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1.
李晓健 《工程设计与研究(长沙)》1999,(4):5-7
主要论述大湖金矿扩建工程设计工艺方案的确定。当明在原矿全泥氰化和浮选-精矿氰化两种工艺可供选择。通过分析原矿性质、论证试验流程、分析经济效益等,设计采用了浮选-精矿氰化工艺流程,并得到生产实践的检验。 相似文献
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某选厂精矿氰化和浮选工艺改革的生产实践韩立岩(冶金工业部长春黄金研究院)1前言某金矿自1987年建矿以来,先后建立起具有100t/d全泥氰化炭浆厂和100t/d浮选厂两种选别工艺的选矿厂。由于种种原因,选厂的生产能力和金回收率的指标都很低。其中全泥氰... 相似文献
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七宝山金矿选矿工艺流程的发展 总被引:2,自引:0,他引:2
七宝山金矿经过二十多年的发展,选矿工艺由单一金浮选、金铜优先浮选一尾矿选矿一硫精矿再磨再选 逐步改造为金铜混合浮选工艺,适应了矿石性质变化的的要求,综合和矿物资源,经济效益和社会效益显著。 相似文献
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针对龙头山金矿选冶工艺流程存在的问题,提高回收率和处理能力对原流程进行了技术改造。技改后的工艺流程适宜矿石性质,畅通稳定,选矿回收率由技改前的87.55%提高到92.15%,处理能力由原设计的100t/d,选治成本由技改前145.54元/t降低到105.70元/t,较技改前地取得了742.66万元的显著经济效益。 相似文献
5.
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
6.
欧志军 《工程设计与研究(长沙)》1996,(4):20-23
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
7.
含有机碳砂页岩型胶体金矿石是我国新开发的一种金矿类型。采用浮选-精矿焙烧-焙砂氰化浸出的选冶工艺流程处理这种金矿石,获得的试验指标为:浮选精矿含金27.33g/t,回收率80.15%,氰化浸出率90.02%,活性炭吸附率99.67%。 相似文献
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本文对安徽省某金矿磁黄铁矿型高硫含铜金矿石提高金铜回收率的工艺进行试验研究,采用了重选-浮选-氰化-浮选的联合工艺流程,取得了满意的结果,新工艺与原工艺相比,氰化钠耗量减少了3kg/t,浮铜捕收剂节省了75%,金铜回收率分别提高了5%和15%,同时综合回收了有价伴生组分硫,经济效益显著提高。 相似文献
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通过对洋鸡山含金多金属混合矿选矿方法研究,证实优先浮选--硫精矿焙烧氰化--尾矿全泥氰化的工艺流程较为优越。 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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胡应藻 《金属材料与冶金工程》1992,(1):22-25
对金矿浮选精矿样及其氰化浸出渣样的矿物组成、金银的赋存状态、矿物成分、粒度特征及金粒表面覆膜影响浸出率的情况进行了分析、阐述,指出了浮选精矿氰化渣中金含量高的原因,并对提高浸出率的机理进行了探讨。 相似文献
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某银金矿矿石中有用金属甚多,相互关系密切,银主要以类质同像状态分散赋存在各种硫化矿物及铁矾类、氧化锰矿物中,用常规选矿方法难以选别,对该矿石的选别工艺流程作了研究,认为氧化焙烧一氯化焙烧一氰化工艺流程较适合该矿矿石性质,获得了指标最好。 相似文献
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本文以含碳砷微细粒难处理金矿石为对象,浮选获得金精矿品位37.97g/t,金回收率93.04%,原矿直接氰化浸出率很低;原矿焙烧氰化金浸出率94.82%; 相似文献