低品位大矿块堆浸提金的实践
纂∞誊第４期。妒韭研究鸯舞囊ｖ。ｌ。２０№．毒２０００年８五ＭＩＮＩＮＧＲ螽ＤＡｕｇ．２０００
文章编号：１００６一瑚｛２０。０）０４—００１４一∞
低品位大矿块堆浸提金的实践
蛰秀蘧
（高龙黄金矿业有限责任公司，广西田林县５３３３１２）
擒要：夯鳝了高龙公司利罔露慕铡离贫矿进行太粒度、大堆高的堆漫提空试验。试验获得了成劈，各礓技拳经洚糟赫迷戴了蓐内竞进拳平，为开发剩蘑瓴茹位贫矿提供了参考。
关键词：低品住；大矿姨；大堆高；堆浸提金
巾圈分类号：佃８５３．３８文献标识码：Ａ
Ｔｈｅ秘ｍ漱ｏｆＨｅａｐＧｏｌｄＬｅａａ血ｇｆｏｒＬｏｗＧｒａｄｅａｎｄＬｕｍｐＯｒｅ
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（ＧａｏｌｔｍｇＣｏｌｄＭｉｎｅｓＣｏ．Ｌｔｄ，，Ｔｉａｎ］ｉｎＣｏｔｍｔｙ，岱删５３３３１２，ｃｈｉｍ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：＇ＩＮｓｐａｐｅｒｉｎｔｒｏｄ∞－ｅｄｔｈｅ《辨由Ⅻ牺∞ｔｈｅｋ擎ｇＴａｉｎ－ｓｉｚｅａｎｄ赫藤ｈｅａｐ捌ｌｅａｃｈｉｎｇ《ｓ撕ｐ—ｌｅａｎＩＮｔＯｈ㈣ｑｐｅｎ－ｐｉｔｍｉｎｉｎｇｏｆＧａｏｌｏｎｇＣｏ．．ＴｈｉｓｅｘＦｅｒｋⅢｎｔ№ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌａｎｄｖａｒｉｏｕｓｔｅｃｈｎｉｃａｌａｎｄ㈣－１ＫＩ衄ｉｃｉｎｄｅｘｅｓｈａｄｒｅａｃｈｅｄｄｌＲｎｌｓ商ｃａｄｖａｎｃｅｄｌｅｖｅｌｓｕｃｈｍｔｏｐｒｏｖｉｄｅｒｅｌｉａｎｃｅｆｏｒｔｈｅＩｌ∞ｏｆｌｏｗｇｒａｄｅｏｒｅ．ＫｅｙＷｏｒｄｓ：Ｌｏｗ辱豳；泌翠溉；｝鼯ｈｅａｐ；Ｃ－ｏｌｄｌｅａｃｈｉｎｇ
为了突破犬块度、大堆商、极低品位氧化矿石的堆漫工艺技术戆题，各国金矿出都进褥了大量翦戮究。广西高竞公霹专门缝缀攻关小缀，对该公司露采剥离低品位赞矿进行堆浸提金工艺技术研究，历时薅年，获得了成功。单壤矿量１０１２２５＋０ｔ，堆高２ｌｍ，焱矿乎驽螽德０．４３ｇ／ｔ，滗矿平坶鑫位０，１８ｇ／ｔ，浸出率５８．１４％，理论总回收率５４．４７％，销售收入１７６．３８万元，总成本９１．５０万元，实现利润８４．８７万元，嚣溺率４８。１２％。各瑗浆本经蒋稽耩遮弱了黧内先进水平。
１矿山概况
搿龙金矿祷黼个选矿厂耱地采、露来两套采矿系统。氰化炭浆厂设计规模５００ｔ／ｄ，原矿人选品做３．８８趴。堆漫厂设计规模２００ｔ／ｄ，暇矿入选品披２．１ｅ／ｔ。著下供矿２００∥ｄ，露天镶矿５００ｔ／ｄ。露袋边界品位０．７０∥ｔ，块段最低工业品位２．０８ｇ／ｔ，矿区最低工业品位２．５∥ｔ，戎石剥除最小厚度３ｍ。矿幽授产浚寒，炭酝生产燕搂跑设诗规搂大，１９９５—１９９８年累计处理矿石量２１３３．１３万ｔ，剿离量９６５．２万ｔ，年产金量超过１ｔ。由于生产规模的扩大，露采矿体叉蹬遇救缩郏位，近两簪每年的剥离鲎达２００万ｔ以上。鞋离工程主要在矿休顶部释上、下盘藩岩，而因矿体倾角较陡，上盘山体坡面较缓，从而增加了刹离废弃物。
该矿鸡公髫矿段矿岩破捧，矿嚣形态多交，蘸层、节理、裂隙发育，分支细脉较多，但又水形成工业矿体。矿体和围岩不易区分辩认，其间犍往存在一个遘浚带，燕子过渡警越塑豢嚣受裂鑫衾溶滚静浸染或袋矿体淋沥＝次富集而获得金品位。试验的矿石类戮有４种，滟合筑堆。其中构造石热型矿石占惹量瓣７％一８％，搀遣舞砾崧裂矿石占惑藿的７２％一７８％，硅亿砂混者垄矿石蠢总量的ｌＯ％左右，砂泥岩捌矿石占总鲼的８％左右。矿石平均氧化率为７０％一７２％，矿石的主要成分见射表。
缝取样蕊溅，盎然金最必金猛为０。０１２ｍ×０．０２ｍｍ×０．１ｍｎ，最小显馓盎粒径为０．００３８ｆｉｌｍ。其各靛级所占比例为：０．０３７—０．０１ｍｍ占２１．６４％．０．０１—０．００５ｍｒｇｔ占７３．０３％，，ｌ、于Ｏ．００５ＩⅢⅡ占５．３３％。自然金的赋存状态以粒间金产出为主，占
技蕞Ｂ撵：２∞０一越一暂
基奎疆茸：广程鸯治珏。鬼矗”袭美授嚣
作者筒介：冉势炳（１９６０一），粥，广西田林县＾，高级工程师．生黉从事采矿技术工作 万方数据
第４期
冉秀炳低品住大矿蜓堆漫提全的实战
１５
７１．０９％，裂隙金占１０．６６％，包裹金占１８．２５％。
附表矿石的主要成分
２堆浸试验
在室内小型（畏泡）模拟试验的基础上直接进行
工业试验，便于缩短试验周期。本次堆浸试验分别
在３个场地进行。总堆矿量２６万ｔ。由于矿区干旱缺水，只有１’堆场结束喷淋，２”、３’堆场尚在待水
浸出。现就１。堆场的操作及效果分述如下。
２．１工艺流程
利用露采剥离低品位氧化贫矿，即含金品位在
０．４．０．７
ｇ／ｔ以下原作剥离废石的贫矿，从剥离点
爆破出来后不经过破碎、筛分、制粒、物化等任何处理，直接用汽车运至堆场筑堆，用石灰作保护碱，氰化钠作溶金介质，采用堆浸浸出，活性炭吸附电解提
金。尾矿不出堆。经消毒净化处理后原地堆放。堆
浸工艺流程如图ｌ所示。
图１堆浸工艺流程
２．２有关试验数据
矿堆总量：６４４７４．５ｎ？／１０１２２５．０ｔ
矿堆平均高度：２１．０
ｍ；
原矿样个数：７４个；
原矿平均品位：０．４３ｇ／ｔ；
总金属量：４３１８２．５ｇ；
尾矿样个数：６４个；
尾矿平均品位：０．１８
ｇ／ｔ；
尾矿金属量：１８０７６．１９
ｇ。
在矿堆筑好后测量其体积，然后根据矿石比重
推算得出矿堆量。原矿取样根据不同岩性和金品
位，块矿与粉矿兼取；尾矿样按矿堆剖面和布点打孔取样。经验证，该堆场的原矿平均品位与原鸡公岩矿段地质报告的围岩品位基本一致，尾矿平均品位与该场地的金属平衡数基本相符。经统计，矿石各
块度比例为：０—５ｒｎｍ占３０％，５～１００ｍｍ占２０％，
１０１—２００
ｒｍ＇ｌｌ占１６％，２０１—５００ｒｌｌｍ占１５％，５０１—
１０００ｍｍ占１２％，１Ｃ００ｌｍ＇ｎ以上占７％。
２．３场地平整
对堆场先用推土机进行底面平整，再用人工进
行边坡铲修。场地底面斜度３％一５％，底面平整后用３０ｔ卡车碾压．再用细砂铺填并压平，边部用人工
夯实。之后在压实的底面上铺上１０ｅｍ的粘土，再用机械设备和石滚碾压。接着在场地集液沟前底垫下开挖一条２０
ｍ×２０ｃｍ的防漏观察回收沟，其外
侧修筑贵液回流（集液）沟。防漏观察回收沟在场地
最低处引出场外，如有漏液时接人池内。２．４底垫边坡设计
从安全、经济、可靠角度出发．底垫、边坡隔水层采用８ｍ宽的彩条布加一层０．０８ｒｎｍ厚的尼龙布作
防漏衬垫。堆场底面在铺设的隔水衬垫上覆盖８００
一厚的细粒矿石，以防止堆矿时矿块滚落冲击损
坏衬垫。集液沟同样用彩条布和尼龙布作隔水衬垫。靠场地边坡（帮）筑堆时，先在坡面竖着挖槽，然后镶嵌圆木，旁边再用泥土填实，然后用铁钉顺圆木把铺垫坡面的彩条布、尼龙布交叉固定在坡面上，以免翻倒矿时，铺垫被矿块压穿或压滑出现拉动损坏。
２．５筑堆
公司采用东风ＱＥｌ４０型５ｔ车和日野１５ｔ自卸车运矿筑堆。筑堆分两层进行，先在有保护层的底
垫上筑高约５ｍ的矿层。第一层筑好后用堆土机或
挖掘机翻松１．５１１１．接着在原矿堆上再筑一层１６
ｍ
高的矿堆，堆高最终达２１Ｉｎ。矿堆垒筑到设计高度后，用推土机对顶部矿层翻松１．５ｍ，然后整形待
喷。矿堆自然安息角为５６。。筑堆时根据矿块的大
小和台泥量的多少进行搭配，避免浸出时形成沟流，
发生偏析。２．６浸出吸附
矿堆布管前先在堆面上铺上一层５０一厚的禾
草，这样既可以使淋液在喷淋时得到缓冲而形成滴浸状态。还可起到均匀分散淋液并减少其挥发的作
冬等
岳等未黯悬等。！嗍
品忑
‰｜萋
高｜釜
万方数据
１６矿生研究与开发第２０卷
用。喷淋浸出管网设计采用主管上水．支管分流，细
管Ｊ贲淋方法。提液采用ＩｓｌＯＯ－６５－２００、ＬＳ８０－５０－１６０型
水泵各一台。贫液池。防洪池有效容积为３５０ｏ，喷
淋器为硬质塑料水压推动旋转式喷头，喷头间距在
矿堆顶面为３ｍ×３ｍ。在矿堆坡面为４ｍ×４ｍ。喷
淋强度为１０Ｌ／ｎ?ｍ２，循环时间为喷淋１０ｈ，停喷透
氧３ｈ。ｃＮ浓度前期，‰共２０ｄ，中期３‰共６０ｄ，后
期ｌ‰共９０ｄ．浸出时间共１７０ｄ。贵液吸附采用一
浸一吸式。即在活性炭吸附柱前先通过一个２ｍ×
２ｍ×１ｍ沉淀池，使顺流下的泥沙沉淀，然后把沉
淀后的贵液直接引入吸附柱呈沸动吸附，吸附后的
贫液引人贫液池用泵再泵人矿堆浸出．循环使用。
吸附柱用砖砌成，规格为０１．４ｍ×２．３ｍ，一组４个
呈联通式，每柱装炭１０００ｋｇ。吸附率最高达１００％，
最低７２．５％，平均为黔．２８％。一一
２．７尾矿处理
浸出结束洗涤后。ＣＮ浓度只有０．０４ｍｆ／Ｌ，溶液
金品位下降至０．００１ｅ／ｔ，已无回收价值。用ｌＯ％漂
白粉溶液５００一进行循环消毒洗涤净化，之后经检
查，ＣＮ浓度已极低，浸出堆在原地存放。
３试验结果
浸出周期为２２２ｄ，其中停工待水时间５２ｄ，实
际喷淋浸时间１７０ｄ，浸出率为５８．１４％。浸出曲线
如图２所示。
７０
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３０
年；ｉ月１２月辨年ｉ月２月３月４月５
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２月１３日４月１３日５月矫
圈２１‘堆塌堆浸浸出曲线
＾．—晨出率曲线Ｂ—曩计摄出率曲线
试验所取得的技术经济指标如下：
载金炭量１１ｔ；载金炭平均品位：２２０７．０９ｅ／ｔ；吸
附回收率９６．７０％；浸出金总量：２５１０６．３１ｇ；浸出率
５８．１４％；解吸率９４．４５％；电解率９９．８４％；冶炼率
９９．３６％；合质金量２２４７．３６ｇ；合质金成色９９．∞％；
实收率５２．１５％；理论总回收率５４．４７％；吨矿耗石
灰５．２２ｋｇ；吨矿耗钠０．１０４ｋｇ；吨矿耗电１．１１ｋｗｈ；
吨矿耗水Ｏ．０５ｔ；吨矿耗漂白粉０．００１】唔。
产品销售收人：１７６．３８万元；总成本费用：９１．５０
万元；利润额８４．８万元；利润率鹌．１２％；吨矿牧人
１７．４２元；吨矿成本９．０４元；吨矿利润８．３８元。
成本费用较低的原因除了技术因素外。直接因
素有两个方面：一是矿石的爆破、装运费（每吨３．８０
元）未计人；－－是尾矿不出堆，就地存放（出渣费每吨
３．∞元），如果把这两项费用计人成本，则该堆盈余
仅１６万元，属微利或盈亏持平状况。
４几点体会
（１）开发利用低品位剥离贫矿，对提高资源利
用率有着积极的现实意义。该堆浸技术对红土型金
矿和老矿山原掘进、削帮、采切废弃的低品位氧化矿
渣的开发利用具有参考价值。
（２）采用大块矿、大规模堆浸的关键是筑堆环
节。堆场修整、底垫材料的选择和铺置、底垫保护、
每层堆矿高度、块矿与粉矿的配比等都应认真施作，
严格掌握。
（３）采用大堆高，大矿块、低品位堆浸提金的单
位矿石处理成本随着矿堆规模的扩大而下降。然
而，堆场面积的大小是受自然环境和投资效益限制
的；矿堆高度也不是越高越好，而应视所处理的矿石
的“干净”（主要是含泥量）程度而定，矿石较“干净”，
透水通氧性好，矿堆可高些。反之则应低些。
（４）在黄金价格处于低迷状态下，对采用大矿
块大堆高工艺处理低晶位贫矿应持慎重态度。因为
该工艺技术所处理的原矿品位很低，正常情况下会
获取微薄的利润。而这点利润随时会因技术、管理或
降价等因素而抵消，甚至亏损。因此。矿山在应用该
工艺之前，一定要进行小型试验、中型试验，然后再
过渡到工业生产，选取较合理的技术参数，以获取理
想的经济效益和社会效益。
万方数据
低品位大矿块堆浸提金的实践
作者：冉秀炳， RAN Xiu-bing
作者单位：高龙黄金矿业有限责任公司,广西,田林县,533312
刊名：
矿业研究与开发
英文刊名：MINING RESEARCH AND DEVELOPMENT
年，卷(期)：2000，20(4)
被引用次数：1次
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矿法放矿的理论与实践研究-有色矿冶2009,25(4)
本文针对广西凤山县那林金矿矿床开采技术条件,即矿体赋存在破碎带中,矿体倾角45°～55°,矿体厚度8～20 m之间,品位低,矿岩硬度系数f值只有4～6,非常破碎.采矿方法试验研究采用中深孔无底柱分段崩落采矿法,分段高度10 m,进路间距也是10 m.其放矿方法为小型电动铲运机,试验是在一个不完整的采场进行,中段高度40 m ,而矿块高度仅有20 m,其余20 m高度矿体已被回采.在这种条件下,如何降低采矿损失贫化,尤其是做好低品位放矿工作,本文进行初步分析研究.
引证文献(1条)
1.郭忠林2000年云南采矿年评[期刊论文]-云南冶金 2001(2)
本文链接：https://www.360docs.net/doc/1f13625149.html,/Periodical_kyyjykf200004005.aspx
授权使用：甘肃有色地质勘查局四队(gsyskc402)，授权号：6cc72530-15ec-4cbb-8daf-9dfa00fd8b85
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金矿堆浸与池浸技术工艺
金矿堆浸与池浸技术工艺 1.金矿堆浸技术工艺 堆浸工艺简述：堆浸就是把细矿粒与保护碱（石灰）混合，堆置在不渗漏的地面（浸垫）上，将氰化物或者无毒提金药剂的溶液淋洒在矿堆上面，当溶液由上而下缓慢的穿过矿堆（渗滤）时，发生金的溶解，从底面流出的含金溶液（贵液）送去沉淀贵金属，脱金后的氰化物溶液或者无毒浸金溶液（贫液）返回喷淋矿堆循环使用。矿堆的大小、高低、形状、以有利于浸出液能均匀、顺利地渗透料层为准，还考虑生产规模。有的一堆只数十吨，有的数百万乃至上万吨。 堆浸法主要适用于低品位矿石，平均品位0.8-1.5g/t，根据黄金市场价格情况，甚至更低到0.5g/t左右，生产建设周期短。一般四个月到半年就可建成投产，而且基建设备投资少，约为氰化厂的20%-50%，同时生产费用低，约为常规法的40%。 堆浸法有工艺简单、设备少、投资少、见效快、生产成本低和矿石的性质、品位、数量的适应性强等优点。 堆浸的全过程包括取样、实验室小试、中试、现场试验、堆浸场地设计和基建、生产操作直到停产结束后矿堆的处理。 适合堆浸提金的矿石类型: 氧化矿，金未与硫化物矿物密切共生的硫化矿，含有微小金粒或者金比表面积大的脉金或者砂金。衡量可堆浸矿石的三个重要物理性质：细粒级含量、饱和水溶率，松散密度。 堆浸法的工艺特点：关键在于筑堆方法和喷淋技术，从收集的
贵液中提取金属则可以采用多种工艺，主要有：金属锌置换沉淀法，活性炭吸附提金法，离子交换树脂吸附提金法。 堆浸法的影响因素：氰化物或者无毒浸金药剂的浓度；浸出液pH的影响，浸出液中氧浓度的影响，杂质的影响，浸金剂喷淋强度的影响，矿石粒度的影响，矿石表面状态和金赋存状态的影响。这些因素基本可以通过实验室试验确定。池浸与堆浸技术方案集。 筑堆工艺：分为原矿直接堆浸和破碎后浸出。 1原矿直接堆浸；一般不做过分破碎，粒度-152mm，直接运到预先制好的浸垫上浸出。 2.破碎后的矿石堆浸；通常破碎直-19mm，甚至-6mm。 堆浸场总体布置：要求靠近矿源，靠近水源，场地有位差，交通和供电条件便利。 浸垫：浸垫必须构筑在坚固的地面上，靠近浸垫的一端设置2个或者3个贮液池，分别是贵液池、贫液池，溢流液池。浸垫一般分为单层，双层，或者三层。浸垫材料可以用粘土，改性土壤，沥青，混凝土，或者聚合物薄膜（塑料）等组合使用。 建垫步骤：
内蒙古某低品位铅锌矿选矿试验研究
2012年3月内蒙古科技与经济M arch2012 第5期总第255期Inner M o ngo lia Science T echnolo gy&Economy N o.5T o tal N o.255内蒙古某低品位铅锌矿选矿试验研究X 张维佳 (内蒙古自治区冶金研究院,内蒙古呼和浩特 010010) 摘 要:以内蒙古某低品位铅锌矿为研究对象,采用一段磨矿(70%-74L m),优先浮选工艺流程,最终获得铅精矿:品位57.52%,回收率88.55%,含银2251.10g/t,银回收率54.73%;锌精矿:品位 48.41%,回收率90.52%,含银387.06g/t,银回收率19.85%。得到合格铅锌精矿,并回收了部分伴生银, 达到了提高该低品位铅锌矿综合利用率的目的。 关键词:低品位;铅锌矿;铅锌分离;内蒙古;选矿试验 中图分类号:P618.42∶P618.43 文献标识码:A 文章编号:1007—6921(2012)05—0053—02 我国矿产资源的特点是贫矿多,富矿少;难选矿多,易选矿少;共生矿多,单一矿少,有色金属矿的85%以上是综合矿。为提高低品位矿石的综合利用率,内蒙古自治区冶金院受某公司的委托,对内蒙古某矿区低品位铅锌矿进行了选矿试验研究,为进一步开发利用该矿石提供理论依据[1～2]。 1 原矿性质 对原矿进行化学分析,结果如表1所示,原矿含铅0.76%、锌1.69%、伴生银48.12g/t。其中硫化铅在铅矿物中的分布率为90.79%,硫化锌矿物在锌矿物中的分布率为91.12%。主要有用元素为铅、锌,其中伴生有益元素为银。铅物相及锌物相分析结果见表2、表3。 表1原矿化学多元素分析结果 元素名称Cu P b Zn S M g O 含量%0.040.76 1.69 5.580.69 元素名称SiO2A l2O3As CaO Ag(g/t) 含量%56.018.840.18 2.4548.12 表2铅物相分析结果 矿物硫酸铅碳酸铅硫化铅磷氯(砷钒)铅其他铅总计 含量/%0.030.0130.690.0120.0150.76 分布率/% 3.95 1.7190.79 1.58 1.97100.00 表3锌物相分析结果 矿物硫化锌氧化锌硫酸锌其他锌总计 含量/% 1.540.0580.0020.09 1.69 分布率/%91.12 3.430.12 5.33100.00 该矿石以浸染状构造、脉状构造为主。闪锌矿、黄铜矿呈细粒状分布在矿石中,方铅矿、黄铜矿、及少量毒砂呈不规则脉状分布。主要有用矿物为方铅矿、闪锌矿。矿石中方铅矿粒度在0.05m m～3.4m m 之间,晶粒多数为他形粒状,主要嵌布在早期脉石矿物空隙处,部分被晚期脉石矿物熔蚀交代。闪锌矿粒度在0.01m m～5.3mm之间,晶粒多为他形粒状嵌布于早期脉石矿物间,被晚期脉石交代,沿脉石间隙和裂隙充填,交代脉石现象明显,少数熔蚀黄铜矿,局部被方铅矿熔蚀交代。 2 选矿试验 在经过探索性预先试验的基础上,为了能够最大限度地回收铅、锌及银,确定采用优先浮选铅、铅浮选尾矿浮选锌的优先浮选工艺流程,并进行了系统的条件试验[3]。 2.1 磨矿细度试验 原矿中铅矿物以硫化物为主,为最大限度回收铅,选用石灰作为矿浆pH值调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠用来抑制锌矿物、铅捕收剂选用乙硫氮。磨矿细度试验结果见图1 。 图1 铅粗选磨矿细度对浮选指标的影响 由试验结果可看出,当磨矿细度为93%时,铅回收率及品位比磨矿细度为70%时指标稍高,但由于该矿石为低品位铅锌矿,考虑到运行成本,选择磨矿细度70%,此时铅粗选品位及回收率可达到较好值。 ? 53 ? X收稿日期:2012-01-18
金矿提炼技术简介
金矿提炼技术简介 金在矿石中的含量极低，为了提取黄金，需要将矿石破碎和磨细并采用选矿方法预先富集或从矿石中使金分离出来。黄金选矿中使用较多的是重选和浮选，重选法在砂金生产中占有十分重要的地位，浮选法是岩金矿山广为运用的选矿方法，目前我国 80% 左右的岩金矿山采用此法选金，选矿技术和装备水平有了较大的提高。 （一）破碎与磨矿 据调查，我国选金厂多采用颚式破碎机进行粗碎，采用标准型圆锥碎矿机中碎，而细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多采用两段一闭路碎矿，大型选金厂采用三段一闭路碎矿流程。 为了提高选矿生产能力，挖掘设备潜力，对碎矿流程进行了改造，使磨矿机的利用系数提高，采取的主要措施是实行多碎少磨，降低入磨矿石粒度。 （二）重选 重选在岩金矿山应用比较广泛，多作为辅助工艺，在磨矿回路中回收粗粒金，为浮选和氰化工艺创造有利条件，改善选矿指标，提高金的总回收率，对增加产量和降低成本发挥了积极的作用。山东省约有 10 多个选金厂采用了重选这一工艺，平均总回收率可提高 2% ～ 3% ，企业经济效益好，据不完全统计，每年可得数百万元的利润。河南、湖南、内蒙古等省（区）亦取得好的效果，采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥
旋流器等。从我国多数黄金矿山来看，浮—重联合流程（浮选尾矿用重选）适于采用，今后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程，提倡能收、早收的选矿原则。 （三）浮选 据调查，我国 80% 左右的岩金矿山采用浮选法选金，产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益，减少精矿运输损失，近年来产品结构发生了较大的变化，多采取就地处理（当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题，迫使矿山就地自行处理）促使浮选工艺有较大发展，在黄金生产中占有相当的重要地位。通常有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加制度方面有新的进展，浮选回收率也明显提高。据全国 40 多个选金厂，浮选工艺指标调查结果表明，硫化矿浮选回收率为 90% ，少数高达 95% ～97%; 氧化矿回收率为 75% 左右 ; 个别的达到 80% ～ 85% 。近年来，浮选工艺流程的革新改造以及科研成果很多，效果明显。阶段磨浮流程，重—浮联合流程等，是目前我国浮选工艺发展的主要趋势。如湘西金矿采用重—浮联合流程，进行阶段磨矿阶段选别，获得较好指标，回收率提高 6% 以上；焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也取得一定的效果。又如新城金矿，原流程为原矿直接浮选，由于含泥较高（矿石本身含泥高，再加采矿尾砂胶结充填强度不够，带入部分泥砂）使选矿指标连续下降。经考查试验，采用了泥砂分选工艺流程，回收率由 93.05% 提高到
氰化法提金的基本原理
氰化法提金的基本原理？ (2006-1-10) 氰化法提金的基本原理？氰化法提金浸出的主要影响因素？ 氰化法提金是从金矿石中提取金的主要方法之一。氰化物对金溶解作用机理的解释目前尚不一致，多数认为金在氰化溶中有氧存在的情况下可以生成一 种金的络合而溶解其基本反应式为： 4Au+8KCN+O 2+2H 2 O— 4KAu(CN) 2 +4KOH 一般认为金被氰化物溶解发生两步反应： 2Au+4KCN+O 2+2H 2 O— 2(CN 2+H 2 O+2KOH 2Au+4KCN+O 2 +H 2 O 2 —2KAu(CN) 2 +2KOH 金的表面在氰化物溶液中逐渐地由表及里地溶解。溶液中氧的浓度与金的溶解速度有关. 浸出时氰化物浓度一般为，金的溶解速度随氰化物浓度的提高而呈直线上升到最大值。然后缓慢上升，当氰化物浓度达时，金的溶解速度和氰化物浓度无关，甚至下降（因氰化物水解）。 金的溶解速度随氧浓度上升而增大，采用富氧溶被或高压充气氰化可以强化金的溶解。氰化试剂溶解金银的能力为：氰化铵＞氰化钙氰化钠＞氰化钾。氰化钾的价格最贵，目前多数使用氰化钠，氰化物的耗量取决于物料性质和操作因素，常为理论量的20-200倍. 物料性质影晌金的浸出率。氰化法虽是目前提金的主要方法，但某些含金矿物原料不宜直接采用氰化法处理，若矿石中铜、砷、锑、铋、硫、磷、磁铁矿、白铁矿等组分含量高时将大大增加氰化物耗量成消耗矿桨中的氧。降低金的浸出率，矿石中含碳高时，碳会吸附已溶金而随尾矿损失。预先氧化焙烧或浮选方法可除去有害杂质的影晌。氰化物水解反应为：KCN+H 2 OyKOH+HCN因此会挥发出有毒的HCN;加入石灰是氰化物水解减弱，上式反应向左方向进行，减少氰化物的损失。石灰还有中和酸类物质作用并可沉淀矿浆中得有害离子，使金的溶解处于最佳条件，常用石灰作保护碱。石灰加入量使矿浆值达到11~12 为宜，矿浆lang=EN-值过高时对溶金不利。金粒大小主要影晌氰化时间，粗拉金（>74微米）的溶解速度慢。所以氰化前采用混汞、重选或浮选预先回收粗粒金是合理的。在磨矿过程中使细金粒充分单体解离仍是提高金的浸出率重要因素。 氰化时矿泥含量和矿浆浓度直接影晌组分扩散速度。矿浆浓度应小于 30~33％。矿泥多时矿浆浓度应小于22-25％，但浓度不宜过低，否则增加氰化物的消耗。 氰化时间取决于物料性质、氰化方式及氰化条件而异。一般搅拌氰化浸出时
低品位氧化铅锌矿的烟化法富集工艺_梁杰
低品位氧化铅锌矿的烟化法富集工艺 梁杰1,2,王华1 (11昆明理工大学,昆明 650093;21贵州大学,贵阳 550003) 摘要:介绍烟化法处理低品位氧化铅锌矿的富集工艺、主要设备及技术经济指标,并对冶炼过程进行简要分析。 关键词:烟化炉;鼓风炉;铅锌矿;锗;富集 中图分类号:T F843 文献标识码:A 文章编号:1007-7545(2005)04-0005-03 The Enrichment of Low -grade Lead -zinc Oxide O re with Fuming Process LIANG Jie 1,2 ,WANG H ua 1 (11Kunm i ng University of S ci 1and Tech 1,Kunming 650093,China;21Guizhou University,Guiyang 550003,China) Abstract:The enrichment of low -grade lead -zinc ox ide ore w ith fum ing process and its essential equipment and technical economical indexes are introduced 1T he metallurgy process is also analyzed briefly 1 Keywords:Fuming furnace;Blast furnace;Lead -zinc ore;Germanium;Enrichment 基金项目:贵州省优秀科技教育人才省长资金项目资助作者简介:梁杰(1961-),男,四川广安人,博士研究生 锗没有独立的可供开采的矿藏,而是伴生于有色金属矿和煤矿等矿物中,只能在提取主金属的同时从中回收伴生金属锗。贵州省低品位含锗氧化铅锌矿资源比较丰富。地质资料表明[1]:贵州榨子厂矿铅锌金属储量201565万t,锗金属储量178t,平均品位Zn 4126%,Pb 2136%,Ge 55g /t;猫猫厂矿铅锌储量61901万t,平均品位Zn 8116%,Pb l 147%;张口峒矿铅锌储量017013万t,品位Zn 115%~10154%,Pb 0112%~1184%。这些矿以氧化物形式存在,选矿比较困难。目前工业上采用氧化矿制团,加入熔剂(铅渣)在鼓风炉内熔炼,其炉渣经烟比炉吹炼的工艺,生产富含锗的氧化锌铅精矿 )))锗烟尘,作为下一步湿法处理回收锌、铅、锗、银等有价金属的原料。 1 冶炼过程 111 原料、燃料与产物的化学组成 火法富集过程中的原料主要是矿砂,熔剂是铅渣和少量石灰石。鼓风炉采用焦碳作燃料及还原剂,烟化炉用粉煤作燃料及还原剂。矿砂、铅渣以及产物的主要成份列于下表,焦碳含固定碳68%~73%、灰分12%~25%、挥发分215%~410%、水分2%~8%、发热量25100~27200kJ/kg;原煤含固定碳60%~68%、灰分15%~20%、挥发分14%~ 物料Zn/%Pb/%Ge/%FeO/%Fe 2O 3/%SiO 2/%CaO/%Al 2O 3/%M gO/%矿砂1712521600100040107451251618111591160193矿砂214166212201001124121)61971582100172铅渣11110116701000328159816626103169141220192铅渣26164215001005338128)3019541675166013团矿16134211301009134152)12108193715016团矿26113118901007933104)61355150612016锗烟尘 38~45 22~28 01038~01045 ) ) 1~315 ) ) )
堆浸法提金简述
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 堆浸法提金简述 堆浸法作为现代提取金、银的最新技术之一，除了它的方法简便外，基建和设备投资约为氛化工厂的20%~50%，生产成本约为氰化工厂的40%，因而，人们普遍把它看成从低品位矿石中提金的最理想方法。堆浸，就是将低品位矿石或含金废料等堆放在不透水的地面上，该地面上预先设置有完备的供排水系统，然后在矿堆上喷淋氰化物等浸出剂进行淋滤浸出，浸出后的含金贵液通过管道收集于贵液池中，以作提金处理，这种工艺称之为堆浸法提金。它的出现，给早期被认为无经济价值的许多小型或低品位金、银矿带来了生机，也使从早期采矿废弃的含金废石中提金成为可能。20 世纪70 年代后期金价的猛长，更加速了此法的发展。至1982 年止，在美国内华达州、科罗拉多州和蒙大那州等地较大的堆浸厂已发展到27 个，金、银产量分别占美国1982 年生产金、银总量的20%和10%。此后，堆浸法还在加拿大、南非、澳大利亚、印度、津巴布韦、前苏联以及我国等国家广泛应用。1967 年美国矿业局提出了用堆浸法处理低品位含金氧化矿石，1969 年正式发表了堆浸提金的试验报告。1971 年堆浸法在美国内华达州的卡林及科特茨等矿山开始推广应用。特别是美国矿业局研究出制粒堆浸技术后，使金矿堆浸技术得到了迅速发展。1980 年，美国将制粒技术应用于堆浸工业生产中，由于制粒堆浸的成功应用，使相当数量的矿石、废料和处理过的尾矿中的金得以回收，极大地促进了世界黄金生产的发展。1987 年Wade 公司将滴淋布液系统应用于Rochester 金矿的堆浸，在以往堆浸的喷淋布液技术上又引起了重大的革新，所有这些都标志着堆浸法提金技术已趋于完善和成熟。我国是20 世纪70 年代末期开始研究和推广堆浸提金工艺的，于1979 年冶金部黄金局科技处下达了堆浸试验研究项目，由当时的辽宁省黄金公司、辽宁省冶金研究所、丹东市黄金公司三家承担，迈出了
黄金冶炼工艺流程
黄金冶炼工艺流程 我国黄金资源储量丰富，分布较广，黄金冶炼方法很多。其中包括常规的冶炼方法和新技术。冶炼方法、工艺的改进，促进了我国黄金工业的发展。目前我。国黄金产量居世界第五位，成为产金大国之一 黄金的冶炼过程一般为: 预处理、浸取、回收、精炼。 1. 黄金冶炼工艺方法分类 1.1 矿石的预处理方法 分为: 焙烧法、化学氧化法、微生物氧化法、其他预处理方法。 1.2 浸取方法浸取分为物理方法、化学方法两大类。其中，物理方法又分为混汞法、浮选法、重选法。化学方法分为氰化法（又分:氰化助浸工艺、堆浸工艺）与非氰化法（又分: 硫脲法、硫代硫酸盐法、多硫化物法、氯化法、石硫合剂法、硫氰酸盐法、溴化法、碘化法、其他无氰提金法）。 1.3 溶解金的回收方法 分为: 锌置换沉淀法、炭吸附法、离子交换法、其它回收方法。 1.4 精炼方法主要有全湿法，它包括电解法、王水法、液氯法、氯化法、还原法火法、湿法一火法联合法。 2. 矿石的预处理随着金矿的大规模开采，易浸的金矿资源日渐枯竭，难处理金矿将成为今后黄金工业的主要资源。在我国已探明的黄金储量中，有30%为难处理金矿。因此，难处理金矿的预处理方法成为当前黄金工业提金的关键问题。 难处理金矿，通常又称为难浸金矿或顽固金矿，它是指即使经过细磨也不能用常规的氰化法有效地浸出大部分金的矿石。因此，通常所说的难处理金矿是对氰化法而言的。
2.1 焙烧法 焙烧是将砷、锑硫化物分解，使金粒暴露出来，使含碳物质失去活性。它是处理难 浸金矿最经典的方法之一。焙烧法的优点是工艺简单，操作简便，适用性强，缺点是环境污染严重。含金砷黄铁矿一黄铁矿矿石中加石灰石焙烧，可控制砷和硫的污染；加碱焙烧可以有效固定S、As等有毒物质。美国发明的在富氧气氛中氧化焙烧并添加铁化合物使砷等杂质进入非挥发性砷酸盐中，国内研发的用回转窑焙烧脱砷法，哈萨克斯坦研发的用真空脱砷法以及硫化挥发法，微波照射预处理法，俄罗斯研发的球团法等都能有效处理含砷难浸金矿石。 2.2 化学氧化法化学氧化法主要包括常压化学氧化法和加压化学氧化法。 常压化学氧化法是为处理碳质金矿而发展起来的一种方法。常温常压下添加化学试剂进行氧化，如常压加碱氧化，在碱性条件下，将黄铁矿氧化成Fe(SO )，23砷氧化成As(OH)和AsO,后者进一步生成砷酸盐，可以脱除。主要的氧化剂 323 有臭氧、过氧化物、高锰酸盐、氯气、高氯酸盐、次氯酸盐、铁离子和氧等。加压氧化是采用加氧和加热的方法，通过控制化学反应过程来使硫氧化。根据不同的反应过程，可采用酸性或碱性条件。 加压氧化法具有金回收率高(9O% ~98% )、环境污染小、适应面广等优点，处理大多数含砷硫难处理金矿石或金精矿均能取得满意效果。加压氧化包括高压氧化、低压氧化和高温加压氧化。如加压硝酸氧化法，用硝酸将砷和硫氧化成亚砷酸和硫酸，使包裹金充分解离，金的浸出率在95% 以上，缺点是酸耗较高。 2.3 微生物氧化法微生物氧化又称细菌氧化，它是利用细菌氧化矿石中包裹了金的硫化物和砷化物而将金裸露出来的一种预处理方法。目前，细菌浸出可用于处理矿石和精矿，对精矿一般 采用搅拌浸出，对于低品位矿石则多采用堆浸。 所使用的细菌最适宜的是氧化亚铁硫杆菌，目前已在工业上获得应用。氧化亚铁硫
低品位大矿块堆浸提金的实践
纂∞誊第４期。妒韭研究鸯舞囊ｖ。ｌ。２０№．毒２０００年８五ＭＩＮＩＮＧＲ螽ＤＡｕｇ．２０００ 文章编号：１００６一瑚｛２０。０）０４—００１４一∞ 低品位大矿块堆浸提金的实践 蛰秀蘧 （高龙黄金矿业有限责任公司，广西田林县５３３３１２） 擒要：夯鳝了高龙公司利罔露慕铡离贫矿进行太粒度、大堆高的堆漫提空试验。试验获得了成劈，各礓技拳经洚糟赫迷戴了蓐内竞进拳平，为开发剩蘑瓴茹位贫矿提供了参考。 关键词：低品住；大矿姨；大堆高；堆浸提金 巾圈分类号：佃８５３．３８文献标识码：Ａ Ｔｈｅ秘ｍ漱ｏｆＨｅａｐＧｏｌｄＬｅａａ血ｇｆｏｒＬｏｗＧｒａｄｅａｎｄＬｕｍｐＯｒｅ 兄ＷＸ／ｕ一６妇’ （ＧａｏｌｔｍｇＣｏｌｄＭｉｎｅｓＣｏ．Ｌｔｄ，，Ｔｉａｎ］ｉｎＣｏｔｍｔｙ，岱删５３３３１２，ｃｈｉｍ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：＇ＩＮｓｐａｐｅｒｉｎｔｒｏｄ∞－ｅｄｔｈｅ《辨由Ⅻ牺∞ｔｈｅｋ擎ｇＴａｉｎ－ｓｉｚｅａｎｄ赫藤ｈｅａｐ捌ｌｅａｃｈｉｎｇ《ｓ撕ｐ—ｌｅａｎＩＮｔＯｈ㈣ｑｐｅｎ－ｐｉｔｍｉｎｉｎｇｏｆＧａｏｌｏｎｇＣｏ．．ＴｈｉｓｅｘＦｅｒｋⅢｎｔ№ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌａｎｄｖａｒｉｏｕｓｔｅｃｈｎｉｃａｌａｎｄ㈣－１ＫＩ衄ｉｃｉｎｄｅｘｅｓｈａｄｒｅａｃｈｅｄｄｌＲｎｌｓ商ｃａｄｖａｎｃｅｄｌｅｖｅｌｓｕｃｈｍｔｏｐｒｏｖｉｄｅｒｅｌｉａｎｃｅｆｏｒｔｈｅＩｌ∞ｏｆｌｏｗｇｒａｄｅｏｒｅ．ＫｅｙＷｏｒｄｓ：Ｌｏｗ辱豳；泌翠溉；｝鼯ｈｅａｐ；Ｃ－ｏｌｄｌｅａｃｈｉｎｇ 为了突破犬块度、大堆商、极低品位氧化矿石的堆漫工艺技术戆题，各国金矿出都进褥了大量翦戮究。广西高竞公霹专门缝缀攻关小缀，对该公司露采剥离低品位赞矿进行堆浸提金工艺技术研究，历时薅年，获得了成功。单壤矿量１０１２２５＋０ｔ，堆高２ｌｍ，焱矿乎驽螽德０．４３ｇ／ｔ，滗矿平坶鑫位０，１８ｇ／ｔ，浸出率５８．１４％，理论总回收率５４．４７％，销售收入１７６．３８万元，总成本９１．５０万元，实现利润８４．８７万元，嚣溺率４８。１２％。各瑗浆本经蒋稽耩遮弱了黧内先进水平。 １矿山概况 搿龙金矿祷黼个选矿厂耱地采、露来两套采矿系统。氰化炭浆厂设计规模５００ｔ／ｄ，原矿人选品做３．８８趴。堆漫厂设计规模２００ｔ／ｄ，暇矿入选品披２．１ｅ／ｔ。著下供矿２００∥ｄ，露天镶矿５００ｔ／ｄ。露袋边界品位０．７０∥ｔ，块段最低工业品位２．０８ｇ／ｔ，矿区最低工业品位２．５∥ｔ，戎石剥除最小厚度３ｍ。矿幽授产浚寒，炭酝生产燕搂跑设诗规搂大，１９９５—１９９８年累计处理矿石量２１３３．１３万ｔ，剿离量９６５．２万ｔ，年产金量超过１ｔ。由于生产规模的扩大，露采矿体叉蹬遇救缩郏位，近两簪每年的剥离鲎达２００万ｔ以上。鞋离工程主要在矿休顶部释上、下盘藩岩，而因矿体倾角较陡，上盘山体坡面较缓，从而增加了刹离废弃物。 该矿鸡公髫矿段矿岩破捧，矿嚣形态多交，蘸层、节理、裂隙发育，分支细脉较多，但又水形成工业矿体。矿体和围岩不易区分辩认，其间犍往存在一个遘浚带，燕子过渡警越塑豢嚣受裂鑫衾溶滚静浸染或袋矿体淋沥＝次富集而获得金品位。试验的矿石类戮有４种，滟合筑堆。其中构造石热型矿石占惹量瓣７％一８％，搀遣舞砾崧裂矿石占惑藿的７２％一７８％，硅亿砂混者垄矿石蠢总量的ｌＯ％左右，砂泥岩捌矿石占总鲼的８％左右。矿石平均氧化率为７０％一７２％，矿石的主要成分见射表。 缝取样蕊溅，盎然金最必金猛为０。０１２ｍ×０．０２ｍｍ×０．１ｍｎ，最小显馓盎粒径为０．００３８ｆｉｌｍ。其各靛级所占比例为：０．０３７—０．０１ｍｍ占２１．６４％．０．０１—０．００５ｍｒｇｔ占７３．０３％，，ｌ、于Ｏ．００５ＩⅢⅡ占５．３３％。自然金的赋存状态以粒间金产出为主，占 技蕞Ｂ撵：２∞０一越一暂 基奎疆茸：广程鸯治珏。鬼矗”袭美授嚣 作者筒介：冉势炳（１９６０一），粥，广西田林县＾，高级工程师．生黉从事采矿技术工作 万方数据
提金工艺(专利)
金矿提金专利 1、氨法分离金泥中的金银 2、氨氧化炉废料回收铂金的方法 3、边磨边浸-液膜萃取提金工艺方法 4、从低品位金矿中回收金的工艺方法 5、从废催化剂回收金和钯的方法及液体输送阀 6、从废炭中回收金的新工艺 7、从浮选金精矿焙砂废矿浆中回收金的方法 8、从含金含铁硫化物矿当中回收黄金的工艺 9、从含金贫液中萃取金的方法 10、从含金物中无氰浸提金的方法 11、从碱性氰化液中萃取金的方法 12、从金矿提取金、铂、钯的方法 13、从金矿尾矿库溢流水中回收金的方法 14、从金矿中综合提取金、银、铜的工艺过程 15、从金铜矿中提取铜铁金银硫的方法 16、从硫化物铜矿中浸提回收铜、银、金、铅、铁、硫的方法及设备 17、从难处理金精矿中提取金的方法 18、从难处理金矿中回收金、银 19、从难浸矿石中提取金的方法 20、从难浸硫化物矿石、碳质矿石中提金的预处理方法及其专用设备 21、从难熔含金含铁的硫化物矿石中回收黄金 22、从难熔含金含铁硫化物精矿中回收黄金的工艺 23、从贫金液、废金液中提取金的液膜及工艺 24、从铅阳极泥提取金、银及回收锑、铋、铜、铅的方法 25、从铅阳极泥中回收银、金、锑、铜、铅的方法 26、从氰化含金废水中回收金的吸附装置 27、从铁矿中综合回收金的方法 28、从铜电解阳极泥中提取金、银的萃取工艺 29、从铜阳极泥中回收金铂钯和碲 30、从载金炭上解吸电解金的工艺方法 31、催化氧化酸法预处理难冶炼金精矿 32、萃取分离金和钯的萃取剂及其应用 33、低温硫化焙烧—选矿法回收铜、金、银 34、低压热酸浸聚氨酯泡沫提金法 35、高含量黄金样品中金含量的快速测定法 36、高压釜内快速氰化提金方法 37、含金矿粉氰化提金添加剂 38、含金氯化液还原制取金的方法 39、含金尾矿库浸工艺 40、含金尾矿无制粒化学疏松堆浸工艺 41、含砷等难处理金精矿的预处理方法 42、含砷含硫难浸金矿的强化碱浸提金工艺
低品位氧化铅锌矿中锌铁赋存状态的研究
低品位氧化铅锌矿中锌铁赋存状态的研究 鱼鹏涛1，梁杰2，胡琼1 （1.贵州大学材料科学与冶金工程学院，贵州贵阳550003；2.毕节学院化学系，贵州毕节551700）摘要：运用电子探针、X 射线衍射分析结合化学物相分析探明低品位氧化铅锌矿中铅、锌、铁以及锗的赋存状态。其结论主要有：铅主要以白铅矿为主；锌主要以氧化锌、菱锌矿存在；铁主要以针铁矿和赤铁矿存在；铝主要以粘土矿存在；脉石矿物主要有石英和白云石；锗主要赋存于赤铁矿和褐铁矿中。探明该矿物中主元素物相后，分析了该矿物的成矿原因并对其演化过程进行了合理的推理，并就工业处理该矿物提出合理建议。 关键词：氧化铅锌矿；赋存状态；锗 中图分类号：O69文献标识码：A 文章编号：1673-7059（2010）04-0087-06 收稿日期：2010-03-06 基金项目：贵州省科学技术基金项目，项目编号：黔科合J 字（2008）2001号；贵州省教育厅自然科学研究项目，项目编 号：黔教科字（2007）078号；毕节地区科学技术项目，项目编号：毕科合字（2008）32号。 作者简介：鱼鹏涛（1978－），男，甘肃庆阳人，贵州大学材料科学与冶金工程学院硕士研究生。研究方向：新材料与资源综 合利用。 梁杰（1961－），男，四川广安人，毕节学院研究员，博士。研究方向：金属分离科学与技术、资源综合利用。本文通讯作者。 2010年第4期第28卷（总第117期）NO.4，2010Vol.28General No.117 毕节学院学报JOURNAL OF BIJIE UNIVERSITY 1前言 产于贵州某矿区第四系中的铅锌砂矿达20余万吨，它是由原生矿风化残积(搬运)形成的[1]，该矿物富含稀贵金属锗和银。锗的提取主要是从铅锌冶炼过程中综合回收或从含锗的煤矿中回收。锗作为一种稀散元素，主要存在于热液硫化矿床、煤矿床和铁矿床中。大多数锗则以类质同象或吸附状态分布在多种矿物中[2]；锗具有亲石、亲铁、亲硫和亲有机质等多重地球化学性质[3],这些性质为研究其在低品位氧化铅锌矿中的锗赋存状态提供了一些线索和启发。因此，对该矿中铅、锌、铁及锗的赋存状态进行研究，能为湿法堆浸技术提供科学依据。 2实验部分 2.1实验仪器 XRD ：利用荷兰帕纳科公司XPERT-PRO 型X-射线粉末衍射仪(X-Ray Diffraction)分析低品位氧化铅锌矿的物相（工作条件：Anode Material,Cu ；Generator Settings,40mA,40kV ；Step Size [°2Th.],0.0170；Scan Step Time [s],6.4607）。 SEM-EDS ：采用日本JEOL 公司JSM-6490LV 型扫描电子显微镜（Scanning Electron Microscope ）观察背散射电子像（BEI)，并用英国牛津INCA-350型X-射线能谱仪（X-ray Energy Dispersive Spectrdmeter ）检测矿样微区成分。结合背散射电子像（BEI)和EDS 分析结果，可得出相关矿样颗粒中的物相。 2.2矿样（指研磨后低品位氧化锌矿，以下均同）的电子探针分析(如表1所示)
常见矿石品位表
（1）铁矿 边界品位： TFe≥20%， 工业品位：TFe≥25%， 矿体最低可采厚度：2m 夹石剔除厚度：2m （2）铅锌矿 氧化矿：铅边界品位（%）：≥0.7；最低工业品位（%）：≥1.5； 锌边界品位（%）：≥1.5；最低工业品位（%）：≥3； 硫化矿：铅边界品位（%）：≥0.5；最低工业品位（%）：≥1； 锌边界品位（%）：≥0.5；最低工业品位（%）：≥1； 最低可采厚度（m）：1； 夹石剔除厚度（m）：2； 常见矿石的品位 矿石 工业品位边界品位 有色金属 铜Cu 0.4%－0.5% 0.20% 铅锌Pb 硫化矿0.7%－1.0% 0.3%－0.5% 混合矿 1.0%－1.5% 0.5－0.7% 氧化矿 1.5%－2.0% 0.5－1.0% Zn 硫化矿 1.0%－2.0% 0.5%－1.0% 混合矿 2.0%－3.0% 0.8%－1.5% 氧化矿 3.0%－6.0% 1.5%－2.0% 铝土矿（Al2O3）露采≥55% ≥40% 坑采≥55% ≥40% 钨黑钨0.12%－0.18% 0.08%－0.1% 白钨0.15%－0.2% 0.1%－0.12% 砂钨0.04% 0.02% 钼0.06%－0.08% 0.03%－0.05% 镍0.3%－0.5% 0.2%－0.3%
锡0.2%－0.4% 0.1%－0.2% 镁 白云岩矿≥19% 菱镁矿≥42%～46% 锑 1.50% 0.70% 汞0.08%－0.10% 0.04% 钴 硫化钴（及砷化钴）0.03%－0.06% 0.02% 钴土矿0.50% 0.30% 铋0.50% 0.20% 黑色金属 铁平炉富矿 磁、赤、假象赤铁 矿 55 50 褐、针铁矿50 45 高炉富矿 磁铁矿50 45 赤、假象赤铁矿45～50 40～45 褐、针铁矿40～45 35～40 菱铁矿35～40 30～35 自熔性矿石35～38 28～32 磁铁矿25% 20% 赤铁矿28%－30% 20% 菱铁矿25% 20% 褐铁矿30% 20% 钛原生矿 金红石≥3～4% ≥2% 钛铁石≥8～10% ≥5～6% 砂矿 金红石≥2kg/m3 ≥1kg/m3 钛铁石≥15kg/m3 ≥10kg/m3 钒 单独矿床V2O5 0.5～0.70% 钒为伴生组分矿床≥0.1%－0.5% 锰氧化锰 富矿≥30 ≥20～25 贫矿≥20 ≥10～15 碳酸锰 富矿≥25 ≥15～20 贫矿≥10～15 ≥8
铅锌矿选矿工艺
5.方茴说：“那时候我们不说爱，爱是多么遥远、多么沉重的字眼啊。我们只说喜欢，就算喜欢也是偷偷摸摸的。” 6.方茴说：“我觉得之所以说相见不如怀念，是因为相见只能让人在现实面前无奈地哀悼伤痛，而怀念却可以把已经注定的谎言变成童话。” 7.在村头有一截巨大的雷击木，直径十几米，此时主干上唯一的柳条已经在朝霞中掩去了莹光，变得普普通通了。 8.这些孩子都很活泼与好动，即便吃饭时也都不太老实，不少人抱着陶碗从自家出来，凑到了一起。 9.石村周围草木丰茂，猛兽众多，可守着大山，村人的食物相对来说却算不上丰盛，只是一些粗麦饼、野果以及孩子们碗中少量的肉食。 铅锌矿选矿工艺 目前国内处理铅锌矿的工艺流程有: 全电位控制浮选、全浮选工艺流程、硫化浮选工艺法、重选-浮选工艺、改性胺浮选法、螯合捕收剂浮选法、浸( 氨浸、酸浸) 出- 浮选、快速浮选、分支串联浮选、异步混合浮选、部分快速优先浮选、选冶联合等工艺。 就单一浮选而言又分先铅后锌的优先浮选, 先硫化矿后氧化矿的分段浮选, 先浮易浮矿后浮难浮矿的等可浮流程。 针对目前国内的中低品位氧化铅锌矿资源, 研究重点倾向于选冶联合工艺流程, 也就是选矿采用正反浮选的技术方案, 生产出选冶联合技术要求的氧化铅锌精矿, 但不一定是国标要求的高品位氧化铅锌精矿; 冶金可以采用硫酸完成浸、净化等一系列过程产得金属。云南省会泽铅锌矿的深部高品位富锗铅锌混合矿, 研究成功先硫后氧- 先铅后锌- 等可浮- 异步选铅- 留着硫异步混选- 硫化铅、锌、黄铁矿分离- 氧化铅硫化浮选- 氧化锌不脱泥浮选的复杂多金属硫化矿- 氧化混合矿综合选矿新技术，并已成功地用于新建65 万t / a 的选矿厂。电位调控及电化学控制浮选先后在凡口铅锌矿、南京铅锌银矿、青海锡铁山铅锌矿等数家铅锌选矿厂应用。实践证明其具有技术先进、流程简单、药剂用量少、分选指标高、对不同类型铅锌硫化矿适应性强、稳定性好、环境污染少等明显优点, 属我国国内外重大创新, 对浮选理论的发展做出了重大贡献。李显元对某难选铅锌 1.“噢，居然有土龙肉，给我一块！” 2.老人们都笑了，自巨石上起身。而那些身材健壮如虎的成年人则是一阵笑骂，数落着自己的孩子，拎着骨棒与阔剑也快步向自家中走去。
金矿堆浸工艺电子版本
金矿堆浸工艺
金矿堆浸工艺 【工艺简介】 金矿堆浸就是将低品位的金矿破碎至一定粒度（或造粒），堆积在由沥青、混凝土或塑料等材料铺筑的防漏底垫上，用低浓度氰化物、碱性溶液、无毒溶剂或稀硫酸等溶液在矿堆上喷淋，使金溶解，含金的溶液从矿堆上渗滤出来，然后用活性炭吸附或锌粉置换沉淀等方法回收金。 【应用领域】 堆浸法常用于开发矿体小或品位低的金矿，或两者兼有，而不能用常规方法开发利用的矿床。 仅供学习与交流，如有侵权请联系网站删除谢谢2
查看工艺流程图 >> [ 工艺优势] 工艺简单、设备少、基建时间短； 投资少、见效快、生产成本低； 仅供学习与交流，如有侵权请联系网站删除谢谢3
仅供学习与交流，如有侵权请联系网站删除 谢谢4 矿石的性质、品位、数量的适应性强； [ 工艺介绍] 堆浸场对地形条件要求不高，可因地制宜，根据地形特点分别设置永久性卸堆式堆场或叠加式堆场。如山顶、山坡地势较缓、较开阔，宜用以构筑永久性卸堆堆场。 原矿处理 原矿用鑫海生产的颚式破碎机及圆锥破碎机破碎至一定粒度（30-50mm ）后，直接去堆淋；或者进行制粒处理（使较细颗粒团聚成粗粉团粒），之后将矿石通过铲车运至矿堆处进行筑堆。
堆淋系统 在铺设好的矿堆上，设置堆淋系统。氰化溶液与矿堆反应后，从矿堆底部渗出含金溶液（贵液），流入贵液池，经贵液泵打入吸附柱，活性炭吸附后的溶液为贫液，贫液返回喷淋系统再利用。 仅供学习与交流，如有侵权请联系网站删除谢谢5
解析电解 以下视频是鑫海矿装坦桑尼亚金矿项目中的解吸电解系统全貌。该项目的解吸电解装置是"全泥氰化提金"方案的核心设备之一，解吸电解系统在解吸体中加入了容易被活性炭吸附的阳离子，将Au(CN)2-置换出来，实现金的解吸，而解吸载金炭得到的贵液通过电离法回收，获得固体金。 [ 工艺流程图 ] 仅供学习与交流，如有侵权请联系网站删除谢谢6
金矿堆浸工艺
金矿堆浸工艺文档编制序号：[KKIDT-LLE0828-LLETD298-POI08]
金矿堆浸工艺 【工艺简介】 金矿堆浸就是将低品位的金矿破碎至一定粒度（或造粒），堆积在由沥青、混凝土或塑料等材料铺筑的防漏底垫上，用低浓度氰化物、碱性溶液、无毒溶剂或稀硫酸等溶液在矿堆上喷淋，使金溶解，含金的溶液从矿堆上渗滤出来，然后用活性炭吸附或沉淀等方法回收金。 【应用领域】 堆浸法常用于开发矿体小或品位低的金矿，或两者兼有，而不能用常规方法开发利用的矿床。 [ 工艺优势] 工艺简单、设备少、基建时间短； 投资少、见效快、生产成本低； 矿石的性质、品位、数量的适应性强； [ 工艺介绍] 堆浸场对地形条件要求不高，可因地制宜，根据地形特点分别设置永久性卸堆式堆场或叠加式堆场。如山顶、山坡地势较缓、较开阔，宜用以构筑永久性卸堆堆场。 原矿处理 原矿用鑫海生产的及圆锥破碎机破碎至一定粒度（30-50mm）后，直接去堆淋；或者进行制粒处理（使较细颗粒团聚成粗粉团粒），之后将矿石通过铲车运至矿堆处进行筑堆。 堆淋系统
在铺设好的矿堆上，设置堆淋系统。氰化溶液与矿堆反应后，从矿堆底部渗出含金溶液（贵液），流入贵液池，经贵液泵打入吸附柱，活性炭吸附后的溶液为贫液，贫液返回喷淋系统再利用。 解析电解 以下视频是鑫海矿装坦桑尼亚金矿项目中的系统全貌。该项目的解吸电解装置是"全泥氰化提金"方案的核心设备之一，解吸电解系统在解吸体中加入了容易被活性炭吸附的阳离子，将Au(CN)2-置换出来，实现金的解吸，而解吸载金炭得到的贵液通过电离法回收，获得固体金。 [ 工艺流程图 ]
低品位铅锌矿选矿工艺的分析研究
低品位铅锌矿选矿工艺的分析研究 众所周知铅锌是我国需求量较高的金属，为提高对其开采必须提升铅锌矿选矿工艺，其次提高金属冶炼工艺，从根本上提高铅锌矿开发效率。文章就低品位铅锌选矿工艺展开研究，为后续选矿提供理论参考。 标签：低品位；铅锌矿；选矿工艺 我国铅锌矿产含量较为丰富，其总含量位于世界前列。社会经济发展离不开铅锌金属的支持，多用于电气、工业等范围。当前我国铅锌矿业已经开采已数十载，易选铅锌金属矿石已经开采殆尽，因此低品位、较难处理的铅锌矿石日后必将成为铅锌金属冶炼主矿石资源。基于此必须发展低品位铅锌矿选矿工艺，为我国铅锌金属冶炼提供更多渠道。 1 低品位铅锌矿选矿现状 当前最为主流的铅锌矿为方铅矿和闪锌矿，其中方铅矿具备较强可浮性，该性能强于闪锌矿。方铅矿活性较差，一旦被抑制后便难以再次活化。铅锌多金属硫化矿中，铅锌含量存在一定差距，铅含量低于锌，因此当前开矿过程中采用抑锌浮铅的方式将二者共生矿石进行分离，并根据所需冶炼矿石成分及其特性，确定行之有效的分离工艺。当前较为常用的工艺有一些几种：优先浮选、混合-优先浮选、等可浮选等。 当前一些常见易于冶炼铅锌矿资源已经逐渐消耗殆尽，剩下的矿石大多为低品位铅锌矿石，因此需要开发一些更为先进的浮选工艺流程，开发低品位铅锌矿石。实际选矿工艺中一般优先选用矿物结构较为简单、品味较高、可浮性存在一定差异、较易分离的矿石。该中矿石经过磨矿处理可实现单体解体分离，在工艺上较为简单，易于操作。混合-优先浮选以及等可浮选在工艺上较为复杂作业线长，需要众多专业设备相支持，实际操作上存在一定难度。实践表明，通过优先浮选工艺对矿石进行分离发现该工艺可获得品味较高的矿石，且回收率及品味均较高，具有较强实践意义，可在后续选矿工艺中加以应用。 2 低品位铅锌矿选矿工艺试验研究 2.1 矿山概况 某铅锌多金属矿开采时间较短，其中铅锌品味较低，对其进行研究表明铅天然可浮性较好，具一定开采价值。为寻找较为合理的选矿工艺流程，文章将通过试验研究寻找先进合理的工艺。该低品位铅锌矿中铅元素组成见表1，物相分析表见表2。本工程处理方案为随机采集该矿山矿石采用磨矿有限浮铅选矿工艺进行处理，并采用常规药剂对其进行处理。 2.2 选矿试验研究
堆浸提金过程中的注意事项
堆浸提金过程中的注意事项 1前言 堆浸是从低品位矿石回收金的一种简便、经济的技术，目前已成为从低品位矿石、表外矿、老矿山的废石堆和老尾矿中回收金的一种重要方法，采用堆浸提金工艺生产的黄金产量逐年稳步增长，为使堆浸提金工艺适应生产的需要，各国科技工作者从不同的角度，采用不同的方法开展了堆浸提金过程中的注意事项的研究，使堆浸提金技术得到了不断的完善和发展。 2堆浸提金过程中的注意事项 根据堆浸技术的特点，本注意事项主要从改进和完善堆浸工艺、氰化物药剂作用环境方面进行探讨。 2.1改进堆浸工艺 2.1.1正确应用制粒技术，提高金的浸出 实践证明，细粒物料和粘土含量太高的矿石不宜直接堆浸，必须先制粒预处理，提高矿堆的渗透性才能堆浸，制粒预处理能大大强化金的浸出，加快金的浸出速度，多数情况下还能提高金的浸出率。 据报道，美国一家工厂经制粒预处理后，含大量细矿粉的金矿石浸出率提高了6000倍。Paradise Peak金矿采用制粒堆浸后，回收率提高了12%；另一家选金厂采用制粒预处理后，浸出周期从原来的两个月缩短到三周，且金的浸出率从35%提高到90%，而每吨矿石的生产费用则仅从80美分提高到1.30美元。 我国1991年新疆赛都金矿首次进行了全国最大规模(2.4万吨)的制粒堆浸，浸出时间比不制粒短35d，浸出率由49.69%提高到81.5%，提高了32%。新疆多拉萨依金矿进行的2万吨低品位(2.12g/t)金矿的制粒堆浸，金的浸出率为82%，其尾渣品位已与该矿的炭浆法接近。新疆鄯善县康古尔金矿在国内首次应用盐水制粒代替水泥石灰制粒，金浸出率为74.2%，完全解决了盐水堆浸结垢的问题。浙江省湖州大银山金矿采用氰化钠溶液制粒堆浸工艺，使金的浸出率由设计的65%提高到77.5%。 制粒通常采用石灰和水泥作为粘结剂，但用量应适当。目前还研究应用了新的制粒助剂。据报道，美国南卡罗莱纳州的Breway金矿使用了一种制粒助剂，与只加水泥相比，可提高金回收率并减少水泥用量，同时还提高了团粒强度。美国亚利桑那州的Chemstar石灰公司推出的Leach-It制粒助剂，以及另一种Polymers聚合制粒剂，与常规只用水泥相比，采用专用制粒剂可提高金的回收率20%；减少1/2浸出面积；含金溶液量减少1/2，而品位提高两倍；从而减少了氰化物耗量和水的蒸发量。 2.1.2采用不同堆浸工艺，提高浸出效果 国外的堆浸生产不采用一堆一卸的方式，而是永久性堆场，通常将堆场选择在山谷、底面积很大的地方，采取分层分区交替筑堆或分段筑堆的喷淋方式，大幅度地提高企业的经济效益，美国的Girl金矿采用典型的分层分区交替筑堆喷淋方法，使采矿、筑堆设备和喷淋设备的运转率大幅提高，同时保证了贵液品位处于相对稳定状态。我国新疆哈巴河赛都金矿采用“分段堆筑、交叉喷淋、多级逆流浸出”工艺，取得了明显的经济效益，结果见表1。 矿堆的透气性和溶液的渗透性是决定堆浸效果的关键因素。据报道，Fegasus黄金公司的Florida Canyor金矿使用一种独特的弧形筑堆系统；Round Mountain金矿使用走桥式吊车系统；Buckhom和Grofoot金矿使用一种轮式自行可调式输送机。我国研制出的一种移动式弧形筑堆机，效果较好。 美国Hazen研究所的研究结果表明，往矿堆中通入空气增加含氧量，可使浸出周期缩短近