高效浓密机在金矿全泥氰化逆流洗涤工艺中的应用

高效浓密机在金矿全泥氰化逆流洗涤工艺中的应用

李 红

(乌鲁木齐有色冶金设计研究院 乌鲁木齐830000)

摘 要 高效浓密机用于全泥氰化、逆流洗涤工艺具有投资省,占地面积小,施工机设备安装简便等优点。本文着重介绍了高效浓密机在逆流洗涤生产过程中存在的问题及解决措施。

关键词 高效浓密机 逆流洗涤 沉降层

某金矿全泥氰化厂设计规模为450t/d,采用全

泥氰化、高效浓密机洗涤、锌粉置换工艺流程。经过

多年的生产实践,各项主要技术经济指标均已达到或

超过了设计指标,取得了明显的经济效益。

高效浓密机用于逆流洗涤工艺的生产实践证明,

此流程用于处理该金矿这种含银高,含泥量大,固液

分离较为困难的矿石是适合的,取得了比较理想的效

果,生产稳定,比采用传统洗涤工艺可节省投资200

多万元,减少占地面积3000m2。

1 矿石性质

该矿矿石主要类型为石英脉含金氧化矿石。矿

石氧化程度高,氧化物含量在90%以上。主要金属

矿物由褐铁矿和少量黄铁矿,另有微量黄铜矿、方铅

矿、闪锌矿以及金银矿物。脉石矿物主要有石英,其

次是伊利石、叶腊石和长石,另有少量的高岭土。

含金矿物有自然金,含银自然金及银金矿。金主

要赋存于褐铁矿中,占83%以上,其它赋存于伊利石

中,占13%以上。原矿多元素分析见表1。

表1 原矿多元素分析结果 %

成 分

Au

(g/t)

A g

(g/t)

T Fe Si O2AI2O3CaO MgO T iO2K2O

含 量 3.2516.0 5.8973.909.840.760.460.16 2.29成 分N a2O Pb Z n Cu Sb A s S C烧失含 量0.140.090.0380.0360.0230.0370.270.1 3.39

该矿石由于含有大量粘土矿物,矿浆压缩带浓度很难提高,经过现场多次沉降试验,在磨矿细度-200目占80%左右时,沉降24h,压缩区浓度只能达到45%。

2 高效浓密机洗涤的生产应用及经济效益

9m高效浓密机主要技术参数:浓密机型号: GX-T-9;槽体直径: 9m;槽体深度:3.3m;传动电机功率:5.5kW;靶子转速:0.427m/min;蜗杆减速器:模数14,速比80;提升电机功率:0.75kW。

该矿采用的 9m高效浓密机是国内首次设计和制造。结构上存在不少问题,如投料后出现了溢流跑浑,底流排放浓度低(36%左右),絮凝剂用量大以及耙子不能正常起落等问题。处理量只能达到300t/d左右,絮凝剂总用量超过140g/t,洗涤率低于80%。

针对设备运行中出现的问题,技术人员对其结构进行了以下几方面较大的改造:

将耙子拉竿从给矿竖筒移到扩散板下面,给矿管落到溢流堰以下,直接和给矿竖筒连接,从而防止从给矿管中带入空气破坏沉泥层。

将给矿竖筒直径加大到 750m,以减缓矿浆絮凝后的沉降速度。

!提耙电机换为2.2kW8极电机,同时将脱气槽的直径加大到2000mm,以进一步改善脱气效果。

高效浓密机结构经改造以后,其性能有了很大改善,矿石处理量提高到450t/d,排矿浓度平均达到50%以上,高时可达58%,比过去提高了15%~ 20%。絮凝剂总用量下降到90g/t,溢流不再跑浑,悬浮物含量低于100?10-6。洗涤率上升到94%以上,控制严格时超过97%,氰化总回收率达到84%以上,超过了设计指标。

随着选矿厂管理及操作水平的提高,处理矿量提高到500t/d,洗水量也进一步增加,同时严格控制每台浓密机的沉泥层界面,并尽量稳定和提高排矿浓度,洗涤率又有了进一步的提高;次月中、下旬平均超过98%。为了弥补原高效浓密机机械强度上存在的问题

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2009年 新 疆 有 色 金 属

给生产带来的影响,选厂又新增设了一台 9m高效浓密机做四洗,投入运行后,在原矿处理量由500t/d 提高到580~600t/d时,四洗浓密机的排矿浓度仍能达到55%以上,而洗涤率稳步上升到98.4%,氰化总回收率达到90.4%。

企业经济效益:

氰化厂自稳定生产两年间,累计处理矿石量18.71万t,平均品位3.44g/t,生产黄金18532两,白银1130kg,共实现销售收入2850余万元,实现利税1300万元。

该矿若采用传动洗涤设备,需要 24m浓密机5台,采用高效浓密机洗涤比采用普通浓密机洗涤可节省设备和土建工程费160万元,减少占地3000m2,加上基建期和贷款偿还期利息,共可节省投资210万元,占氰化厂总投资大34%。

3 对高效浓密机洗涤流程的几点认识

该流程比较适合大、中型黄金矿山全泥氰化逆流洗涤作业及有色金属、化工矿山逆流洗涤作业。对于处理初始沉降速度较快而又较难压缩的矿石具有实际意义,可以以较少的洗涤段数得到较好的洗涤效果。

絮凝剂的性能及制备质量对高效浓密机建立稳定的沉泥层,从而提高排矿浓度具有非常重要的影响,否则,即使有了沉泥层也不容易稳定,起不到提高排矿浓度的作用。另外,絮凝剂的添加浓度、添加点和添加方式对矿浆的絮凝也非常重要。

!高效浓密机洗涤对生产过程的稳定性要求比普通浓密机严格的多。由于高效浓密机体积小,矿浆停留时间短,加上给矿一直给到矿浆沉泥层下面,洗涤过程主要发生在给料及其混合过程。任何因素导致给矿量的波动,都将导致洗涤的不均匀,从而影响洗涤率。这就要求磨矿系统配备性能优良的皮带秤,并与给矿设备连锁,实现恒定给矿。高效浓密机洗涤流程应配备一套完善的自控系统,以保证洗涤过程的稳定性。

#高效浓密机因具有?过滤沉降%的作用,对于某些矿石,排矿浓度往往比普通浓密机排矿浓度排矿浓度还高,生产中会出现?孤岛%现象,即打得絮团沉积在耙子上随耙子一起转动,破坏了正常排矿,从而导致传动扭矩的增大及排矿浓度的降低。絮凝剂制备及添加不均匀时更易发生,严重时要停车处理。因此,浓密机除本身应具有一定的机械强度外,还应配备起落灵活的自动提耙装置,及时起落耙子,以防止?孤岛%的形成。

4 结 语

该矿采用高效浓密机洗涤流程,不但适合目前露天开采地表氧化矿的处理,而且在氧化矿处理完后进入原生矿开采时,在不增加或少增加设备的情况下可以直接处理浮选金精矿。它的应用成功,不但给企业带来了可观的经济效益,也为处理含银高,含泥量大,固液分离较为困难的氧化矿探索出新的途径,而且还为该工艺的推广应用积累了实践经验。

收稿:2009-07-15

(上接118页)

表6 氢氧化钠替代碳酸钠试验指标(混合矿) %

产品名称

产 率品 位

Cu Ni Cu Ni

回收率

铜精矿 2.1730.210.4842.02 1.43

混精& 2.65 5.88 1.769.99 6.38

混精?18.74 2.65 2.2531.8357.68混精(合计)21.39 3.05 2.1941.8264.06尾 矿76.440.330.3316.1734.51原 矿100.00 1.560.73100.00100.00

3.5 工业生产试验

为了能使工业生产达到较好指标和生产的稳定性,还沿用现场生产工艺流程,只是药剂制度有所变化,经过一个月的工业生产试验运行,生产指标为:铜精矿品位27.8%,含镍0.8%,铜回收率47.03%;混合精矿品位2.3%,含铜2.6%;混合精矿镍回收率70.23%;总铜回收率85.21%。

4 结 语

七号岩体矿物种类繁多,矿物嵌布关系较为复杂,而本身硫化率较低,加之采出后自然氧化严重,造成选别困难,选别指标较低。

不论是原生矿还是混合矿,混合精矿镍品位只能达到2.1%左右,精矿品位难以提升,回收率也低。

用硫化浮选法及用氢氧化钠替代碳酸钠进行的混合矿试验数据表明,对镍金属指标的提升没有帮助,但用硫化浮选法铜金属全流程回收率较现工艺提高6%~7%。

用硫化浮选法提升铜金属指标的工作进一步加强,用胫肟酸钠等特殊扑收剂做镍金属指标提升的探索。

收稿:2009-03-15

120李 红:高效浓密机在金矿全泥氰化逆流洗涤工艺中的应用增刊1

生产工艺流程图及说明

（1）电解 本项目电解铝生产采用熔盐电解法：其主要生产设备为预焙阳极电解槽,项目设计采用大面六点进电SY350型预焙阳极电解槽。铝电解生产所需的主要原材料为氧化铝、氟化铝和冰晶石，原料按工艺配料比例加入350KA 预焙阳极电解槽中，通入强大的直流电，在945－955℃温度下，将一定量砂状氧化铝及吸附了电解烟气中氟化物的载氟氧化铝原料溶解于电解质中，通过炭素材料电极导入直流电，使熔融状态的电解质中呈离子状态的冰晶石和氧化铝在两极上发生电化学反应，氧化铝不断分解还原出金属铝——在阴极(电解槽的底部)析出液态的金属铝。 电解槽中发生的电化学反应式如下： 2323497094032CO Al C O Al +?-+℃ ℃直流电 在阴极(电解槽的底部)析出液态的金属铝定期用真空抬包抽出送往铸造车间经混合炉除渣后由铸造机浇铸成铝锭。电解过程中析出的O 2同阳极炭素发生反应生成以CO 2为主的阳极气体，这些阳极气体与氟化盐水解产生的含氟废气、粉尘等含氟烟气经电解槽顶部的密闭集气罩收集后送到以Al 2O 3为吸附剂的干法净化系统处理，净化后烟气排入大气。被消耗的阳极定期进行更换，并将残极运回生产厂家进行回收处置。吸附了含氟气体的截氟氧化铝返回电解槽进行电解。 电解槽是在高温、强磁场条件下连续生产作业，项目设计采用大面六点进电SY350型预焙阳极电解槽，是目前我国较先进的生产设备。电解槽为6点下料，交叉工作，整个工艺过程均自动控制。电解槽阳极作业均由电解多功能机组完成。多功能机组的主要功能为更换阳极、吊运出铝抬包出铝、定期提升阳极母线、打壳加覆盖料等其它作业。 （2）氧化铝及氟化盐贮运供料系统 氧化铝及氟化盐贮运系统的主要任务是贮存由外购到厂的氧化铝和氟化盐 ，并按需要及时将其送到电解车间的电解槽上料箱内。

选矿生产线流程

选矿设备工艺流程 标签：选矿设备选矿工艺流程选矿设备厂家选矿设备价格 在国家经济转型大背景下，选矿行业经济虽不景气，选矿设备价格低廉，但从金矿、铜矿选矿工艺流程，铅锌矿、萤石矿、钼矿选矿工艺，钾长石、锂矿、硅灰石、石英砂选矿工艺在河南选矿设备厂家荥矿机械近年来国内外现场案例中不难看出，市场需求还是相对火热的。 选矿设备工艺流程即选矿设备和选矿工艺，两者在选矿生产线中缺一不可，选矿设备的选型、配置咨询l56-37l⒍l999以及选矿工艺的合理性、高效性直接影响选矿产量、回收率、选矿品位等。 不同矿石性质、伴生矿物、嵌布粒度等不同决定了其选矿工艺流程也不同，同种矿石选矿工艺设计虽也会因为矿石性质不同有所差异，但基本上大同小异。下文荥矿机械工程师将会对金矿、铜矿、铅锌矿、萤石矿、钾长石等比较热门的选矿工艺流程做一下汇总，希望能够为广大新老用户打开方便之门。 1、金矿选矿设备工艺流程： 金矿种类有砂金矿、脉金矿、岩金矿、铂金、氧化金、硫化金等，砂金矿选矿常采用重选或重选-浮选工艺，本文重点讲解金矿选矿工艺中最常用的浮选工艺和碳浆吸附氰化工艺。 金矿浮选工艺流程： 开采金矿由矿车运来卸入料仓，保证金矿选矿生产线持续给料。经振动给料机均匀给料，输送到鄂式破碎机粗碎，破碎工艺可根据选矿工艺采用两段闭路或三段开路，破碎后的矿料由皮带输送机送到多层振动筛进行筛分，筛上矿料重返破碎工艺，筛下矿料储存到粉矿仓，保证下段球磨机24小时磨矿作业。 磨矿工艺阶段由格子球磨机与螺旋分级机组成一段闭路，为了保证浮选粒度，荥矿机械结合三十年来选金工艺经验，磨矿浓度为80-85%，分级机溢流度为35-40%，磨矿细度为60-65%-200目。根据选矿工艺，如需布置二段磨矿，可配置球磨机与旋流器组成闭路磨矿，旋流器溢流浓度为35-37%，磨矿细度为90%-200目。 浮选流程为提高选矿品位，可布置两段浮选。一段浮选采用一次粗选，两次精选，一次扫选，浮选机组配置要大于17槽，避免短路问题；二段浮选采用一次粗选，三次精选，二次扫选，浮选机组配置仍要大于17槽。 浮选精矿经浓缩机、过滤机两段脱水后，再通过回转烘干机烘干便可冶炼。

自然界中含铜矿物有200多种

铜精矿(COPPER SULPHIDE CONCENTRATE) 1.概述 自然界中含铜矿物有200多种，其中具有经济价值的只有十几种，最常见的铜矿是硫化铜矿，例如：黄铜矿(CuFeS2)、辉铜矿(Cu2S)、铜兰(CuS)等，目前世界上80%的铜来自此类矿石。铜精矿是将矿石粉碎球磨后，用药剂浮选分离捕集含铜矿物，使品位大大提高，供冶炼铜用。少数铜矿中(如湖北大冶铜绿山矿)，常常夹杂有孔雀石，这是一种含铜的碳酸盐矿物，色泽优美，经琢磨雕刻，可做成佩饰或项链等装饰品，属稀有宝石类，深受人们喜爱。 我国开采冶炼铜矿的历史悠久，可追溯到春秋时代，距今2700多年。大冶有色金属公司铜绿山矿在生产过程中发现的古铜矿遗址，经考古发掘，已清理出从西周至西汉千余年间不同结构、不同支护方式的竖井、斜井、盲井数百座，平巷百余条，以及一批春秋早期的炼铜鼓风竖炉，随同出土还有大量的用于采矿、选矿和冶炼的生产工具，在遗址旁近2平方公里的地表堆积着约40万吨以上的古代炼渣，渣样分析，其铜含量小于0.7%，它表明了我国古代采冶的规模和高超的技术水平。 我国现代化的大型炼铜采冶企业有：江西铜业有限公司、大冶有色金属公司(湖北)、铜陵有色金属公司(江苏)、白银有色金属公司(甘肃)、中条山有色金属公司(山西)以及云南冶炼厂、沈阳冶炼厂、葫芦岛锌厂等。由于自采铜矿的品位和数量有限，不能满足生产的需要，因而对进口铜精矿的需求日益增大，与我国有过贸易往来的铜精矿生产国有：巴布亚新几内亚、菲律宾、印尼、澳大利亚、蒙古、摩洛哥、莫桑比克、南非、波兰、秘鲁、智利、墨西哥、美国、加拿大等。 2.特性 进口硫化铜精矿一般为墨绿色到黄绿色，也有灰黑色，其中时有夹杂少许兰色粉末。铜精矿是浮选产物，粒度较细，接近干燥的铜精矿在储运过程中易扬尘散失，也不适宜远洋运输，因此生产过程中常保持10%左右的水份。气温高时，硫化铜精矿易氧化，特别是远洋运输时间长，或在夏季交接货物时，氧化现象更为严重。验收这种铜精矿时，往往铜品位降低，收货重量增加。正是由于这种原因，铜精矿在贸易的交接过程中，是以总金属量来衡量的。用于品质分析的样品，应密封于铝箔袋中存放。实验证明，封存于纸袋或聚乙烯袋中的样品，放置干燥器中保存一个月，铜的百分含量明显降低，随着保存时间的延长，铜品位还会继续下降，而封存在铝箔袋中的样品，即使存放半年，铜含量也无明显变化。 从冶炼的角度来说，铜精矿中硫和铁的含量高些好，一般要求铜硫比为1∶1左右，Fe＞20% ，Si＜10%，这种矿在反射炉中造渣性能和流动性能都较好。对杂质元素As,F,Cl,Cr,Hg,Pb, Zn,Bi等含量要求愈低愈好，主要是为了满足冶炼的要求和对环境的保护。 3.用途 铜精矿供炼铜用。从矿石冶炼得到的“羊角铜”即粗铜，经电解可得到纯度很高的电解铜。在冶炼和电解过程中，还可以从阳极泥、电解液、烟道灰和尾气中分别回收金、银、钯、铂、镉、铅、锌、铋、硒、碲、硫等元素或化合物，余热可发电。综合利用不仅可减少废液、废渣、废气对环境和空气的污染，同时变废为宝，提高了铜精矿的利用价值。 4.化学成分

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

阿希金矿氰化尾矿金的回收及尾矿综合利用的思路

阿希金矿氰化尾矿金的回收 及最终尾矿综合利用的思路 李新春 （新疆阿希金矿伊宁835000）摘要：对新疆阿希金矿氰化尾矿进行工艺矿物学研究，提出以下设想：氰化尾矿经浮选后的精矿通过氧化焙烧——再氰化二次回收金，最终尾矿经压滤（或过滤）后制成建筑材料，达到最低排放至零排放。 关键词：阿希金矿氰化尾矿二次回收尾矿综合利用 前言 阿希金矿系1000吨/天的采、选、冶回收金银的大型黄金矿山，选矿采用全泥氰化树酯提金工艺。1999年建成尾矿压滤系统，达到尾矿干式堆存。目前由于矿石性质发生变化，氰化浸出率逐年降低，尾矿中金含量较高，从而影响矿山的经济效益。鉴于尾矿库的库容有限、尾矿中含金量较高及环保方面的压力等诸多因素的影响，为此矿山需要新建一套独立的尾矿回收系统。整个系统由氰化尾矿浮选、浮选精矿焙烧、焙砂氰化、最终尾矿过滤后制建筑材料等组成。 1、尾矿资源的组成及性质 阿希金矿的矿石类型主要分为三种：石英脉型、蚀变岩型和角砾岩型。压滤后的尾矿的平均品位为2.07克/吨。北京矿冶研究总院研究的氰化尾矿是取自压滤后的新鲜尾矿，金品位偏高，代表性略差，但其研究成果中各矿物组成的比例基本和现场多批次结果吻合，分析结果见表1： 矿样中硫、砷、铁、铜、铅、锌等元素均以独立矿物存在，主在有黄铁矿、白铁矿、毒砂、褐铁矿、赤铁矿，少量的闪锌矿、黄铜矿、方铅矿，微量的磁黄铁矿，含20%左右的高岭土类矿物。金的独立矿物极难发现，无论是人工重砂富集、选矿富集、选择性溶解、高倍显微镜逐线观察，在金品位富集到25克/吨以上的样品中也未发现黄铁矿中有包体自然金存在，只发现有两粒极微细（0.001~0.002mm）的银金矿存在，它们是和脉石矿物共生在一起以包体的形式产出。 对试样进行筛析，对各粒级产品进行金、银、硫分析，结果表明金、银、硫的70%以上的含量在小于400目的粒级中。 结果表明，氰化尾矿中裸露金很少，仅占矿样总金的14.49%，大部分赋存在黄铁矿、白铁矿（包括少量毒砂）中，其次赋存在脉石及褐铁矿中，在浮选作业中应加强对裸露金、硫化物中的金的回收，尾矿品位控制在1克/吨以下。 经过工艺矿物学研究，得出以下结论:可以认为氰化尾矿中的金大部分呈超微细粒分散在黄铁矿、白铁矿中，且分布均匀。直接氰化浸出率低，必须经过富集，才能达到有效回收尾矿中的金的目的。 2.氰化尾矿的浮选 北京矿冶研究总院按照阿希金矿提供的浮选闭路试验流程和条件对氰化尾矿进行了验证试验，验证流程见图1 图1 验证流程图药剂用量单位g/t 浮选搅拌时间mm

全泥氰化炭浆工艺

全泥氰化炭浆法提金冶炼工艺是指将金矿石全部磨碎泥化制成矿浆（一20０目含量占90一９5％以上)后,先进行氰化浸出,再用活性炭直接从矿浆中吸附已溶金载金、炭解吸电积金泥直接分离提纯熔炼的工艺方法.包括原料准备、搅拌氰化浸出活性炭逆流吸附、载金炭解吸电积、金泥分离提纯熔炼铸锭、活性炭活化再生和含氰污水处理等七个作业阶段. 破碎阶段 ?一般采用两段开路破碎或两段一闭路破碎流程(图2）.含金物料经过预先筛分，筛上粗物料进入一段破碎,破碎后再经二段筛分破碎后即进入磨矿作业。作业的目的主要控制各段破碎比和保证二段破碎产品的粒度,采用二段一闭路流程更能严格保证破碎物的粒度。一般各段破碎比为3～5,太大或太小均不利于提高破碎效率、降低成本和保护设备。二段破碎产品粒度应小于1～1.5ｃm，最大不超过3ｃm,可以通过调节破碎机排矿口尺寸来控制。生产中要贯彻“预先筛分，多破少磨"的原则。 磨矿阶段 多采用两段两闭路磨矿流程。第一段闭路磨矿分级流程由格子型球磨机和螺旋分级机组成。第二段闭路磨矿分级流程由溢流型球磨机和水力旋流器组成。将第二段闭路磨矿分级流程的预先分级和检查分级合并在一起有利于提高磨矿效率和保证产品细度。破碎好的含金物料经过第一段闭路磨矿分级流程后，矿浆中一２0０目含量为55%一65%。再经过第二段闭路磨矿分级流程后矿浆中一200目物料含量就可达90%一９5％以上，符合全泥氰化工艺的细度要求.本段作业主要控制磨矿浓度、溢流浓度和溢流细度。一般磨矿浓度:第一段为７5%一80%,第二段为６０%～65%;溢流浓度:第一段为25％~3０％，第二段为１4％一２０％;溢流细度（一2０0目含量)：第一段为55%~65%，第二段为90写一95％以上.磨矿浓度的控制主要通过调节给水量、给矿量和返砂比等,若磨矿浓度偏高，则增加给水量、减少给图３两段两闭路磨矿流程矿量，增大返砂比等，反之亦然。溢流浓度的控制可以通过调节溢流给水量,溢流堰高低，进矿口，排矿口、溢流口大小等，而溢流细度的控制则要调节溢流堰高低、溢流口大小及钢球量、钢球配比、返砂比,磨矿浓度，溢流浓度等。总之,在磨矿作业中各项技术参数都是互相联系，相辅相成、相互制约的，因此在调节控制的过程中要综合考虑，协调作用。 除屑作业

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Fe2(SO )3, 砷氧化成As(OH)3和As203,后者进一步生成砷酸盐,可以脱除。主要的氧化剂有臭氧、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。

工艺设备流程简要说明

安顺市显勋煤业有限公司60万吨/年选煤厂方案工艺流程说明书 设计规模：0.6Mt/a 威远南方选煤设备制造有限公司 2012年3月14日

一、工艺设备流程方案设计原则： 1.采用数空筛下空气室跳汰机作主选+煤泥回收筛回收粗煤泥+浮选机作细煤泥降灰+低灰煤泥用压滤机脱水，高灰煤泥入深锥浓缩池+溢流作选煤用水，底流用压滤机回收高灰煤泥的联合工艺流程，从而实现煤泥厂内回收，洗水闭路循环，达到环保要求。 2.选煤厂原煤入选能力0.6M t/a，利用现有原煤分级系统，将大于80mm以上的块煤分级出来，不入选,直接作为块煤产品。 3.选煤厂的工作制度为每年330天，每天16小时。 4.为提高生产效率和方便管理，采用数控跳汰机作主选设备。 5.入洗煤种为公司选煤厂附近煤矿为主。为适应原料煤煤质波动和用户对精煤产品质量要求的变化，关键环节的设备选型留有适当的调节余地。 6.设计采用的原始资料以安顺市显勋煤业有限公司选煤厂提供的煤质资料为主，为易选煤(中等可选)，并结合我公司以往的设计实践修正。 数控筛下空气室跳汰机选煤成套系统，此技术先进，生产可靠，确保80-0.5mm的高效分选。 根据安顺市显勋煤业有限公司选煤厂的要求，入选粒度

上限为80mm，80-0.5mm用数控跳汰机主选，0.5-0.4mm煤泥用粗煤泥回收筛回收，＜0.4mm细煤泥用浮选降灰。＞80mm的块煤不入洗。 二、工艺设备流程 根据要求，本设计采用数控跳汰机+粗煤泥回收+细煤泥浮选+尾煤泥压滤分选工艺的联合流程。 原则工艺流程参见工艺设备流程图。 工艺设备流程简要说明如下： 煤流系统：原煤―棒条筛-受煤坑―给料机-原煤运输机―主选跳汰机—精煤，并将精煤产品分成4种产品：＞10mm精煤-精块煤带式输送机-倾斜式直线分级筛-3种精煤产品-落地堆放。 ≤10mm精煤-精煤脱水筛-落地堆放 中煤-中煤提升机-最终中煤产品-落地堆放 优质中煤-中煤提升机-最终中煤产品-落地堆放 矸石-矸石提升机-最终中煤产品-落地堆放 0.5-0.4mm煤泥回收系统：振动筛筛下水-煤泥回收筛-最终粗煤泥产品-落地堆放 煤泥水-中央水仓-渣浆泵-矿浆准备器-浮选机-消泡池-精煤压滤机入料泵-精煤压滤机-最终浮选精煤产品-落地堆放。 尾矿水-浓缩机-缓冲池-压滤机专用喂料泵-压滤机-最终高灰煤泥产品

含砷锑碳低品位难浸金矿石氰化浸出工艺试验研究

含砷锑碳低品位难浸金矿石氰化浸出工艺试验研究 2010-1-24 16:29:38 中国选矿技术网浏览232 次收藏我来说两句 一、引言 随着黄金开采业的发展，在易处理金矿资源日趋减少的今天，深入研究难处理金矿石的选冶工艺，对开发利用这类资源有很大的现实意义。 笔者对西北某地的含砷锑碳低品位难处理金矿石的性质及处理工艺进行了一些研究，初步掌握了该矿石的特性，并探讨了用堆浸法处理该矿石的适宜工艺条件。 二、矿石性质 （一）矿石的矿物组成 该矿石属褐铁矿化、绢云母化、石英网脉化砂岩型金矿石。地表矿石氧化程度高，风化破碎，泥化较严重。矿石中主要矿物有石英、褐铁矿、黄铁矿、毒砂、辉锑矿及碳质物等。 （二）矿石的化学成分 矿石的主要化学成分见表1。 表1 原矿的主要元素分析 /10-2 ﹡ /10-6 由表1结果可知，矿石中影响金氰化浸出的杂质元素As、Sb、C的含量较高。 （三）矿石的粒度特性 对粒度为-40mm、品位为2.05g/t的原矿样进行了筛析，其中－200目粒级的产率为10.76%，金品位为6.57g/t，金的分布率为34.42%。而-0.9mm级别的产率达37.20%，金品位为3.52g/t，金的分布率为63.78%。这说明矿石破碎后，金富集在细粒级中。矿石中矿泥含量较高，影响堆浸时矿堆渗透性。 （四）矿石中金的浸出特性

-200目的原矿样焙烧后用王水溶矿，测出金的品位为2.02g/t。-200目的原矿样未经焙烧直接用王水加热浸出1h，金的浸出率为58.42% ，尾渣金品位为0.84g/t。当-200目的原矿样未经焙烧直接用逆王水加热浸出1h，金的浸出率为78.71% ，尾渣金品位为0.43g/t。 以上浸出结果表明，该矿石属于难浸类型。-200目未焙烧物料用热王水浸出时，金的浸出率只有58.42% ，还有41.58%的金或被包裹在毒砂及辉锑矿中或被矿石中的碳所吸附，留在尾渣中。逆王水浸出时，金的浸出率也只有78.71%，说明有20.29%被硫化物包裹的金得到了浸出，仍有21.29%的金由于矿石中的碳等因素的影响未能浸出。由此看来，该矿石的常规氰化浸出率难于超过58%。 （五）毒砂、辉锑矿及碳对金浸出的影响 毒砂能被氧化生成Fe 2(SO 4 ) 3 、As(OH) 3 、As 2 O 3 等，而As 2 O 3 能与氰化物作用生成HCN从 而消耗了氰化物。 As 2O 3 ＋6NaCN＋3H 2 0==2Na 3 AsO 3 ＋6HCN↑ 此外，砷、锑的硫化物能很好地溶于碱，生成亚砷酸盐、硫代亚砷酸盐、亚锑酸盐及硫代亚锑酸盐，如： Sb 2S3＋6NaOH==Na 3 SbS 3 ＋Na 3 SbO 3 ＋3H 2 2Na 3SbS 3 ＋3NaCN＋3H 2 0＋1.5O 2 ==Sb 2 S 3 ＋3NaCNS＋6NaOH 这些反应产物都会在金矿物表面上生成薄膜，从而严重地阻碍了金与O 2 和CN－离子之间的相互作用，使金氰化反应难于进行。 三、矿石的全泥氰化浸出试验 对品位为2.02g/t、细度-200目质量分数为95%的原矿样，经不同的预处理后，进行了全泥氰化浸出试验。试验的条件及结果见表2。 表2 原矿全泥氰化试验条件及结果

从含铜金精矿中提取金

从含铜金精矿中提取金、银氰化工艺试验研究方案 2009-12-27 17:22:29 中国选矿技术网浏览130 次收藏我来说两句 一、前言 对于含铜金银矿石，由于铜的干扰，如采用直接氰化浸出法，金、银的浸出率很低。目前，国内黄金冶炼厂对此类金精矿通常采用焙烧氰化工艺进行处理，但该工艺方法，设备投资大，技术要求高，操作复杂，对于中小黄金矿山难以推广应用。文中提出了一种从含铜金精矿中提取金、银的氰化浸出工艺方法。工艺试验结果表明，在氰化浸出时，加入一种助浸剂SD和新型调整剂SN调节浸出液的pH，能够使金，银氰化浸出率分别达到92.92%和35.90%，与采用常规氰化工艺方法相比，分别提高30.42%和17.63%。该工艺方法操作简便，药剂成本低，浸出率高，不增加设备投资，具有较大的经济效益和社会效益，对于中小黄金矿山具有推广价值。 二、矿样性质 广西某金矿提供的浮选金精矿，矿样颜色呈褐色，矿物主要成分为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等到硫化矿物，金主要以微粒，超大型微粒附存于上述矿物中，并为硫化物所包裹，经化验分析测定，该金精矿主要元素含量见表1。 表1 化学组成 由表1可见，金精矿中的铜，硫的含量较高，尤其是铜的存在，会严重影响金、银的氰化浸出，该矿样属于难氰化浸出金精矿。 三、常规氰化浸出试验 采用常规氰化法对该金精矿进行浸出试验。氰化浸出条件：NaCN质量分数为0.5%，液固比为3∶1，浸出液的pH值为11，浸出时间为48h。氰化浸出结果如表2所示。 表2 常规氰化浸出结果

从表2可以看出，按常规氰化工艺方法进行浸出，其Au、Ag的氰化浸出率较低，分别为62.50%和18.27%。其主要原因是矿样含铜较高，铜的存在消耗了大量的氰化物，影响了Au、Ag的氰化浸出。为保证Au、Ag的氰化浸出必须增加NaCN的用量，再之溶解的铜可能在矿样中Au、Ag矿物表面形成CuCN膜和铜膜。另外，矿样中的硫，除对Au、Ag产生包裹外，还与溶液中的CN－，OH－反应产生一系列的化合物，如S2－，SO32－，SCN－,S2O32－，多硫化合物Sn2－，连多硫酸盐S X O62－等，这一系列的反应不仅消耗了浸出液中的氧（有时氰化液中的氧降到2～3mg/L）、导致氰化钠用量的增加，生成的S2－还可能沉淀在金矿物表面，使其钝化，降低金的浸出速度或使金难于浸出。 四、加助浸剂氰化浸出试验 采用“提高金精矿氰化浸出工艺中金回收率”专利技术方法，对该矿样进行氰化浸出试验。该工艺方法是在氰化浸出液中加入一种助浸剂SD，清除Cu、S等到有害元素对氰化浸出的影响，促进Au、Ag的溶解。氰化浸出条件：NaCN质量分数0.5%，液固比：3∶1，浸出液的pH＞11，浸出时间48h，助浸剂SD的加入量为矿样的1%。试验结果见表3。 表3 加助浸剂氰化浸出结果 从表3可见，在常规氰化浸出工艺中，加入助浸剂SD，对Au、Ag的氰化浸出是有利的，可使Au、Ag的氰化浸出率分别提高20.84%和6.41%。 五、添加调整剂SN氰化浸出试验 采用“新型调整剂氰化浸出工艺”专利技术对该金精矿进行氰化浸出试验。该工艺方法是在氰化浸出时，加入一种新型调整剂SN，改变氰化浸出介质，可有效地改进Au、Ag的氰化浸出过程。氰化浸出条件：NaCN质量分数0.5%，液固比3∶1，浸出液的pH≈10，调整剂SN的加入量为矿量的1%，浸出时间48h。试验结果见表4。 表4 新型调整剂SN氰化浸出结果

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

PID工艺流程图的说明与介绍讲解学习

P I D工艺流程图的说 明与介绍

PID工艺流程图的说明与介绍 PID：Process and Instrument Diagram 即管道及仪表流程图、管道仪表流程图借助统一规定的图形符号和文字代号，用图示的方法把建立化工工艺装置所需的全部设备、仪表、管道、阀门及主要管件，按其各自功能以及工艺要求组合起来，以起到描述工艺装置的结构和功能的作用。 管道和仪表流程图又称为PID，是PIPING AND INSTRUMENTATION DIAGRAM的缩写。PID的设计是在PFD的基础上完成的。它是化工厂的工程设计中从工艺流程到工程施工设计的重要工序，是工厂安装设计的依据。 化工工程的设计，从工艺包、基础设计到详细设计中的大部分阶段，PID 都是化工工艺及工艺系统专业的设计中心，其他专业（设备、机泵、仪表、电气、管道、土建、安全等）都在为实现P&ID里的设计要求而工作。 广义的PID可分为工艺管道和仪表流程图（即通常意义的PID）和公用工程管道和仪表流程图（即UID）两大类。 PID的设计介绍 1.PID的设计内容 PID的设计应包括下列内容 1.1 设备 (1)设备的名称和位号。

每台设备包括备用设备，都必须标示出来。对于扩建、改建项目，已有设备要用细实线表示，并用文字注明。 （2）成套设备 对成套供应的设备（如快装锅炉、冷冻机组、压缩机组等），要用点划线画出成套供应范围的框线，并加标注。通常在此范围内的所有附属设备位号后都要带后缀“X”以示这部分设备随主机供应，不需另外订货。 （3）设备位号和设备规格 PID上应注明设备位号和设备的主要规格和设计参数，如泵应注明流量Q和扬程H；容器应注明直径D和长度L；换热器要注出换热面积及设计数据；储罐要注出容积及有关的数据。和PFD不同的是，PID中标注的设备规格和参数是设计值，而PFD标注的是操作数据。 （4）接管与联接方式 管口尺寸、法兰面形式和法兰压力等级均应详细注明。一般而言，若设备管口的尺寸、法兰面形式和压力等级与相接管道尺寸、管道等级规定的法兰面形式和压力等级一致，则不需特殊标出；若不一致，须在管口附近加注说明，以免在安装设计时配错法兰。 （5）零部件 为便于理解工艺流程，零部件如与管口相邻的塔盘、塔盘号和塔的其他内件（如挡板、堰、内分离器、加热/冷却盘）都要在PID中表示出来。

硫代硫酸盐提金应用实例(参考模板)

硫代硫酸盐提金应用实例 采用氰化物溶液处理含铜、锰或含铜和锰的金矿时，由于铜、锰的存在，严重地降低了贵金属的回收率，并使氰化物消耗增加，使提金在经济技术指标上遇到了麻烦。从含有碳和有机化合物的矿中提取金，氰化厂也同样遇到了一些问题，即金矿中碳质物的存在，造成金很难从碳基体中释放出来，这是由于一价的金氰络合物被碳抢先吸附，随后丢失到尾矿中。本节将介绍用硫代硫酸盐法处理上述矿石及处理尾矿与低品矿的实例。 1)从含铜金精矿中浸出金 国内某金精矿，含金矿物为黄铜矿、黄铁矿和斑铜矿。主要化学组成：Au 50g/t，Cu3.19%，Fe 20 3 28.9%， MnO 0. 048%，Co 0. 042%，Pb＜0.03%，Zn 0.10%，S 20.59%，Si0 2 37.75%，A1 2 3 5.75%,,精矿粒度100%~100目， 在矿浆液固比3：1和40℃温度下，用浓度为0.8~1.0 mol/L的Na 2S 2 3 、1.8~2.2 mol/L的NH 4 OH、0.015 mol/L的 Cu2+和0.1 mol/L的Na 2S0 3 混合溶液充氧搅拌浸取1.5 h，金浸出率约95%，浸渣残留金贮存在铁矿物中。 浸出液用锌粉置换沉淀金，置换后溶液循环用作金的浸出剂，经过7次循环，金浸出率有所增加，达96.8%,, 循环浸出过程中，硫代硫酸盐基本不损失。锌粉置换时S 2O 3 2-有所增加，而静置过程中S 2 O 3 2-有所损失，S 2 O 3 2-的损失与

溶液组成和容器密闭条件有关。经过精心控制可将硫代硫酸盐的氧化分解损失降到最低限度。

2）从含锰金矿中浸出金 美国亚利桑那州圣克鲁斯的OroBlanco矿区，矿石含Au 3 g/t, Ag 113 g/t, Mn0 2 7 g/t。矿石中的金呈细 粒状浸染在流纹岩和安山岩的角砾岩基质中，银大部分与Mn0 2 共生。矿石磨至-200目占80％，在液固比1.5:1和 50℃温度条件下，用浓度为1.48 mol/L的（NH 4） 2 S 2 3 、4.1 mol/L的NH 3 和0.09 mol/L的Cu2+溶液搅拌浸出1h， 金浸出率90%；搅拌浸出3h，银浸出率70%。 影响金、银浸出的主要因素有温度、硫代硫酸盐浓度、铜离子浓度和氨浓度。浸出温度对金浸出的影响大于银浸出，如图1所示，而铜浓度和氨浓度对银浸出的影响则大于金浸出，如图2，3所示。银的浸出对铜离子浓度变化比较敏感，银浸出率随Cu2+浓度增大先升高而后下降。金的浸出受二价铜离子的影响很小，但没有Cu2+参加，金很 难浸出，金浸出率仅14%,,金、银浸出随S 2O 3 2-浓度增大而增加，没有S 2 O 3 2-时，金、银很少浸出，如图4所示。在氨 溶液中铜离子将硫代硫酸根离子氧化成连四硫酸根离子，从而消耗硫代硫酸盐。在室温和pH为9.5~10的范围内，浸出28 h,硫代硫酸盐消耗量约为原浓度的一半。

生产工艺流程图和工艺说明

1 9 10 12 2 11 13 3 14 4 15 5 16 17 8 7 6 18 至提升机工艺流程设备编号及名称 编号名称 1 永磁筒 2 圆筒初清筛 3 电动三通 4 锤片粉碎机 5 吸尘罩 6 栅筛 7 下料斗 8 斗式提升机 9 风帽 10 组合脉冲除尘器 11 叶轮式闭风机 12 双轴桨叶混合机 13 自动闸门 14 料位器 15 手动闸门 16 螺旋喂料器 17 电子秤 18 刮板输送机 工艺流程图

19 23 20 24 21 25 22 26 工艺流程设备编号及名称编号名称 19 环模制粒机 20 空压机 21 双层冷却器 22 对辊破碎机 23 振动分级筛 24 离心通风机 25 离心集尘器 26 自动打包机 集尘袋

生产流程图工艺说明 一.原料粉碎 需粉碎原料经栅筛除去较大杂质后，投放到下料斗经吸尘罩吸,其目的是降低粉尘浓度。由提升机送到永磁筒除去磁性铁杂质，再经圆筒初清筛得到合格的原料经粉碎储备仓进入粉碎机粉碎至需要大小粒度的粉料 小学少先队组织机构 少先队组织由少先队大队部及各中队组成，其成员包括少先队辅导员、大队长、中队长、小队长、少先队员，为了健全完善我校少先队组织，特制定以下方案： 一、成员的确定 1、大队长由纪律部门、卫生部门、升旗手、鼓号队四个组织各推荐一名优秀学生担任（共四名），该部门就主要由大队长负责部门内的纪律。 2、中、小队长由各班中队公开、公平选举产生，中队长各班一名（共11名），一般由班长担任，也可以根据本班的实际情况另行选举。小队长各班各小组先选举出一名（共8个小组，就8名小队长）然后各班可以根据需要添加小队长几名。 3、在进行班级选举中、小队长时应注意，必须把卫生、纪律部门的检查学生先选举在中、小队长之内，剩余的中、小队长名额由班级其他优秀学生担任。 4、在班级公开、公平选举出中、小队长之后，由班主任老师授予中、小队长标志，大队长由少先队大队部授予大队长标志。 二、成员的职责及任免 1、大、中、小队长属于学校少先队组织，各队长不管是遇见该班的、外班的，不管是否在值勤，只要发现任何人在学校内出现说脏话、乱扔果皮纸屑、追逐打闹、攀爬栏杆、乱写乱画等等一些违纪现象，都可以站出来制止或者报告老师。 2、班主任在各中队要对中、小队长提出具体的责任，如设置管卫生的小队长，管纪律的小队长，管文明礼貌的、管服装整洁的等等，根据你班的需要自行定出若干相应职责，让各位队长清楚自己的职权，有具体可操作的事情去管理，让各位队长成为班主任真正的助手，让学生管理学生。各中队长可以负责全班的任何违纪现象，并负责每天早上检查红领巾与校牌及各小队长标志的佩戴情况。 3、大、中、小队长标志要求各队长必须每天佩戴，以身作则，不得违纪，如有违纪现象，班主任可根据中、小队长的表现撤消该同学中、小队长的职务，另行选举，大队长由纪律、卫生部门及少先队大队部撤消，另行选举。 4、各班中、小队长在管理班级的过程中负责，表现优秀，期末评为少先队部门优秀干部。

云南省北衙金矿床进一步开发利用的经济评价分析

云南省北衙金矿床进一步开发利用的经济评价分析昆明理工大学研究生学位论文 （简写本）论文题目：二己重上乞兆逗L茎正j亡逗二二圣——姓名：陈贤胜专业：丛乞堑鳖渔醛研究方向：J拒回坠丝丝巳指导教师：一圭一渔一亟一、一学习期限：自1998年9月至200o年控月昆明理工大学研究生学位论文（简写本）论文题口j二直上乙t逗U茎堑上巳鳖二上乏一姓名：一傻一堡一胜一专业：鱼产查查与勘途研究方向：J了回j丝丝1 乎导教师：一丞一渔一遮一晏建国学习期限：自1998 年9月至2000年12月目录刚、……………、……………．二…………………………………………………………………………．．1 第一章矿区及矿床地质特征＠邑回·＠回·＠＠＠囱回＠囱·回·回回回问回·＠“＠·口口巴·色回回回＠””回＠’＠回邑回邑’巴回回＠印’墙回‘＠＠”回”回回＠口＠””””’‘”回＠回第下矿区hA 况…………，………………………。……………………………………………3 第二节矿区地质特征回回··巴·巴…一口··回回·＠＠巴··＠回回回昌·＠，·＠＠回·＠·回回＠回口口回＠’＠回一＠厄＠＠口”回＠＠回＠＠”巴回’口”’”色巴＠回邑回””””回回＠＠回”第三节矿床地质特征……………………………·。·。………………………………………

……··8 第工章金矿资源形势、价格及矿产品流向 分析………………………………………………．10 第 三章矿区建设条件分析及矿山建设总体设想…。……………………………………………，12 第一 节矿区莲设条件分析……………………………………，……………………·。·，··，… ........12 第二节矿山建设总体布局设想 (13) 第四章矿床开采技术条件与采选冶技术经济指标……………．．、………………………．旧第一 节矿区水文地质及工程地质条件.....................．，........................、 (18) 第二节采矿及选矿技术经济指标............， (19) 第三节环境子染与治理…………………………·’……··’··””” ‘“““’”“““””’”””””””””’”””””””””’”””第五章北 衙金矿进一步开发的经济评价分析……………………………………………………．．二4 第一节北衙金矿床进一步开发的经济评价分析…．。二．。、、．．、…．．、．，、．t．．、、…………24 第二节国民 经济计价回回＠回＠．＠回…。回＠＠回＠回．．＠．回回．巴回回 ＠回·＠·回瞩一·邑回回回回回＠回回回问问回回回＠回回·回回

氰化法提金工艺

氰化法提金工艺—锌粉置换篇 传统的氰化法提金工艺主要包括浸出、洗涤、置换（沉淀）三个工序。 ①浸出——矿石中固体金溶解于含氧的氰化物溶液中的过程。 ②洗涤——为回收浸出后的含金溶液，用水洗涤矿粒表面以及矿粒之间的已溶金，以实现固液分离的过程。 ③置换——用金属锌从含金溶液中使其还原、沉淀，回收金的过程。 20世纪以来，从氰化矿浆中回收金是先进行矿浆的洗涤，然后进行贵液的澄清、除气。从澄清的贵液中沉淀金，一直沿用锌粉置换法。20世纪60年代以来才发展起来的向矿浆中加入活性炭的“炭浆法”发展很快。随着对离子交换剂应用的研究，采用离子交换树脂从氰化液或氰化矿浆中吸附金的方法亦具有重要的实用价值。在氰化液的溶剂萃取提金方面也作过一些研究。当往氰化含金液中加人硫酸时，可用异戊醇来萃取金，萃取率随硫酸浓度的升高而增加。如在2mol/L的硫酸液中进行萃取，还可使金与砷、铁等杂质分离。使用氧代烷氧基磷酸酯从氰酸盐碱性液中萃取金，萃取指标令人满意；使用亚硫酸钠反萃取也获得了较好的结果等等。 1.氰化浸金 用含氧的氰化物溶液把矿石中的金溶解出来的过程叫氰化浸出。目前，无论从工艺、设备、管理或操作等方面都已日臻完善。如前所述，金在含有氧的氰化物溶液中的溶解，实质上是一个电化学腐蚀过程。 浸出过程中主要使用的药剂是氰化物和保护碱两种。 1)氰化物 工业上用于氰化法浸出金的氰化物主要有氰化钾（KCN）、氰化钠（NaCN）、氰化钙

[Ca(CN)2]和氰化铵（NH4CN）四种。 在生产中常用的氰化物是氰化钠，它是一种剧毒的白色粉末，商品氰化钠一般压制成球状或块状。 工业上也有用氰熔体作为浸出药剂的。它是将氰化钙、食盐和焦炭混合后在电炉中熔化而成的一种混合物。除了含40%-45%的Ca(CN)2和NaCN以外，还含有一些对氰化过程有害的杂质，如可溶性硫化物、碳以及一些不溶性杂质等。其特点是价格便宜，但用量大，约为氰化钠的2-2.5倍。为了消除有害杂质的影响，使用氰熔体时应进行预先处理。处理方法是通入空气强烈搅拌或往溶液中加入适量的铅盐。 在理论上，溶解1gAu只需消耗0.5g氰化钠，但在实际生产中，氰化物的消耗值为理论量的20-200倍，甚至更高一些。消耗量的多少主要取决于矿石中能与氰化物起反应的其他成分的含量。 2)保护碱 保护碱主要是为了保持氰化物溶液的稳定性，减少氰化物的水解损失。使碱在氰化浸出中的加入保持在浸出槽或者是氰化原矿的磨矿过程中。当矿石成分复杂，含有一些诸如磁黄铁矿之类对氰化过程有害的矿物时，保护碱在磨矿过程中加入，有利于这些有害矿物氧化或形成沉淀除去。 保护碱可以是氢氧化钾和氢氧化钠，但更常用的是价格便宜的石灰（氢氧化钙）。如若处理含金碲矿这类需要强碱度的矿石时，还是用氢氧化钠为好。 保护碱的加入量应当适量，一般维持矿浆的pH为10-11即可。此时，矿浆中CaO质量分数约为0.01%-0.02%。过低不利于防止氰化物水解，过高尽管能促使带负电荷的硅泥絮凝，有利于矿浆沉淀和液体净化，但对金的浸出速度有明显的不利影响。