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对难处理金精矿两段焙烧提金流程中的氰化尾渣进行强化酸浸,酸浸过程中氧化铁矿物的溶解而使其中包裹的金得到解离并裸露,在氰化浸出过程中容易被浸出。研究表明,随着焙砂中氧化铁相包裹体的逐步酸溶,其酸浸渣中的金、银的氰化浸出率也随之显著提高。该预处理方法为提高难处理金精矿中金、银的浸出回收率提供了一种有效的途径。 相似文献
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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
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采用氧化焙烧脱硫、除碳—碳酸钠溶液浸出钼—浸钼渣氰化提金新工艺处理某金钼混合精矿。结果表明,在下述最佳试验条件下:粗精矿于600℃氧化焙烧1.5h、钼焙砂加入矿重40%的碳酸钠后按液固比3~4在80~90℃浸出1.0~1.5h,钼浸出率为91%,浸钼渣金的氰化浸出率大于95%。 相似文献
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针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明:采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。 相似文献
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某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
某氰化尾渣金属矿物以黄铁矿为主,有极少量闪锌矿、方铅矿和黄铜矿,脉石矿物以石英为主。该尾渣中主要可回收元素为金,金主要赋存于黄铁矿等硫化物中,因其与硫化物关系密切,采用浮选法对其进行富集。经浮选条件试验及开、闭路试验研究,获得了不磨浮选金精矿品位25.01g/t,金回收率46.35%;再磨浮选金精矿品位47.50g/t,金回收率57.65%的较好指标。 相似文献
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某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。 相似文献
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贵金属的提取工艺,普遍采取氰化法,由于其技术成熟、且回收率高,适用于多种贵金属的提取工艺,是现阶段黄金矿山企业应用最为广泛的提金工艺。黄金等贵金属氰化生产中氰化尾渣中的硫和铜、铅、锌等重金属以及浮选残留的氰化物会对堆存场地环境造成影响。因此如何开发冶炼渣中有价金属的综合利用研究,不仅减少对环境造成的影响,也能使炼渣废物利用,创造其价值。本文针对黄金冶炼渣中有价金属的综合利用进行探究。 相似文献
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为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度(-74 μm含量)为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度(-74 μm含量)为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。 相似文献
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铜冶炼过程中产生大量的冶炼炉渣,直接堆放不仅造成资源浪费,还会污染环境。针对山东恒邦冶炼股份有限公司铜冶炼转炉渣的特点,采用一次粗选、一次扫选的浮选流程回收金。结果表明:磨矿细度和捕收剂种类及用量是影响浮选指标的主要因素,其次是活化剂用量;最佳工艺参数为磨矿细度-0.074 mm占90.4%,丁基黄药用量200 g/t,硫酸铜用量250 g/t,石灰用量500 g/t,获得的金精矿金品位13.7 g/t、金回收率92.6%,尾矿金品位0.02 g/t、金损失率0.3%;实现了二次资源的综合利用,同时创造了一定的经济效益。 相似文献
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为实现选金尾矿资源中金的高效回收,对陕西省某含硫黄金尾矿(硫含量为11.60%、金含量为1.5×10-6、包裹金含量为84.77%)进行预处理—浮选预富集—浮选中矿再磨—浸出的选冶联合工艺研究。结果表明:机械搅拌、超声及添加H2SO4、Na2S预处理均可以改善金矿物表面性质,从而提高浮选回收率;原料添加H2SO4预处理后经2次粗选得到金品位为6.94×10-6、金回收率为87.22%的混合粗精矿产品,浮选回收率较无预处理时提高了10.52%,实现了裸露金和硫化物包裹金的预先富集;粗精矿经一次抑硫精选,获得金品位为21.65×10-6的金精矿;在-0.038 mm含量占95%、NaCN质量浓度为0.16%和浸出时间为48 h的条件下,精选中矿直接浸出率为91.48%,实现了包裹金的分离回收;最终得到金的选冶联合总回收率为80.45%,实现了高硫包裹型难处理金尾矿资源的高效回收。 相似文献
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广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。 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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对乌拉嘎金矿老尾矿分别进行了氰化、浮选及氰化与浮选联合工艺流程回收金试验研
究.通过确定合理的工艺流程结构及工艺条件,获得了金总回收率达65%以上试验指标,为合理开发回收该尾矿资源提供了技术依据. 相似文献