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相似文献
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1.
低品位钼精矿的钼提取研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.  相似文献   

2.
在研究福建省某钼矿厂难选低品位钼中矿性质基础之上,通过高效捕收剂、组合抑制剂的优化配伍,结合浮选与重选技术,实现了该钼矿物的高效综合利用,得出合理的浮选流程结构与药剂制度和最佳的重选工艺参数.浮选钼精矿产品品位为45.14%,回收率达到64.7%,钼浮选尾矿由重选可分别获得硫精矿和重选钼精矿,其中重选钼精矿产品品位为3.17%,回收率达到17.2%,整个流程中钼总回收率达到81.9%.  相似文献   

3.
根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10~11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%.  相似文献   

4.
由于竖罐蒸馏炼锌工艺中锌精矿所含的银几乎全部进入蒸馏残渣,因此以蒸馏残渣经旋涡炉烟化处理后得到的烟化渣为原料,开展了浮选回收银的研究.浮选实验考查了浮选过程pH值、温度、捕收剂用量、起泡剂用量对粗选过程的影响.在优化的粗选工艺参数条件下进行了多级开路浮选和闭路浮选实验,最终确定采用一粗四精三扫工艺,捕收剂用量800g·t-1,起泡剂用量350g·t-1,获得银精矿品位6100g·t-1,银回收率8610%.  相似文献   

5.
AC法处理高锑低银类铅阳极泥--铜和铋的回收   总被引:1,自引:1,他引:0  
用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋,综合回收了铜、铋、锑,并使其得到了较大程度的分离,Cu,Bi和Sb的置换率分别为99.75%,96.74%和99.45%;置换渣含铜53.73%,含铋20.79%.用硫酸浸铜法,实现了铜 锑、铜 铋的有效分离,最终铜以硫酸铜产出,品位为93.74%~96.21%,Fe含量为1.13%~1.47%,回收率为93.33%;用稀盐酸浸出铋 锑渣,铋以含Bi69.70%的铋精矿产出,直收率及总回收率分别为90.87%和94.73%,此外还产出Sb含量为36.21%的锑渣,返回氯化浸出过程,总回收率为94.06%.  相似文献   

6.
用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其氯化浸出渣经转化脱氯、硅氟酸浸铅、氨水浸银和水合肼还原,得到含Ag大于95%的银粉,铅以硅氟酸铅溶液返回电解精炼.在V苏打溶液/m浸出渣=4mL/g,n苏打实=1.6n苏打理,转化时间为4h及温度为80℃的最佳转化条件下,铅、银、氯的平均转化率为91.42%;在V(H2SiF6)/m浸出渣=4mL/g,浸出时间为1h,温度为50~60℃的最佳浸铅条件下,硅氟酸浸铅率为85.74%~86.07%,硝酸浸铅率大于95%;在浸银过程中,银的浸出率约为94.0%,沉银率约为98.0%.在整个工艺中,银的直收率及总回收率分别为93.63%及98.80%,铅直收率为85.91%,总回收率98.99%.  相似文献   

7.
镍钼矿浮选尾矿中Ni、Mo的品位分别为0.42%、0.62%,仍然具有开发利用价值.通过工艺矿物学分析,解释了镍钼矿浮选尾矿中镍、钼均主要以硫化矿形式存在,钼矿物与脉石矿嵌布关系密切,镍矿物与黄铁矿共生关系密切.通过再选闭路试验,浮选得到了Ni、Mo品位分别为1.44%、1.89%的再选精矿,Ni、Mo回收率分别为46.39%、41.24%,增加了镍钼矿综合回收利用.  相似文献   

8.
以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.  相似文献   

9.
《河南科学》2016,(2):204-207
钼(铜)精矿焙烧烟道灰是钼(铜)精矿在氧化沸腾炉焙烧过程中产生的含有丰富的有色金属和稀贵金属的高温烟尘,是提取铂族元素的重要资源.以烟道灰为原料,采用氧化干馏法分离提取锇.先用常温湿法浸取烟道灰中的锌、铜、镍和铅等有色金属,烘干烟道灰浸渣,将烟道灰干渣与氧化剂混合均匀后进行氧化干馏,从而回收锇.结果表明:将烟道灰干浸渣和其质量8%的复合氧化剂,在140℃下氧化干馏30 min,用20%NaOH和0.5%C_2H_5OH的混合溶液进行三级吸收OsO_4,锇的回收率不低于85%.  相似文献   

10.
低品位双重难处理金矿石工艺矿物学及浸金影响因素   总被引:3,自引:0,他引:3  
试验所用矿石来自我国云南某金矿,该矿含金2.4 g/t,砷0.97%,碳1.47%.它是典型的低品位含碳双重难处理金矿石,浮选精矿-氰化提金,金浸出率为10.43%;浮选精矿-焙烧-氰化工艺,金浸出率为46.52%,属于极难浸金矿.矿石主要金属矿物为黄铁矿、毒砂.脉石矿物主要为石英、绢云母、白云石、方解石、伊利石黏土矿物等.金的赋存状态绝大多数是"不可见金",主要为次显微、超显微的包裹金以及胶体金.金主要包裹于毒砂和黄铁矿晶体中.矿石中金矿物主要为自然金,少为银金矿.矿石金回收率低的原因主要是包裹金,矿石含砷、碳质以及黏土矿物.  相似文献   

11.
Gold telluride ores are important gold refractory ores due to the presence of sulfides and other gangue materials. The classification and main physical properties of gold telluride ores were described, and possible treatment methods including flotation, leaching, and oxidation were reviewed. The results show that flotation procedures are much easier for gold tellurides compared to other refractory gold-bearing ores. For the conventional cyanide leaching process, pretreatment such as oxidation is required to achieve high gold recovery. Roasting is a relatively simple but not environment-friendly method; bio-oxidation technology seems to be more suitable for the oxidation of flotation concentrate. Other treatment methods involve cyanide leaching, thiourea leaching, ammoniacal thiosulfate leaching, carbon-in-pulp, and resin-in-pulp, all of which are less commonly utilized.  相似文献   

12.
The comprehensive recovery of small amounts of valuable minerals such as gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore was investigated. The following treatment strategy was applied to a sample of this ore: gold flotation–gold concentrate leaching–lead and zinc flotation from the gold concentrate leaching residue. Closed-circuit trials of gold flotation yielded a gold concentrate that assayed at 40.23 g·t-1 Au with a recovery of 86.25%. The gold concentrate leaching rate was 98.76%. Two variants of lead-zinc flotation from the residue—preferential flotation of lead and zinc and bulk flotation of lead and zinc—were tested using the middling processing method. Foam from the reflotation was returned to the lead rougher flotation or lead–zinc bulk flotation, whereas middlings from reflotation were discarded. Sulfur concentrate was a byproduct. The combined strategy of flotation, leaching, and flotation is recommended for the treatment of this kind of ore.  相似文献   

13.
针对青海某微细粒浸染、高砷,原矿氰化浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,经过三种流程对比试验,最终推荐该金矿的选别流程为粗磨弱酸性条件下,一段粗选、两段扫选、两段精选、的全浮选流程,获得金精矿金品位48.2 g/t,金回收率87.15%的工艺指标.  相似文献   

14.
利用混合嗜酸菌对云南某碳质卡林型金矿进行了细菌氧化和氰化浸出的试验研究.研究表明,该矿直接氰化金的回收率非常低,即使采用碳浆浸出的氰化方法,金的回收率只有129%.细菌氧化工艺可以有效地解决硫化物包裹金的问题,大幅度提高金的浸出率,同时利用活性碳的竞争吸附,可以有效地解决碳质物的“劫金”作用,进一步提高金的回收率.通过细菌氧化-碳浆氰化联合处理工艺,金的回收率达到8239%,同时氰化钠的用量降低4968%,因此细菌氧化-碳浆氰化浸出工艺是处理碳质卡林型金矿的有效方法.  相似文献   

15.
高铝硅氰化渣中铁回收工艺   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。  相似文献   

16.
为分析金精矿中碳质在生物预氧化提金工艺中的影响,以贵州泥堡高硫卡林型金精矿为原料,以气相色谱-质谱联用仪(GC-MS)分析了样品中有机碳可能的有机组分;结合拉曼光谱分析了该碳质在微观空间尺度上碳原子的空间排布特征和规律,并讨论了其与劫金性质的关系;结合劫金指数(PRI)测定以及对不同含金溶液的吸附实验,进一步分析其劫金能力和载金能力;最后结合生物预氧化产品炭浆法(CIP)氰化提金实验,分析了该碳质在实际生物预氧化提金工艺中的影响.结果表明:矿样中有机碳组分为干酪根,其裂解气含有多种干酪根母源有机质,不利于氰化;拉曼光谱分析结果与PRI测试结果吻合,均表明矿样中碳质具有高劫金性质;在实际生物预氧化产品CIP氰化提金过程中,采用添加活性炭与劫金碳质竞争吸附,可减少10.14%已溶出的金被劫金碳质吸附,后续金浸出率可达80.17%.  相似文献   

17.
在热分析的基础上对吉林某浮选银精矿的预处理过程进行了研究。研究了焙焙烧温度、焙烧时间奶对金精矿中硫,碳脱除率的影响,着重研究了有添加剂存在时焙烧工艺条件对银精矿焙砂的金银提取性能的影响,并了添剂在硫酸化焙烧过程中的作用。试验结果表明:有添加剂存在时的焙少经稀硫酸预浸,其预浸渣于用硫脲法或氰化法浸金时,其金的浸率将大于95%,争遥总浸出率也分别达95%  相似文献   

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