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相似文献
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1.
某地原生金矿提金工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
对缅甸某地原生金矿进行了浮选-焙烧-硫脲无氰提金工艺的试验研究。原矿金入选品位为18.67g/t,采用常规的浮选工艺,可获得金精矿产率25.31%,金品位66.15g/t,回收率92.65%;浮选金精矿经焙烧、硫脲浸出后,金作业浸出率93.26%;金综合回收率为86.41%。由于缅甸禁止使用氰化浸金,所以此项工艺技术为开发利用该金矿提供了一条新路子。  相似文献   

2.
3.
云南某铁金矿中金的品位为2.08 g/t。金矿物主要为自然金,其次为银金矿。金矿物粒度整体偏细,72.54%分布在-20μm;部分金矿物的粒度较粗,在+40μm的分布率为22.35%。因此,在氰化浸金的过程中,为取得更好的浸出效果,建议可适当的延长浸出时间和提高药剂浓度。此外,黑云母、高岭石等矿物在细磨后会产生大量的泥,也会对金的浸出效果造成一定的影响。  相似文献   

4.
东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到:在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%;“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到:再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。  相似文献   

5.
谢营邦 《矿冶工程》1990,10(4):32-36
本文以全泥氰化和浮选精矿氰化的试验为依据,探讨了长石、云母等含铝矿物对氰化提金的影响。  相似文献   

6.
含砷金精矿细菌氧化预处理   总被引:4,自引:0,他引:4  
本文报道了用氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans)T-3菌株对十多个含砷金(银)矿山精矿氧化除去砷、硫、铁及对其中4个矿山氧化处理后精矿氰化浸金试验结果。结果表明,该菌株能强烈氧化毒砂,但来源不同,氧化速度和程度不同。细菌氧化含砷硫化物的程度,受生物学和矿物学两方面因素的影响。经细菌氧化处理后的金精矿,氰化浸金均可获得≥90%的浸金率。达此浸金率,对有的金矿含砷硫化物需充分氧化,有的只要求局部氧化即可。然而,存在着氰化物消耗多的问题,必须在氰化前对氧化后金精矿加碱充气预处理,才能使氰化物用量降至8kg/t 精矿以下。  相似文献   

7.
对河台金矿金精矿氰化工艺,通过采用药剂X预处理的方法,提高了氰化浸出速度,优化了相关作业条件,增加了氰化处理能力。同时该法使用后,降低了材料消耗与处理成本,提高企业经济效益。  相似文献   

8.
对河台金矿金精矿氰化工艺,通过采用药剂X预处理的方法,提高了氰化浸出速度,优化了相关作业条件,增加了氰化处理能力。同时该法使用后,降低了材料消耗与处理成本,提高企业经济效益。  相似文献   

9.
为了揭示微波低温预处理对硫化物包裹的微细粒分散金的助浸效果,以福建双旗山浮选金精矿为原料,以微波低温预处理为核心手段,研究了不同助浸条件对金浸出的影响。结果表明,在微波功率为3 kW、预处理时间为6 min(对应的预处理温度为300 ℃左右),焙渣磨矿细度为-0.038 mm占80%,氰化钠用量为3 kg/t、浸出时间为8 h情况下,金浸出率达到96.49%,高于相应条件下马弗炉低温预处理时金浸出率4.17个百分点;与强氧化剂助浸相比,因为微波低温预处理改变的是矿石的微观结构,而强氧化剂改善的只是浸出过程中溶解氧的浓度,因而微波低温预处理的浸出率要高约2个百分点;微波低温预处理助浸与其他助浸方式比较,可以提高金浸出率、缩短浸出时间。  相似文献   

10.
针对陕西某金矿全泥氰化炭浆工艺存在的环境保护问题,进行了多项选矿工艺技术改造的研究,最后确定用浮选+浮选精矿氰化工艺代替现有全泥氰化炭浆流程。先后进行了"金蝉"与"绿金"等环保药剂代替氰化钠工业试验,氰化尾矿浆破氰处理工艺研究与设计,但均没有取得理想的效果。在深入总结前期工作基础上,通过多方案对比论证最终确定了浮选+浮选精矿氰化工艺流程,浮选精矿氰化尾矿压滤干堆,并增加精矿氰化尾矿浆破氰处理工艺。生产实践表明,解决了一直困扰企业的环境保护问题,提高了回收率,降低了企业运营成本。  相似文献   

11.
针对某金矿金的嵌布粒度极为细微,以显微和超显微金为主,通过方案对比,采用先浮后浸新工艺进行闭路试验,工艺闭路指标为:浮选金精矿产率4.49%,品位36.6g/t,回收率38.22%,浸出作业回收率82.01%,对原矿回收率50.66%,浮选加浸出的总回收率为88.88%。  相似文献   

12.
东坑金矿中自然金呈粗细不均匀嵌布,采用浮选加尾矿重选,可得金粗精矿品位20.77g/tAu,回收率90.49%,重选加尾矿氰化,最终浸渣含0.10g/tAu,金的总回收率98.33%,全泥氰化,浸出率94.81%,贵液进入锌置换作业,置换率97%~98%,改用炭浆法提金也获良好指标。  相似文献   

13.
通过工艺矿物学和电化学研究,探讨了凡口铅锌矿深部矿体矿石矿物组成以及浮选工艺,提出了选别深部矿石合适的工艺流程和工艺参数。  相似文献   

14.
从高铅复杂硫化金精矿中提取金银的无氰工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
利镇有 《矿冶》1996,5(2):60-66,86
系统地研究了从高铅复杂硫化金精矿中提取金银的无氰工艺,给出了金精矿焙烧、稀酸浸出、氯化浸出金银及其它有价金属回收的最佳参数。着重考查了NaCl浓度、HCl用量、浸出时间等因素对氯化浸出金银结果的影响,有效地抑制了铅对金银提取的有害影响。  相似文献   

15.
贵州某卡林型金矿选矿试验研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
本文对贵州某卡林型金矿进行了浮选及金精矿焙烧氰化浸金试验研究。最终的选别指标为:金精矿品位达到38.9g/t,回收率为90.85%.  相似文献   

16.
贵州水银洞低品位卡林型金矿矿石选矿试验   总被引:2,自引:3,他引:2  
对贵州水银洞低品位卡林型金矿进行选矿试验研究,在对氰化法和浮选法进行比较的基础上,采用浮选方法,取得了满意的试验效果:金的回收率为91.64%,浮选金精矿品位为42.6g/t,然后对金精矿进行预氧化-氰化试验,金的氰化浸出回收率提高到88.76%,金矿石选冶总回收率达到了81.34%。  相似文献   

17.
本文提出了常压低温下对原生金矿预处量的一种新方法,对于含硫较高的原生矿,采用超声波强化硝酸预氧化处理工艺,处理后的氧化渣采用氰化浸出,金的浸出率同硝酸直接氧化后氰化浸出相比。有显著提高,该方法氧化时间短,对设备要求低,具有一定的生产价值。  相似文献   

18.
原矿中钼品位为0.081%,铜含量很低为0.04%,而硫含量较高为2.70%,钼铜硫矿物之间以及它们与脉石矿物之间嵌布粒度微细,并且铜硫之间及与其他硫化矿物之间呈微细粒互相包裹,脉石矿物异常好浮。为了同时回收该矿石中的目的矿物,研究采用了合理有效的选矿流程方案及药剂制度,使难选铜、钼、硫矿物得到有效的回收,获得钼精矿品位46.10%、回收率83.43%,铜精矿品位11.92%、回收率74.40%,硫精矿品位45.35%、回收率90.51%的良好选矿指标。  相似文献   

19.
针对生产现场锌硫分离作业尾矿作为二次资源浮选回收铜及有价元素金银进行了试验研究,锌硫分离尾矿经一次粗选、三次精选、两次扫选获得铜品位为13.78%的铜精矿、铜回收率为62.28%,铜精矿含金、银品位分别为1.10g/t和335.32g/t、回收率分别为10.74%和32.01%的较好指标。  相似文献   

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