率仅为29.16%,为典型的含砷微细粒难处理金精矿。针对该金精矿特点,开展了系统的生物氧化单槽试验和连续试验研究。结果表明:采用长春黄金研究院有限公司驯化培育的菌种HYBBSX-Z1212-TL,在磨矿细度-0.045 mm占90.00%、矿浆浓度18%、连续氧化6 d的条件下,金精矿中砷、铁、硫氧化率分别为96.84%、93.83%、74.97%;氧化渣采用氰化炭浸工艺回收金,氰化浸出最优条件为矿浆浓度33%、氧化钙用量15 kg/t、碱处理时间2 h、氰化钠用量20 kg/t、氰化浸出时间48 h,金浸出率为94.11%。 相似文献
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安徽全椒金矿矿石金的嵌布粒度极细,属于典型的类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺,金回收率仅为10.40%;采用全泥氰化浸出工艺,金浸出率仅为23.55%;采用原矿焙烧—氰化浸出工艺,金浸出率仅为37.43%。根据矿石性质,对原矿进行了酸浸预处理试验研究。结果表明:采用盐酸酸浸后,再进行焙烧—氰化浸出,金浸出率可达到82.03%;酸浸液采用硫酸进行盐酸再生,可获得高品质的氢氧化镁、二水石膏和盐酸,综合回收了矿石中的钙、镁矿物。酸浸预处理可大幅改善提金效率,对中国类卡林型金矿的开发利用具有借鉴意义。 相似文献
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通过对含金多金属矿石混合精矿的试验研究,采用先氰化后浮选的工艺流程,获得合质Au、Ag及合格的Cu、Pb、S精矿。Au、Cu、Pb回收率分别为92.09%、88.8%、87%、。结果表明此工艺流程能够解决含金多金属混合精矿的有效分离问题。 相似文献
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用难处理金矿石和精矿,分别进行了焙烧-焙砂氰化浸金试验、焙烧-焙砂中加入三氧化二锑的氰化浸金试验、加入三氧化二锑焙烧-焙砂氰化浸金试验、精矿湿法浸锑之后焙烧-焙砂氰化浸金试验。试验结果表明,焙砂中加入三氧化二锑不影响氰化浸金,但是焙烧之前加入三氧化二锑焙烧后焙砂的氰化浸金试验指标明显低于未加三氧化二锑焙烧后的焙砂氰化浸金试验指标。此外,精矿湿法浸锑之后焙烧的焙砂氰化浸金的指标明显有改善。由此分析,三氧化二锑不对氰化浸金产生不利影响。锑对焙烧后焙砂氰化浸金的不利影响主要源于锑化合物的熔点低,易于加大焙烧过程中的“二次包裹金”的作用,从而导致金浸出指标下降。锑是难处理含金矿物原料焙烧-焙砂氰化浸金的主要干扰元素之一。 相似文献
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高砷硫金精矿提金研究 总被引:2,自引:1,他引:1
广西贵港金精矿含15%~22%As,并含碳、铅等不利于氰化的元素,金直接氰化率8%~36%。采用催化氧化酸浸法预处理后,金氰化率可达92%~98%,氰渣浮选后精矿的金总收率达97%~99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行,废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定,经济可行。 相似文献
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提出了一个湿法从氰化金泥中提取金、银、铜、铅的新工艺。该工艺采用WC混合除杂剂,将氰化金泥中的Cu、Pb、Zn、Ag除去,使产品金的含量达到95%以上,然后利用电解精炼制备出99.99%的高纯金,银的品位可达99%以上,且可以回收Cu、Pb。其适于在中小黄金矿山推广应用。 相似文献
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某金矿石中矿物可磨性差异大,部分矿物细磨易泥化,矿石中的斜方钙沸石吸附性强,氰化金浸出率低。对该金矿采用改性石硫合剂法搅拌浸金研究,考察了磨矿细度、矿浆pH值、改性石硫合剂用量、浸出时间、氧化剂种类和用量对金浸出的影响。当矿浆液固比为2∶1、磨矿细度为 -45 μm占55%、矿浆pH值为11.0、浸出时间为6 h、改性石硫合剂用量为8 kg/t及H2O2投加量为3.33 kg/t时,金的浸出率为89.81%,比氰化浸出提高了16.35%。H2O2释放的溶解氧能促进石硫合剂中有效浸金成分与金的反应,H2O2还能氧化载金黄铁矿,促进金的浸出。 相似文献
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对紫金山低品位含铜金矿进行生物浸出—介质转换—氰化提金摇瓶试验,考察不同生物浸出周期铜的浸出率以及生物浸出渣中铜的品位对后续氰化提金的影响。结果表明,生物浸出12d,含铜金矿中73%的铜溶出,浸出渣铜品位降至0.096%。生物浸出渣铜品位对氰化浸出有显著影响,随着铜品位的升高,氰化钠耗量、氰化过程铜的浸出率以及贵液铜浓度均升高。为降低铜对氰化提金的影响,生物浸出渣中铜的品位应降至0.1%以下。 相似文献
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焙烧氰化尾渣是含金硫化矿氰化法提金产生的固废,占氰渣总量的50%以上。其中的金被铁矿石和脉石包裹,采用火法回收工艺才可有效回收金和铁。目前的火法回收工艺有氯化挥发焙烧法回收金银、还原焙烧—磁选法回收铁、氰渣-铜精矿协同冶炼同时回收金和铁。氰渣-铜精矿协同冶炼法具有高效性、经济性和环保性,前景更加广阔。 相似文献
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分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。 相似文献