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通过分析影响含铜金硫精矿常规氰化提金的因素,提出用浮选方法把含铜金矿精矿分成金铜精矿和金硫精矿,金铜精矿用加压氧化酸法提铜,提铜渣和金硫精矿分别用常规氰化法提金,该工艺消除了铜对氰化过程的影响,取得了满意的技术经济指标。 相似文献
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针对某黄金冶炼厂现有工艺流程对入选金精矿的要求,进行了金精矿金铜分离浮选试验研究。通过试验研究,确定了合理的金铜分选工艺流程及条件,使高铜金精矿、金精矿达到了现有生产工艺要求。 相似文献
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从含铜金精矿中提取金、银氰化工艺试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
进行了从含铜金精矿中提取金银的氰化浸出工艺试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时加入助浸剂SD和调整剂SN调节浸出液的pH,能够提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化浸出法相比,金、银的浸出率分别提高了30.42%和17.36%,经济效益显著,对于中小黄金矿山具有推广价值。 相似文献
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高铜金精矿提取金铜工艺研究 总被引:2,自引:1,他引:2
采用硫酸化焙烧——二段酸浸——氰化工艺处理高铜金精矿。结果表明,在600℃硫酸化焙烧,焙砂在一段弱酸、二段强酸,温度80℃,浸出90 min的条件下,铜浸出率为98.22%;再对酸浸渣进行氰化浸出,金浸出率高达99.14%。 相似文献
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介绍了小秦岭某铜精矿性质;比较分析了铜硫浮选分离、硫精矿氰化和碱浸预处理后氰化、氰渣浮选两种工艺处理该金精矿试验结果。比较结果表明,采用碱浸预处理后氰化、氰渣浮选工艺经济效益更好。在试验中,还探讨了采用处理后的活化水提高氰化金浸出率方法,这为研究改进氰化工艺提供了一条新思路。 相似文献
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含铜金精矿焙烧—水浸—氰化提金工艺研究 总被引:6,自引:4,他引:2
对广东某金矿含铜金精矿焙烧-水浸-氰化提金工艺进行试验研究,试验结果证明工艺是成功的。Cu浸出率〉95%,金浸出率〉97%。 相似文献
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含铜金精矿硫代硫酸盐炭浆法提金的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文报道了从含铜的多金属硫化物金精矿(含Au110.84g/T、Ag139.54g/T、Cu2.61%及S36.04%)中用氨性硫代硫酸盐浆法提金新工艺的研究结果。实验室规模的试验结果为浸出率(%):Au96.06±0.56、Ag87.00及Cu31.16±1.48;吸附率(%):Au99.68±0.22、Ag99.50及Cu1.28±1.00。确定了浸出—炭浆吸附提金的基本工艺条件。本工艺的研究成功是对无污染处理含铜多金属硫化物金精矿工艺的一个新进展。 相似文献
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谭希发 《有色金属(冶炼部分)》2016,(11):45-48
对某含铜金精矿进行了热压预氧化—氰化综合回收金铜试验,探讨热压预氧化阶段矿石粒度、时间、温度、氧化分压和液固比对铜浸出率的影响。结果表明,在矿石粒度-44μm占85%、时间2.0h、温度210℃、氧分压0.8 MPa和液固比4∶1的条件下,铜浸出率为98.92%。预氧化渣在矿浆浓度为33%、pH=10~11和氰化钠浓度1‰的条件下浸出24h,金浸出率由常规氰化浸出的48.65%提高到98.41%,氰化钠耗量由常规氰化浸出的33.27kg/t下降至1.67kg/t。实现了金、铜的综合回收。 相似文献
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某高砷高铜金精矿含砷高达9.42%,采用加压氧化—氰化工艺处理,铜、金、银浸出率分别为96%~97%、99%、78%,加压氧化过程80%以上的砷固化在氧化渣中。同时开展了铜萃取、萃余液处理、毒性浸出等工艺单元试验,打通整体流程。毒性浸出试验表明,氰化渣、中和渣毒性浸出液中的重金属、砷浓度达标。采用加压氧化工艺处理高砷高铜金精矿是可行的。 相似文献
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采用沸腾焙烧—酸浸—氰化工艺处理高铜金精矿。工业实践表明,对于铜品位7%~10%的金精粉,全流程铜的回收率达到97%,酸浸渣含铜低于0.3%,氰化金浸出率96.84%,银浸出率75.45%,烟气SO2总转化率平均98.74%,处理后的烟气SO2浓度0.061%。 相似文献
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金川铜合成炉的铜精矿原料主要来自国外,矿源成分较复杂。铜冶炼行业的迅速扩能导致铜原料市场竞争形势日趋激烈、TC/RC(铜精矿加工费用)持续降低、原料采购难度增大、原料品质降低、企业利润降低。利用火法造锍捕金处理复杂金精矿成为铜合成炉降低成本、提高赢利点的一种新方式。根据金川铜合成炉处理复杂金精矿实际生产经验,从生产实践中存在的问题、提升装备结构、优化工艺过程等方面进行论述,采用单喷嘴结构优化、工艺参数优化后,料坝能够维持在850 mm,冻结层500~600 mm,烟灰率增加控制在7%以内,锅炉对流区温度受控,基本可以实现精矿在反应塔自热及完全反应,为闪速炉处理复杂金精矿提供指导。 相似文献
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某含铜矿石采用全泥氰化浸出工艺回收金,金浸出率仅为88.21%、铜浸出率高达19%左右。为减少铜矿物溶解对氰化浸出过程的影响,提出了"控制氰根离子浓度减弱铜溶解"的技术思路,并通过分点添加氰化钠的方式来控制氰根离子浓度。工业应用结果表明,在不大范围改变原工艺流程的基础上,铜浸出率可有效降至1.93%,金浸出率提高至93.40%。 相似文献
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针对某高硫含铜钴硫精矿开展焙烧—酸浸综合回收铜钴试验。研究表明,硫精矿通过掺入焙砂比例约25%,控制入料总硫品位30%左右,铜、钴、锌浸出率分别为88.08%、72.40%和100%。酸浸渣铁品位65.21%。浸出液通过萃取回收铜,萃余液氧化除铁,除铁后液一步沉淀得到富钴渣。 相似文献
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采用氧化焙烧—还原熔炼工艺对某高铜高砷金精矿进行研究。试验结果表明,该金精矿在800℃氧化焙烧2h得到的氧化焙砂,在SiO2添加量35%,无烟煤添加量8%,1 450℃还原熔炼60min时,渣计铜回收率95.70%,渣计金回收率99.62%。还原熔炼过程中,硫、砷主要富集在合金中。 相似文献
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简椿林 《有色金属(冶炼部分)》2016,(3):6-9
采用配料—焙烧—酸浸—氰化工艺从含铜难处理金精矿中综合回收有价金属,铜、金、银的浸出率分别为95.15%、98.18%、65.20%。在实验室研究基础上开发出的金精矿独特配料技术,使得铜浸出率大幅提高,工程化应用后综合经济效益明显提升。 相似文献
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采用焙烧—二段氨浸—萃取—反萃—铜电积—硝酸沉钼工艺流程处理低品位含铜钼精矿,最终产品为电解铜和钼酸铵。结果表明,铜回收率达到95%以上,钼回收率达到93%以上,产品均达到国标一等品标准。 相似文献