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1.
本文对Solomon某金矿进行可行性工艺探索性研究,结果表明,混合原矿,矿石粒度为20 mm,柱浸浸出60 d,渣液合计浸出率为73.19%;浮选金精矿,超细磨粒度为P80=13 μm,金浸出率为68.90%,焙烧预氧化-细磨-氰化,可使金的浸出率提高到91.50%;加压预氧化-氰化后金的浸出率可以达到97.02%。  相似文献   
2.
采用酸浸法从新疆紫金低品位氧化锌矿及含锌废石制备碱式碳酸锌。在磨矿细度为-74μm占30%,液固比2,硫酸用量52kg/t矿,浸出时间2h,终点pH 1.5~2.0,锌浸出率为63%,氧化锌浸出率97%左右;浸出液采用碳酸钙预中和—碳酸钠沉锌工艺回收锌,在预中和终点pH 4.5~5.0、碳酸钠沉锌终点pH 8.0左右,最终获得锌沉淀率为99%,锌品位约50%的碱式碳酸锌产品,该产品可作为生产电锌的原料。  相似文献   
3.
黄铜矿精矿的酸性热压氧化提铜工艺研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
对黄铜矿精矿进行酸性热压氧化提铜工艺研究,探讨了初始酸浓度、浸出温度、浸出时间等工艺参数对铜浸出率的影响。结果表明:最佳浸出温度为110-115℃;初始酸度和NaCl浓度增加、氧分压提高、反应时间延长可以提高Cu的浸出率。当氧气分压0.45MPa,浸出温度110℃,浸出时间4h,NaCl初始浓度为40g/L,H2SO4初始浓度为110g/L,液固比5:1,搅拌速度750r/min时,Cu的浸出率可达98%。在液固比为4:1,氰化钠用量为2kg/t,氰化时间24h,振荡氰化条件下,金的浸出率为85%。  相似文献   
4.
为了能够快速的判定铜的生物浸出性能,通常会通过各种生物的浸出试验进行判定,本文通过对一种低成本、且快速的铜矿的浸出方式进行试验,并与工艺矿物学、生物搅拌浸出、以及生物柱浸出试验进行对比,其结果与工艺矿物学、生物搅拌浸出、以及生物柱浸出试验的结果基本相符,可以对铜矿的生物堆浸进行初步的生物可浸性判定,得出了这种可浸性浸出方式可以快速的、且低成本的对生物可浸性进行判定的结论。  相似文献   
5.
介绍了高压辊磨机的工作原理,高压辊磨后细粒部分比例大幅提高;对高压辊磨和常规破碎后样品进行了对比氰化试验。结果表明,采用全泥氰化工艺,高压辊磨在金浸出率上没有优势,金浸出率由89.80%降为79.88%;而采用堆浸工艺,则经高压辊磨后,金浸出率比常规破碎样品有较大幅度的提高,从53.85%升至79.88%。  相似文献   
6.
刚果(金)某铜钴矿酸浸实验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对刚果(金)某铜钴矿进行了酸浸实验研究,考察了磨矿细度、反应温度、硫酸用量、亚硫酸钠用量、矿浆浓度、反应时间对矿石中铜钴浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm粒级占80%、矿浆浓度33%、硫酸用量110 kg/t、亚硫酸钠用量20 kg/t、常温搅拌浸出5 h时,浸出尾渣铜钴品位分别为0.26%和0.025%,铜钴浸出率分别为94.85%和93.15%。  相似文献   
7.
本文介绍了某金矿选冶过程中产生的硫酸钠废水的电解综合利用试验结果,阐述了该硫酸钠盐水的预处理流程,探索了硫酸钠浓度、电流强度、膜材料种类等因素对电解效率的影响,通过电解工艺处理该废水,阴阳极分别产生氢氧化钠和硫酸溶液,可以直接回用于现场工业生产中,有利于矿山循环经济的发展。  相似文献   
8.
化学沉淀法处理含重金属废水的研究进展   总被引:8,自引:0,他引:8  
化学沉淀法是一种传统的水处理方法,具有技术成熟、投资少、处理成本低、自动化程度高等诸多优点,在国内外已广泛应用.主要介绍了化学沉淀法处理重金属废水的研究进展,阐述了3种化学沉淀法的优缺点、重金属去除率的影响因素及今后的研究方向.  相似文献   
9.
我国氧化锌矿储量丰富,但贫矿多、富矿少、难于选冶。由于低品位氧化锌矿品位低、杂质含量高、处理工艺复杂等,未能得到有效利用。采用在浆萃取工艺对低品位氧化锌矿进行研究,试验结果表明:采用在浆萃取工艺,矿浆浓度33%,初始硫酸浓度20 g/L,加入硫酸的同时加入萃取剂(30%P204+70%煤油)进行边浸边萃,试验时间为60 min;负载有机相用200 g/L硫酸进行反萃,相比O/A=4,时间15 min。锌浸出率超过97%,萃取率大于99%;硫酸溶液反萃可获得较高反萃率。  相似文献   
10.
介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。  相似文献   
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