钯金多少钱一克回收 埃尔拉多黄金公司中国

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钯金多少钱一克回收 埃尔拉多黄金公司中国
钯金多少钱一克回收 埃尔拉多黄金公司中国
选矿与冶炼
乌拉嘎金矿尾矿中金回收工艺试验研究
长春黄金研究院
摘要:对乌拉嘎金矿老尾矿分别进行了氰化、浮选及氰化与浮选联合工艺流程回收金试验研究。通过确定合理的工艺流程结构及工艺条件,获得了金总回收率达65以上试验指标,为合理开发回收该尾矿资源提供了技术依据。
关键词:尾矿资源;氰化;浮选;金回收率
1矿石性质
64.50。
由于该尾矿中金的赋存状态即有与脉石连生金,又有硫化物、脉石包裹金,采用单一浮选、单一氰化工艺很难取得理想金回收指标。
2选矿试验
2.1原矿氰化、原矿氰化—浸渣开路浮选工艺流程试验
氰化浸渣开路浮选流程结构:一次粗选、三次扫选、三次精选。
试验结果见表1、表2。
表1全泥氰化综合条件试验结果
-0.074含量/
氰化时间/
浸原品位/浸渣品位/
·-1·-1
金浸出率/
0.98
0.98
0.55
0.52
43.88
46.94
0.98
0.44
55.10
0.98
0.42
57.14
0.98
0.42
57.14
0.98
0.40
59.18
99-0.038
0.98
0.98
0.42
0.35
57.14
64.29
全泥氰化试验结果表明:在不磨矿条件下,矿样粒度-0.074含量为60,浸渣金品位为0.52/,金浸出率为46.94;矿样粒度-0.074含量90时,浸渣品位为0.42/,金浸出率为57.14;矿样超细磨至-0.074含量为99、-0.038含量为99时,浸渣金品位分别为0.40/、0.35/,金浸出率分别为59.18、64.29。随着磨矿细度的提高,金浸出率逐渐提高。
对粒度-0.074含量分别为60、90氰化浸渣进行浮选开路试验,浮选尾矿金品位可分别降至
0.26/、0.12/,但浮选精矿金品位分别为10.02/、
14.97/,难以富集到理想水平。
作者简介:王艳荣1964—,女,辽宁鞍山人,高级工程师,从事选冶工艺研发工作;长春市南湖大路6760号,长春黄金研究院,
选矿与冶炼黄金
表2原矿氰化—浸渣浮选开路流程试验结果
-0.074含量/
产物名称
作业产金品位/作业金回对原矿
率/·-1收率/回收率/
贵液氰化浸渣原矿精矿
2.05
0.52
0.98
10.02
46.9453。06
100.00
39.47
46.94
20.94
9.40
0.77
13.91
7.38
7.31
0.43
6.04
3.20
81.24
0.26
40.58
21.54
100.00
0.52
100.00
贵液浸渣原矿精矿
1.31
0.42
0.98
14.97
57.1442。86
100.00
49.47
57.14
21.20
9.68
0.77
18.79
8.05
浮选中矿
6.15
0.43
6.66
2.85
82.86
0.12
25.08
10.76
100.00
0.40
100.00
2.2闭路浮选—浮尾氰化流程试验
原矿闭路浮选试验流程结构:一次粗选、五次精选、三次扫选。
浮选尾矿氰化条件:磨矿粒度-0.074含量为60、90;矿浆浓度33;用量4.0/;碱处理时间2;用量0.6/;氰化浸出时间
24。试验结果见表3。
表3原矿闭路浮选—尾矿氰化流程试验结果
-0.074产物产率/金品位/作业回对原矿回总回收作业含量/名称·-1收率/收率/率/
精矿1.52
7.8尾矿98.48
原矿100.00
25.25
0.62
0.99
38.60
61.40
100.00
38.60
贵液尾矿浸渣氰化
98.48
0.20
67.74
32.26
41.59
19.81
80.19
0.62
100.00
7.4尾矿
1.69
98.31
00.00
33.40
0.43
0.99
57.18
42.82
100.00
57.18
尾矿浸渣98.31氰化
0.12
72.09
27.91
30.87
11.95
88.05
0.43
100.00
在不磨矿条件下,浮选尾矿金品位0.62/,浮选作业金回收率为38.60。尾矿氰化后,浸渣金品位为0.20/,作业金浸出率为67.74;金总回收率为80.19。
在磨矿粒度-0.074含量为90时,浮选尾矿金品位0.43/,浮选作业金回收率为57.18;尾矿氰化后,浸渣品位为0.12/,作业金回收率为
72.09;金总回收率为88.05。
原矿闭路浮选—浮尾氰化流程试验也取得了比较理想的试验指标。在粒度-0.074含量为90时,浮选精矿金品位为33.40/,达到出售标准。
本次试验还进行了阶段磨浮、脱泥浮选探索试验。阶段磨浮试验,一段磨至-0.074含量为70、二段磨至-0.074含量90时,与一段磨至-0.074含量90时,浮选指标相当。
该尾矿中泥质矿物较多,脱泥浮选试验在粒度-0.074含量为60、90条件下,矿泥金品位分别为1.20/、1.06/。由于矿泥金品位较高,不能抛弃,故脱泥浮选没有意义。
2.3开路浮选—中矿、浮选尾矿合并氰化流程试验
对原矿进行一次粗选、五次精选开路试验,除精矿外,中矿、浮选尾矿合并进行氰化浸出。磨矿粒度-0.074含量分别为60、90、99。试验流程见图1药剂用量单位:/,试验结果见表4。
图1原矿浮选—中矿、尾矿氰化试验流程
表4开路浮选中矿、尾矿合并氰化试验结果
-0.074产物产率/金品位/作业回对原矿回总回收作业
含量/名称·-1收率/收率/率/
精矿1.24
尾矿98.76原矿100.00贵液
24.40
0.69
0.98
30.75
69.25
100.00
42.03
30.75
59.86
29.11
浸渣98.76
0.40
57.97
40.14
精矿1.14
尾矿98.86原矿100.00
41.59
0.51
0.98
48.46
51.54
100.00
48.46
71.70
45.10
23.24
浸渣98.86
0.28
54.90
28.30
浮选精矿0.68
尾矿99.32原矿100.00
74.13
0.47
0.97
51.92
48.08
100.00
51.92
69.31
贵液氰化
36.17
17.39
浸渣99.32
0.30
63.83
30.69
磨矿粒度-0.074含量分别为60、90、
99时,中矿、尾矿合并后金品位分别为0.69,0.51,0.47/,氰化后浸渣金品位分别为0.40,0.28,0.30/,总回收率分别为59.86、71.70、69.31。
开路浮选—中矿、尾矿合并氰化流程与闭路浮选—浮尾氰化流程相比,流程结构简单,易于操作,试验指标也比较理想,当粒度-0.074含量为90时,浸渣金品位可降至0.28/,金总回收率可
达71.70。
2.4验证试验及粗精矿与中矿再磨精选的浮选—精选尾矿氰化联合流程探索试验
通过验证试验可知,两次试验结果比较相近,说明采用联合流程处理该尾矿可以取得比较理想的金回收指标。
浮选—尾矿氰化流程试验指标较好,但该流程存在缺点有:一次粗选、五次精选、三次扫选流程结构较复杂,尾矿氰化处理矿量大,产生大量含氰污水,势必增加生产成本。因此,本次试验探索了一种新的联合流程:粗精矿和中矿合并再磨或不磨浮选流程,浮
选尾矿直接排弃,精选尾矿氰化浸出。试验流程见图
2,试验结果见表7、表8。
表5原矿氰化—浸渣浮选开路流程验证试验结果
试验产物名称
作业产金品位/作业金回对原矿回率/·-1收率/收率/
浸渣浮选
贵液浸渣原矿精矿精尾中矿
1.31
9.68
6.15
0.42
0.98
14.97
0.77
0.43
57.14
42.86
100.00
49.47
18.79
6.66
57.14
21.20
8.05
2.85
82.86
0.12
25.08
10.76
100.00
0.40
100.00
浸渣浮选
贵液浸渣原矿精矿精尾中矿
0.96
4.78
6.25
0.40
0.83
23.86
1.40
1.23
51.81
48.19
100.00
49.70
14.52
16.68
51.81
23.95
7.00
8.04
88.01
0.10
19.10
9.20
100.00
0.46
100.00
表6原矿闭路浮选—尾矿氰化流程验证试验结果
作业对原总回产物产率/金品位/
试验作业回收矿回收率/
名称·-1率/收率/
精矿1.69浮选尾矿98.31
原矿100.00
33.40
0.43
0.99
57.1842。82
100.00
57.18
浸渣98.31尾矿
氰化尾矿
0.12
0.43
72.09
27.91
100.00
30.87
11.95
88.05
精矿1.60浮选尾矿98.40
原矿100.00
30.42
0.35
0.83
58.5641。44
100.00
58.56
浸渣钯金多少钱一克回收98.40尾矿
氰化尾矿
0.13
0.35
62.86
37.14
100.00
26.05
15.39
84.61
选矿与冶炼黄金
精选尾矿
浮选尾矿原矿
2.03
19.88
78.09
100.00
18.51
0.98
0.29
0.80
46.97
24.35
28.68
100.00
46.97
28.68
58.15
贵液精选尾
矿氰化浸渣
19.88
0.53
45.92
54.08
11.18
13.17
全流程尾矿+浸渣
97.97
0.31
41.85
精选尾矿浮选尾矿
2.14
26.16
71.70
18.99
0.86
0.22
51.44
28.48
20.08
51.44
20.08
100.00
0.79
100.00
60.71
精选尾贵液矿氰化
32.56
9.27
26.16
0.58
67.44
19.21
全流程尾矿+浸渣
97.86
0.30
39.29
精矿浮选精选尾矿尾矿原矿
3.04
33.27
63.69
100.00
15.52
0.65
0.17
0.80
59.25
27.16
13.60
100.00
59.25
13.60
66.77
精选尾贵液矿氰化
27.69
7.52
33.27
0.47
72.31
19.63
全流程尾矿+浸渣96.96
0.27
33.23
精选尾矿浮选尾矿原矿
1.79
21.10
77.11
100.00
22.93
0.88
0.26
0.80
51.30
23.21
25.49
100.00
51.30
25.49
58.69
精选尾贵液矿氰化
31.82
7.39
21.10
0.60
68.18
15.82
全流程尾矿+浸渣
98.21
0.32
41.31
精选尾矿浮选尾矿原矿
2.11
23.99
73.90
100.00
23.02
0.76
0.210。82
59.00
22.15
18.85
100.00
59.00
18.85
67.45
精选尾贵液矿氰化
38.16
8.45
23.99
0.47
61.84
13.70
全流程钯金多少钱一克回收尾矿+浸渣
97.89
0.27
32.55
精选尾矿浮选尾矿原矿
贵液矿氰化
1.80
33.3064。90
100.00
26.59
0.570。190.79
60.45
23.9815。57
100.00
29.82
60.45
15.57
67.607。15
33.30
0.40
70.18
16.83
全流程尾矿+浸渣98.20
0.26
32.40
表8粗精矿和中矿合并不磨精选、精选尾矿氰化试验结果
作业对原矿总回
-0.074产物产率/金品位/
作业-1回收回收率/收率/含量/名称·
图2粗精矿和中矿再磨精选、精选尾矿氰化试验流程
表7粗精矿和中矿合并再磨精选、精选尾矿氰化试验结果
作业对原矿总回
-0.074产物产率/金品位/
作业-1回收回收率/收率/含量/名称·率/
试验结果表明,在磨矿粒度-0.074含量为90时,原尾矿经过一次粗选、三次扫选,浮选尾矿金品位为0.17~0.19/,不必进行尾矿氰化浸出,可直接排弃约64的尾矿。
粗精矿和中矿合并后不再磨精选、精选尾矿氰化与粗精矿和中矿合并再磨精选—精选尾矿氰化流程的试验结果相比,在磨矿粒度-0.074含量为90时,浮选和氰化的作业回收率相近,金总回收率也相近,但后者的浮选精矿品位较高。
与原尾矿闭路浮选—浮尾氰化流程相比,粗精矿和中矿合并再磨精选—精选尾矿氰化流程结构相对简单,浮选可抛弃约64.90尾矿,大大降低了氰化工艺的处理量,试验指标也比较理想,当粒度为
-0.074含量90时,综合尾矿金品位可降至
0.26/,对原尾矿总回收率可达67.60。
1对乌拉嘎金矿尾矿进行矿石工艺矿物学研究表明,尾矿中金矿物粒度比较微细,赋存状态以脉石连生金为主,含量为43.04,硫化物包裹金、脉石包裹金含量分别为33.67、17.69,单体金较少,含量为5.52。
根据该尾矿金矿物工艺特征,需细磨才能使金及其载体矿物暴露和解离,采用单一浮选、单一氰化工艺难以取得理想的金回收指标。
2提金工艺试验研究结果表明:采用联合流程,磨矿细度为-0.074含量为90时,闭路浮选—尾矿氰化流程和全泥氰化钯金多少钱一克回收—浸渣开路浮选流程均使尾矿金品位降到0.12/,但两者相比,闭路浮选—尾矿氰化流程相对而言可获得较高的精矿品位。
3粗精矿和扫选中矿合并再磨精选、扫选尾矿直接抛尾、精选尾矿氰化流程结构更加简单,浮选可抛弃约64.90尾矿,大大降低了氰化工艺的处理量,试验指标也比较理想。当磨矿粒度-0.074含量为90时,综合尾矿金品位可降至0.26/,金总回收率为67.60。
:。,。,。65,。
:;;;编辑:李玉敏檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪
4试验结果表明,该尾矿采用联合选别流程回收金,技术上可行。按现行黄金市场价格测算,处理每吨尾矿产值可在150元以上,总产值可达15亿元,经济效益可观。
度中国黄金前十五名排序”如下:
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紫金矿业集团股份有限公司、中国黄金集团公司、山东招金集团有限公司、中矿金业股份有限公司、山东黄金集团有限公司、云南黄金矿业集团股份有限公司、埃尔拉多黄金公司中国、灵宝黄金股份有限公司、山东恒邦冶炼股份有限公司、湖南金鑫黄金集团有限责任公司。
山东招金集团有限公司、中国黄金集团公司、山东恒邦冶炼股份有限公司、灵宝黄金股份有限公司、中矿金业股份有限公司。
江西铜业股份有限公司、铜陵有色金属集团股份公司、云南铜业集团有限公司、大冶有色金属集团控股有限公司、江西上饶和丰铜业公司。
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