[go: up one dir, main page]

CN105603207B - 一种磁铁矿中金的强化浸出方法 - Google Patents

一种磁铁矿中金的强化浸出方法 Download PDF

Info

Publication number
CN105603207B
CN105603207B CN201610157026.6A CN201610157026A CN105603207B CN 105603207 B CN105603207 B CN 105603207B CN 201610157026 A CN201610157026 A CN 201610157026A CN 105603207 B CN105603207 B CN 105603207B
Authority
CN
China
Prior art keywords
gold
leaching
magnetite
ore
grinding
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201610157026.6A
Other languages
English (en)
Other versions
CN105603207A (zh
Inventor
邱显扬
胡真
宋宝旭
汤玉和
李汉文
汪泰
邹坚坚
付华
李沛伦
王成行
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Institute of Resource Utilization and Rare Earth Development of Guangdong Academy of Sciences
Original Assignee
Guangzhou Research Institute of Non Ferrous Metals
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Guangzhou Research Institute of Non Ferrous Metals filed Critical Guangzhou Research Institute of Non Ferrous Metals
Priority to CN201610157026.6A priority Critical patent/CN105603207B/zh
Publication of CN105603207A publication Critical patent/CN105603207A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN105603207B publication Critical patent/CN105603207B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/08—Obtaining noble metals by cyaniding
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/04—Obtaining noble metals by wet processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
    • C22B3/24—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition by adsorption on solid substances, e.g. by extraction with solid resins
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种磁铁矿中金的强化浸出方法。本发明将含金磁铁矿原矿经磨矿后分级获得待处理矿料，将待处理矿料经弱磁选得到含金的强磁性矿物，将强磁性矿物经浓缩分级后再磨矿，获得磨矿粒度为‑0.043mm占80.00～85.00%矿物，进行氰化浸出处理。本发明创造性采用两段磨矿工艺，加大磨矿细度，一方面防止磁铁矿由于比重大导致沉槽，另一方面打开包裹体，显著提高与磁铁矿伴生的金的浸出率，并进一步精确确定搅拌强度、浸出时间等关键条件，保障载金磁铁矿的金浸出率不低于94%，浸出后浸渣中金的品位低至0.092g/t，不高于0.1g/t，较好地解决磁铁矿中金的浸出率低、浸渣中金的品位高等技术难题，且能耗较低。

Description

一种磁铁矿中金的强化浸出方法
技术领域
本发明涉及载金矿物的选矿方法，更具体地，涉及一种载金矿物为磁铁矿或磁赤铁矿中金的强化浸出方法。
背景技术
由于长期大规模的金矿开采，我国金矿选矿的品位逐年下降，且金矿矿石性质较为复杂，尤其是磁铁矿中浸金，由于磁铁矿性质的特殊性而使得常规的磁铁矿中金的浸出效果不佳。
由于磁铁矿的密度较大，且多为粒块状结合体，在氰化浸出过程中极易发生沉槽或堵塞的现象。从而使得在磁铁矿中进行浸金的浸出率较低，浸渣中金的品位较高。
公开号为CN101225467的中国专利申请公开了一种采用微波焙烧预处理难浸金矿物的方法，其要点是将粒度为-200目占90～95％的金矿物或金精矿放入微波焙烧炉的反应室内，再在反应室内充满氮气，启动微波焙烧炉，上述金矿物或金精矿在氮气氛中进行微波辐射焙烧，焙烧温度为450℃～580℃，功率为4-6kw，焙烧5-20分钟后,微波焙烧炉停止工作,取出焙砂即得。该技术方案的缺点为：操作复杂，且需要在氮气氛围中进行，不利于大型的工业生产应用。
公开号为CN103789546A的中国专利申请公开了一种硫脲浸金的方法,在用酸性硫脲溶液浸取金时,针对不同的含金矿源,如氧化矿、经氧化预处理(氧压氧化、生物氧化或焙烧)难浸硫化矿后的矿浆或焙砂，将矿浆酸度控制在2.2≦pH≤3.5之间进行。通过调节、控制浸出溶液的酸、碱度,来控制三价铁离子浓度,显著降低了酸的消耗。该技术方案的缺点是，对实验设备的要求较高，且浸出影响因素较复杂，效果不稳定，对浸出的环境要求较高，不易操作，且与氰化浸金法相比，金的浸出率相对较低。
陈江按等人在石硫合剂研究中指出，石硫合剂是一种新型的浸金试剂,对目前石硫合剂的浸金过程及最终产物的稳定性做了阐述，在浸金动力学模型的研究方面也进行了探讨，指出动力学模型对实际浸金分析有着重要的指导作用。在氧化动力学研究中,根据学者的研究结果,分析出了影响氧化的因素除温度外,还有氧化剂的用量、铜离子、搅拌速度、氨水等因素，并得出了动力学公式。但是，石硫合剂中有效浸金成分不稳定，金的浸出率和回收率都不高。
现有技术研究表明，在氰化浸出试验中，金的浸出率与磨矿粒度关系不明显，例如杨磊等在《某金矿金浸出率不高的原因及解决措施》(2015年2月，http://wenku.baidu.com/link？url＝Pu6sWDh_k9e5SwvVc2RYUWsmpVbAEHWkk0LpmES2InGsqpfjOFb_W9sZFBd1c7Mi8Mt2ft45-7ZsEP-pvH28alr9ghfJaNTUQcbCL4eJ q1q)中指出，在氰化浸出试验中，金的浸出率与磨矿粒度关系不明显。但本发明长期研究总结分析发现，磁铁矿属于较为难磨的矿物，磨矿粒度过粗不利于金的浸出，磨矿粒度过细又增大了能耗，降低了磨矿效率，所以，总结提出合适的磨矿粒度十分必要。
关通等在《山东某金矿氰化浸出金的研究中》指出，矿石粗磨的金氰化浸出率高于细磨，并进一步总结出，金氰化浸出的最佳工艺为磨矿粒度为-0.074mm占43.69％、矿浆浓度30％、石灰用量2.8kg/t、氰化钠用量2.4kg/t，搅拌时间16小时，浸渣中金的品位降至0.12g/t，金的浸出率为97.3％。该研究侧重点在于氰化浸金，但对难磨磁铁矿中金的浸出问题没有提出解决方案。目前针对难磨、密度大的载金磁铁矿的金浸出问题，未见相关技术报道。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有难磨、密度大的载金磁铁矿浸出方法中存在的技术缺陷，包括浸出过程中磁铁矿易沉槽和磨矿粒度不当导致的载金矿物金浸出率低、浸渣品位偏高等技术问题，提供一种磁铁矿中金的强化浸出的方法。
本发明的目的通过以下技术方案予以实现：
提供一种磁铁矿中金的强化浸出方法，包括以下步骤：
S1.将原矿经磨矿后分级，获得磨矿粒度为-0.074mm占60～80％的待处理矿料；
S2.将步骤S1所得待处理矿料进行弱磁选得到含金的强磁性矿物磁铁矿；
S3.步骤S2所得强磁性矿物磁铁矿经浓缩分级后进行再磨矿，获得磨矿粒度为-0.043mm占80.00～85.00％矿物；
S4.将步骤S3所得合格粒级的矿物进行氰化浸出处理；
S5.步骤S4氰化浸出后进行活性炭吸附得到载金炭；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿。
优选地，步骤S1所述分级是将原矿经过球磨机磨矿后进行水力旋流器分级。所述待处理矿料中磨矿粒度为-0.074mm占70％。
优选地，步骤S2所述弱磁选中使用的场强为145～160mT；进一步优选地，所述场强为150mT。
优选地，步骤S3所述再磨矿是采用再球磨机进行再磨矿。
优选地，步骤S3所述使磨矿粒度为-0.043mm的矿料占80.00～82.00％；最优选地，磨矿粒度为-0.043mm占81.40％。
优选地，步骤S4所述氰化浸出是将所得合格粒级的矿物调整矿浆浓度至25％(质量百分比，下同)，在pH值为11，氰化钠1950～2000g/t的条件下进行氰化浸出处理。本发明控制浸出液的矿浆浓度在25％和pH为11的条件下，浸出效果最好，且处理量相对较大。
进一步优选地，步骤S4所述氰化钠的加入量为2000g/t。
优选地，步骤S4所述氰化浸出的氰化浸出处理的搅拌强度为1350～1450转/分。进一步优选地，所述搅拌强度为1400转/分。本发明总结得到，在搅拌强度为1350～1450转/分条件下，能较好地控制磁铁矿在浸出液中处于悬浮状态而避免沉槽现象的发生从而最终提高氰化浸出的效率。进一步地，在搅拌强度为1400转/分条件下所获得的浸出效果最佳。
优选地，步骤S4所述氰化浸出的时间为36h。进行氰化浸出的浸出时间控制在36h既能使得载金磁铁矿中金浸出充分且能节省过多的浸出时间消耗，从而提高了氰化浸出的浸出效率。
如前所述，本发明长期研究总结分析发现，磁铁矿属于较为难磨的矿物，磨矿粒度过粗不利于金的浸出，磨矿粒度过细又增大了能耗，降低了磨矿效率，所以，总结提出合适的磨矿粒度十分必要，本发明大量试验证明，载金的磁铁矿在磨矿粒度为-0.043mm占80.00～82.00％，能较好的使得浸出中的氰化钠与载金矿物磁铁矿中金充分接触，保障较高的金浸出率，且磨矿能耗相对较低；而载金的磁铁矿在磨矿粒度为-0.043mm占81.40％时，金浸出率最佳，且磨矿能耗相对较低，磨矿成本控制较好。
本发明的有益效果如下：
本领域针对裂隙金和单体金的氰化浸出率高于97％已不罕见，但与磁铁矿伴生的金，大多以包裹金的形式存在，浸出率普遍较低，如何提高该类矿石的金浸出率一直是本领域的技术难题。本发明突破本领域关于金的浸出率与磨矿粒度关系不明显的局限和思维定势，创造性采用两段磨矿流程和工艺，加大磨矿细度，一方面防止磁铁矿由于比重大导致沉槽，另一方面打开包裹体，显著提高与磁铁矿伴生的金的浸出率。
本发明将含金磁铁矿原矿经磨矿后分级，获得磨矿粒度为-0.074mm占70％的待处理矿料，将待处理矿料进行弱磁选得到含金的强磁性矿物磁铁矿，将强磁性矿物磁铁矿经浓缩分级后进行再磨矿，获得磨矿粒度为-0.043mm占80.00～85.00％矿物，然后进行氰化浸出处理。本发明创造性采用两段磨矿流程和工艺，加大磨矿细度，一方面防止磁铁矿由于比重大导致沉槽，另一方面打开包裹体，显著提高与磁铁矿伴生的金的浸出率。并进一步精确确定搅拌强度、浸出时间、等关键的氰化浸出条件，采用球磨机磨矿、旋流器分级、弱磁选选铁、搅拌氰化浸出相结合的选矿方法，通过控制磨矿细度和搅拌力度等关键工艺，有效地防止由于磁铁矿的密度较大且多为粒块状结合体而造成的在氰化浸出过程中极易发生沉槽或堵塞的现象，从而保障提高本金的浸出率和回收率，可较好地解决磁铁矿中金的浸出率低、浸渣中金的品位高等技术难题，是一种浸出效果好的强化氰化浸金方法。
具体地，本发明科学控制磁铁矿的磨矿粒度为-0.043mm占80.00～82.00％，能较好的使得浸出中的氰化钠与载金矿物磁铁矿中金充分接触，保障较高的金浸出率，且能耗较低；基于所述磨矿粒度，本发明进一步精确确定搅拌强度在1400转/分，能较好地控制磁铁矿浸出液中处于悬浮状态而避免沉槽现象的发生而提高氰化浸出的效率；本发明还对浸出时间进行科学总结，浸出时间控制在36h，既能使得浸出效果充分又能不必浪费多余的浸出时间，从而提高了氰化浸出的浸出效率。采用本发明方法，载金磁铁矿的金浸出率达96.49％，不低于94％；浸出后浸渣中金的品位低至0.092g/t，不高于0.1g/t。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例进一步说明本发明。下述实施例说明的矿石来源仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的原料为本领域常规市场渠道获得的原料，除非特别说明，下述实施例中使用的方法和设备为本领域常规使用的方法和设备。
本发明实施例中的工艺流程图如附图1所示。
实施例1
本实施例给矿为中国广州某地的含金磁铁矿。采用以下步骤进行金的强化浸出：
S1.将中国广州某地的含金磁铁矿原矿经球磨机磨矿FX200旋流器分级后得待处理矿料，其中-0.074mm粒级占70％；
S2.将步骤S1所得待处理矿料经水力旋流器分级除渣后进行弱磁选，磁场强度为150mT，得到含金的强磁性的载金磁铁矿；此时磁铁矿中金的品位为2g/t；
S3.步骤S2所得强磁性矿物磁铁矿经过斜板浓密机浓缩后再进行分级使-0.043占81.40％，为合格粒级的矿物，不合格粒级的可以经球磨机再磨矿后再分级处理；
S4.将步骤S3所得合格粒级的矿物通过斜板浓密机浓缩矿浆浓度至25％；加石灰(或氢氧化钠或碳酸钠)调节在pH值至11；加入氰化钠，氰化钠用量为2000g/t进行氰化浸出；氰化浸出的搅拌强度为1400转/分；氰化浸出处理36h；
S5.步骤S4氰化浸出处理后进行活性炭吸附得到载金炭，本发明方法中加入后使活性炭浓度为16g/L；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿。
步骤S5过滤后的废液可以重新进行浓缩处理。
经检测，本实施例所得浸渣中金的品位降至0.1g/t，金的浸出率为95％。
实施例2
本实施例给矿为中国云南某地金矿，主要载金矿物为磁铁矿和磁赤铁矿。采用以下步骤进行金的强化浸出：
S1.将中国云南某地金矿原矿经球磨机磨矿螺旋分级机分级后得待处理矿料，其中-0.074mm粒级占70％；
S2.将步骤S1所得待处理矿料经水力旋流器分级后除渣后进行弱磁选，磁场强度为160mT，得到含金的强磁性的载金磁铁矿；此时磁铁矿中金的品位为2.2g/t；
S3.步骤S2所得强磁性矿物磁铁矿经过斜板浓密机浓缩后进行分级使-0.043占81.40％，为合格粒级的矿物，不合格粒级的可以经球磨机再磨矿后再分级处理；
S4.将步骤S3所得合格粒级的矿物通过斜板浓密机浓缩矿浆浓度至25％；加石灰调节在pH至11；加入氰化钠，氰化钠用量为2000g/t进行氰化浸出；氰化浸出的搅拌强度为1350转/分；氰化浸出处理36h；
S5.步骤S4氰化浸出处理后进行活性炭吸附得到载金炭；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿；
经检测，所得浸渣中金的品位降至0.098g/t，金的浸出率为96.49％。
实施例3
本实施例给矿为山东某地的含金矿，载金主要矿物为磁铁矿。采用以下步骤进行金的强化浸出：
S1.将中国山东某地金矿原矿经球磨机磨矿，FX200旋流器分级后分级后得待处理矿料，其中-0.074mm粒级占70％；
S2.将步骤S1所得待处理矿料经水力旋流器分级后除渣后进行弱磁选，磁场强度为145mT，得到含金的强磁性的载金磁铁矿；此时磁铁矿中金的品位为1.98g/t；
S3.步骤S2所得强磁性矿物磁铁矿经过斜板浓密机浓缩后进行分级使-0.043占81.40％，为合格粒级的矿物，不合格粒级的可以经球磨机再磨矿后再分级处理；
S4.将步骤S3所得合格粒级的矿物通过斜板浓密机浓缩矿浆浓度至24.5％；加石灰调节在pH至11；加入氰化钠，氰化钠用量为1950g/t进行氰化浸出；氰化浸出的搅拌强度为1400转/分；氰化浸出处理36h；
S5.步骤S4氰化浸出处理后进行活性炭吸附得到载金炭；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿；
经检测，所得浸渣中金的品位降至0.092g/t，金的浸出率为94.96％。
对比例1
本实施例给矿为中国云南某地的含金磁铁矿。采用以下步骤的方法进行金的强化浸出：
S1.将中国云南某地的含金磁铁矿原矿经球磨机磨矿FX200旋流器分级后得待处理矿料，其中-0.074mm粒级占70％；
S2.将步骤S1所得待处理矿料经水力旋流器分级后除渣后进行弱磁选，磁场强度为150mT，得到含金的强磁性的载金磁铁矿；此时磁铁矿中金的品位为2g/t；
S3.将步骤S2所得强磁性的载金磁铁矿通过斜板浓密机浓缩矿浆浓度至25％；加石灰调节在pH至11；加入氰化钠，氰化钠用量为2000g/t进行氰化浸出；氰化浸出的搅拌强度为1400转/分；氰化浸出处理36h；
S4.步骤S3氰化浸出处理后进行活性炭(加入量同实施例1)吸附得到载金炭；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿；
经检测，本实施例所得浸渣中金的品位为0.15g/t，金的浸出率为72％。
对比例2
本实施例给矿为中国云南某地的含金磁铁矿。采用以下步骤的方法进行金的强化浸出：
S1.将中国云南某地的含金磁铁矿原矿经球磨机磨矿FX200旋流器分级后得待处理矿料，其中-0.074mm粒级占70％；
S2.将步骤S1所得待处理矿料经水力旋流器分级后除渣后进行弱磁选，磁场强度为150mT，得到含金的强磁性的载金磁铁矿；此时磁铁矿中金的品位为2g/t；
S3.步骤S2所得强磁性矿物磁铁矿经过斜板浓密机浓缩后再进行分级后进行再球磨机再磨矿-0.043占81.40％；
S4.将步骤S3所得合格粒级的矿物通过斜板浓密机浓缩矿浆浓度至25％；加石灰调节在pH至11；加入氰化钠，氰化钠用量为2000g/t进行氰化浸出；氰化浸出的搅拌强度为800转/分；氰化浸出处理36h；
S5.步骤S4氰化浸出处理后进行活性炭(加入量同实施例1)吸附得到载金炭；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿；经检测，本实施例所得浸渣中金的品位降至0.5g/t，金的浸出率为67.12％。

Claims (7)

1.一种磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.将原矿经磨矿后分级，获得磨矿粒度为-0.074mm占60～80％的待处理矿料；
S2.将步骤S1所得待处理矿料进行弱磁选得到含金的强磁性矿物磁铁矿；
S3.步骤S2所得强磁性矿物磁铁矿经浓缩分级后进行再磨矿，获得磨矿粒度为-0.043mm占80.00～85.00％矿物；
S4.将步骤S3所得合格粒级的矿物进行氰化浸出处理；
S5.步骤S4氰化浸出后进行活性炭吸附得到载金炭；吸附后的废液过安全筛、浓缩、过滤后相应得到碎炭、回水和磁铁矿精矿；
步骤S2所述弱磁选中使用的场强为145～160mT；
步骤S4所述氰化浸出是将所得合格粒级的矿物调整矿浆浓度至25％，在pH值为11，氰化钠1950～2000g/t的条件下进行氰化浸出处理；
步骤S4所述氰化浸出处理的搅拌强度为1350～1450转/分。
2.根据权利要求1所述磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，步骤S1所述分级是将原矿经过球磨机磨矿后进行水力旋流器分级；所述待处理矿料中磨矿粒度为-0.074mm占70％。
3.根据权利要求1所述磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，所述步骤S2所述弱磁选中使用的场强为150mT。
4.根据权利要求1所述磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，步骤S3所述磨矿粒度为-0.043mm占81.40％。
5.根据权利要求1所述磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，步骤S4所述氰化钠的加入量为2000g/t。
6.根据权利要求1所述磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，步骤S4所述氰化浸出处理的浸出时间为36h。
7.根据权利要求1所述磁铁矿中金的强化浸出方法，其特征在于，步骤S4所述氰化浸出的氰化浸出处理的搅拌强度为1400转/分。
CN201610157026.6A 2016-03-18 2016-03-18 一种磁铁矿中金的强化浸出方法 Active CN105603207B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610157026.6A CN105603207B (zh) 2016-03-18 2016-03-18 一种磁铁矿中金的强化浸出方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610157026.6A CN105603207B (zh) 2016-03-18 2016-03-18 一种磁铁矿中金的强化浸出方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN105603207A CN105603207A (zh) 2016-05-25
CN105603207B true CN105603207B (zh) 2017-02-08

Family

ID=55983542

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610157026.6A Active CN105603207B (zh) 2016-03-18 2016-03-18 一种磁铁矿中金的强化浸出方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN105603207B (zh)

Families Citing this family (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107699709A (zh) * 2017-10-20 2018-02-16 广西南宁晴空万里环保科技有限公司 环保低毒金矿选矿添加剂及其制备方法
CN108677030A (zh) * 2018-04-26 2018-10-19 灵宝金源矿业股份有限公司 一种铁帽型金矿石中金的回收方法
CN115747506B (zh) * 2022-12-11 2025-03-14 嵩县前河矿业有限责任公司 一种适用于低品位矿石的提金工艺

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101338370A (zh) * 2008-08-14 2009-01-07 张学贤 一种硫脲炭浆提金工艺
WO2014064530A1 (en) * 2012-10-23 2014-05-01 Barrick Gold Corporation Recovery of gold from roaster calcine leach tailings
CN104212974A (zh) * 2014-09-09 2014-12-17 中国科学院过程工程研究所 一种含铁金矿氰化尾矿同步回收金和铁以及钴或镍的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101338370A (zh) * 2008-08-14 2009-01-07 张学贤 一种硫脲炭浆提金工艺
WO2014064530A1 (en) * 2012-10-23 2014-05-01 Barrick Gold Corporation Recovery of gold from roaster calcine leach tailings
CN104212974A (zh) * 2014-09-09 2014-12-17 中国科学院过程工程研究所 一种含铁金矿氰化尾矿同步回收金和铁以及钴或镍的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
某金矿中金的氰化浸出研究;马文学;《有色矿冶》;20071231;17-19 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN105603207A (zh) 2016-05-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN105772216B (zh) 一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法
CN105478232B (zh) 一种从石墨型钒矿富集五氧化二钒的选矿方法
CN104229896B (zh) 一种锰矿的碱浸脱硅方法
CN105797847B (zh) 一种铁矿石综合尾矿干选抛除强磁性尾矿的方法
CN108531740A (zh) 一种从锌冶炼浸出渣中回收铅、锌、碳、银、铁的工艺
CN105603207B (zh) 一种磁铁矿中金的强化浸出方法
CN103272680B (zh) 可提高赤铁精矿成球性能的重选再磨工艺
CN103409643B (zh) 一种矽卡岩型金矿浸出金的方法
CN107641723A (zh) 调控含钒石煤中钒富集相磁性及磁选分离钒富集相的方法
CN110343868A (zh) 一种多金属氧化矿浸出尾渣中有价元素的回收方法
CN107460336A (zh) 一种金氰化渣的处理方法
CN110586318B (zh) 高炉灰综合利用的方法
CN102382990A (zh) 浮选-直接还原综合回收氧化铅锌矿中铅、锌及铁的方法
CN112317127B (zh) 一种从含金、铁氧化矿提金尾渣中高效回收铁矿方法
CN109107755A (zh) 一种露采钛铁砂铁矿脱泥工艺
CN102515216A (zh) 高铁铝土矿生产氧化铝同时回收铁铝的工艺
WO2024178775A1 (zh) 一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法
WO2024045687A2 (zh) 一种金矿预选抛废和减少过磨的方法
CN105797848B (zh) 一种包括了强磁选预先抛除金铁氧化矿中细泥的强化浸金方法
CN117718135A (zh) 一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法
CN114150166B (zh) 一种铌矿的预富集以及选冶方法
CN106521178B (zh) 一种含铁锰的银金矿预处理选矿工艺
CN105803185B (zh) 一种金铁氧化矿分组分类综合回收的选矿方法
CN219252883U (zh) 一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿系统
CN116116568B (zh) 一种从低品位氧化锌矿中高效回收有价成分的选矿方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
CP01 Change in the name or title of a patent holder
CP01 Change in the name or title of a patent holder

Address after: 510000 Changxin Road, Guangzhou, Guangdong, No. 363, No.

Patentee after: GUANGDONG INSTITUTE OF RESOURCES COMPREHENSIVE UTILIZATION

Address before: 510000 Changxin Road, Guangzhou, Guangdong, No. 363, No.

Patentee before: GUANGZHOU Research Institute OF NON FERROUS METALS

CP03 Change of name, title or address
CP03 Change of name, title or address

Address after: 510651 No. 363, Changxin Road, Guangzhou, Guangdong, Tianhe District

Patentee after: Institute of resource utilization and rare earth development, Guangdong Academy of Sciences

Address before: 510000 363 Changxin Road, Tianhe District, Guangzhou, Guangdong.

Patentee before: GUANGDONG INSTITUTE OF RESOURCES COMPREHENSIVE UTILIZATION