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哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10%.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072%,金回收率44.56%,银回收率2.06%、铜回收率0.0066%.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64%的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47%、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92%、金回收率25.62%、银回收率55.96%的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21%、银综合回收率77.02%、铜回收率63.92%的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量. 相似文献
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哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10%.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072%,金回收率44.56%,银回收率2.06%、铜回收率0.0066%.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64%的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47%、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92%、金回收率25.62%、银回收率55.96%的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21%、银综合回收率77.02%、铜回收率63.92%的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量. 相似文献
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内蒙古某金矿原矿品位1.64g/t,金是唯一有价金属元素,具有整体储量较大、矿石品位高低不同和矿石类型不同等特点。通过对原矿矿石性质、选矿试验进行分析,发现选冶指标存在差异。为了保证矿山经济效益发挥到最大,确定了对较高品位矿石采用全泥氰化工艺方案,对较低品位矿石采用堆浸的工艺方案。对破碎系统、全泥氰化系统和堆浸系统的工艺流程分别进行了论述,同时在保证设计指标和工艺参数的前提下,合理的选择了高效节能的选冶设备,并结合现场地形进行了设备优化配置。 相似文献
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以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92%和39.16%,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收.浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80%,硫化钠用量为400 g/t,丁基黄药用量为... 相似文献
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云南某锰银矿,矿石中Mn品位9.27%,Ag品位达到了95.1g/t,锰银矿物主要集中在粗粒级中,金属矿物主要是氧化锰矿物和铁矿物,脉石矿物以高岭土为主。针对原矿性质、试验结果和现场生产实际,本次设计确定了"洗矿-干燥-破碎"的选矿工艺流程,选择以柱磨机、高压辊磨机、圆筒擦洗机、直线振动筛、槽式洗矿机、回转干燥机为主体设备的工艺方案,流程简洁合理,为后续冶炼工艺作了充分原料准备。 相似文献
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河南某金矿具有嵌布关系复杂、氧化率高、泥化严重等特点,属于复杂难选泥质高氧化型金矿,选矿厂浮选指标不理想。为提高此类矿石的选矿回收率,开展了详细的实验研究,实验研究结果表明:采用单一浸出工艺和预氧化+浸出工艺均很难获得理想的浸出指标,Au浸出率仅为77.46%、80.28%;采用焙烧+浸出工艺可显著提高浸出指标,Au浸出率为93.66%,但技术经济性较差;采用浮选+浸出工艺可获得较为理想的指标,Au总回收率为94.25%,且工艺流程可操作性强。因此,浮选+浸出工艺对此类矿石具有较好的适应性,不仅可回收高度弥散分布在硫化物和脉石矿物中的超细微粒级金,而且粗粒级颗粒金也得到较好的回收。本研究为矿山企业的生产实践提供了重要借鉴。 相似文献
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玻利维亚某氧化铜矿选冶工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
玻利维亚某氧化铜矿氧化率高、结合率高,单一浮选法不能有效地处理该矿石,但该矿石的碱性脉石含量少,适宜于酸浸处理。浮选—酸浸联合工艺试验、搅拌浸出试验、柱浸试验及萃取—电积试验结果显示,该矿石适宜的工业处理工艺为原矿堆浸—萃取—反萃取—电积,其特点是铜浸出率高、阴极铜质量高、投资省且生产运行成本低。 相似文献
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<正> 难选金矿石,又称为难处理金矿石,通常为高砷高碳型和微细粒浸染型金矿石。这类金矿石往往经细磨后仍有相当一部分金不能用常规的氰化方法有效地浸出。我国这类资源丰富,分布较广。从1978年在贵州省册亨县发现国内第一个高砷高碳微细粒浸染型难选金矿至今,通过10几年的地质勘探工作,相继在全国16个省(区)发现了这类难处理金矿,远景储量非常可观,将成为我国“八五” 相似文献
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为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明:采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。 相似文献
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国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。 相似文献
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刚果(金)某铜钴矿地处世界第三大铜矿带中非刚果(金)-赞比亚巨型铜钴成矿带的西北部,属大型沉积变质改造型矿床,地质成因复杂.该矿山矿石种类多、氧化率高、含泥量大,同时伴生有一定量的钴金属.本文论述了目前矿山采用的选冶联合工艺回收实践效果,选矿、冶炼铜回收率分别稳定在85%、97%左右,湿法铜回收率91%,钴回收率75%... 相似文献
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介绍了采用优先选铜—硫砷精矿强化浸金—尾矿氰化工艺方案综合回收了国外某矿石中的金和铜。该矿原矿石含Au3.40g/t、Ag16.9g/t、Cu1.07%、As1.16%、TS5.38%,金、铜矿物嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,金分布较为分散,且有很大一部分被硫化物或脉石包裹,砷含量高,属于复杂难处理高砷金铜矿。试验采用石灰+亚硫酸钠组合抑制剂抑砷,优先获得了可以直接销售的合格铜金精矿,采用热压预氧化—氰化法回收硫砷精矿中的金,氰化浸出浮选尾矿中的金,金、铜综合回收率分别达到83.47%和87.20%。 相似文献