CN104745833A - 一种用于高泥金矿石的处理工艺 - Google Patents
一种用于高泥金矿石的处理工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN104745833A CN104745833A CN201310728220.1A CN201310728220A CN104745833A CN 104745833 A CN104745833 A CN 104745833A CN 201310728220 A CN201310728220 A CN 201310728220A CN 104745833 A CN104745833 A CN 104745833A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ore
- gold
- flotation
- sludge
- washup
- 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.)
- Granted
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种用于高泥金矿石的处理工艺，其是洗矿-浮选-浸出联合工艺，即在矿石碎矿后通过洗矿工序将矿泥脱出进入搅拌浸出工序，洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿和金的浮选，浮选的尾矿视金的品位进入尾矿库或者和矿泥合并进行金的搅拌浸出。利用本发明提供的工艺，可提高资源利用率，为企业带来很好的经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及金矿石的选冶工艺，具体涉及一种高泥金矿石的处理工艺。
背景技术
常规金矿石的处理方式有三种。一种是浮选，得到合格的金精矿，其工艺流程图如图2所示。第二种是全泥氰化浸出，其工艺流程如图3所示。第三种是浮选-尾矿氰化浸出，其工艺流程如图4所示。第一种工艺用于金主要以单体金形式存在或金的载体为硫化矿物的矿石；第二种工艺主要用于金以单体金或裂隙金存在的氧化矿矿石；第三种工艺用于金的载体是硫化矿物和氧化矿物，且矿石中含泥量较低的矿石。对于含泥量高的金矿石，前三种工艺均有局限性。矿泥分为原生矿泥和次生矿泥，在矿床内部由于地质作用产生的矿泥称原生矿泥；矿石在磨矿、碎矿过程中产生的矿泥称之为次生矿泥。绢云母片岩、绿泥片岩和碳酸盐矿物含量高的矿石很容易泥化，矿泥对浮选造成的直接影响是使选厂药剂用量过大，生成“浮游物”，破坏了选择性，降低了精矿质量，并导致金属的损失增大，另外，因矿石中金的部分载体为硫化矿物，采用全泥氰化也不可行。
因此有必要开发一种新的工艺，用于处理高泥金矿石。
发明内容
本发明的目的是提供一种高泥金矿石的处理工艺，该工艺可大幅提高资源利用率。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种用于高泥金矿石的处理工艺，其包括以下工序：
（1）洗矿工序：矿石碎矿后通过洗矿工序获得砂矿和泥浆，经过洗矿工序后，粒度小于0.074mm矿泥的脱除率大于85%；
（2）浮选工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿后，进行金的浮选，获得精矿和尾矿；
（3）浸出工序：经过洗矿工序后的泥浆进行沉淀分离得到矿泥，矿泥进行金的氰化浸出，浮选的尾矿金品位大于0.30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并后进行金的氰化浸出；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库。
如上所述的处理工艺，优选地，所述高泥金矿石是指-0.074mm的矿泥含量大于6%、含水量大于5%；矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物。
如上所述的处理工艺，优选地，所述洗矿工序中，所述碎矿后的矿石粒级上限为15mm；洗矿所用的设备为螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机。
如上所述的处理工艺，优选地，所述浮选工序中，磨矿后矿物细度为-0.074mm占60%～90%；在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制在7.5～11；之后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2-5min后进入浮选槽，进行金的浮选。
如上所述的处理工艺，优选地，所述的捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂用量为50-100g/t。
如上所述的处理工艺，优选地，将所述洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入PAM絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金，液体返回洗矿工序。
如上所述的工艺，优选地，所述浸出工序中，搅拌浸出的液固重量比为1.5:1～4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，相对于固体矿泥，氰化钠用量为0.6kg/t～2kg/t，浸出时间为24h～48h。
一种用于高泥金矿石的处理工艺，该高泥金矿石是指-0.074mm的矿泥含量大于6%、含水量大于5%，矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物的金矿石，其包括以下工序：
（1）洗矿工序：先将矿石粉碎，碎矿后粒级上限为15mm；使用螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机对碎矿后的矿石进行洗矿，获得砂矿和泥浆；经过洗矿工序后，粒度小于0.074mm矿泥的脱除率大于85%；
（2）磨矿工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿，磨矿后矿物细度为-0.074mm占60%-90%；在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制在7.5～11；
（3）浮选工序：磨矿后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2～5min后进入浮选槽，进行金的浮选，获得精矿和尾矿；捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂用量为50～100g/t；
（4）浸出工序：将洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金；浮选的尾矿金品位大于0.30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并进行氰化浸出金；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库；搅拌浸出的液固比为1.5:1～4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，氰化钠用量为0.6kg/t～2kg/t，浸出时间为24h～48h。
在本发明的洗矿工序中，碎矿后的矿石粒级上限为15mm，所用的设备为螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机。洗矿方法的选择与矿石中所含脉石物质成分和粘土的种类、比例及其可塑性、渗透性等相关。根据矿石中所含粘土的表观状态、塑性指数和粘聚系数值，可将待洗含泥矿石大致分为三种类型。第一种是易洗矿石：带有砂质粘土，粘土的塑性指数小于5，粘聚系数（t/m2）≤0.5，此类矿物可冲水筛洗；第二种是中等可洗矿石：粘土的塑性指数5～10，粘聚系数（t/m2）0.5～2，此类矿物可用洗矿机机械洗1～2次；第三种是难洗矿石：粘土的塑性指数大于10，粘聚系数（t/m2）≥2，此类矿物可用洗矿机机械洗2次以上。
本发明的有益效果在于：本发明提供的工艺特点是洗矿-浮选-浸出联合工艺，即在矿石碎矿后通过洗矿工序将矿泥脱出进入搅拌浸出工序，洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿和金的浮选，浮选的尾矿视金品位的高低丢弃或者和矿泥合并进行金的搅拌浸出。利用本发明提供的工艺，可提高资源利用率，为企业带来很好的经济效益。
附图说明
图1为本发明提供的处理高泥金矿石的洗矿-浮选-浸出联合工艺流程示意图。
图2为现有技术中的浮选工艺处理矿石的流程示意图。
图3为现有技术中全泥氰化浸出工艺处理矿石的流程示意图。
图4为现有技术中的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石的流程示意图。
具体实施方式
以下结合具体实例对本发明做进一步详细说明。
实施例1
贵州泥堡金矿某矿体含金3.25g/t，硫5.90%，硫化物主要是黄铁矿，黄铁矿中金的分布率为42.1%，黄铁矿含量为10.85%。矿石中方解石和白云石占0.55%，粘土矿物占30.21%。矿石含水5.64%。粒级分析表明，当碎矿后粒级控制在-12mm时，-0.074mm的矿泥占19.89%。本发明的工艺适合于该矿石。
如图1所示原矿经破碎系统进行破碎，将矿石碎矿至-12mm后采用槽式洗矿机洗矿2次，矿泥中金的含量为0.98g/t，矿泥的脱除率达到86.73%，洗矿后的泥浆加入PAM絮凝剂，絮凝剂用量为600g/吨，矿泥沉淀分离20分钟后将分离得到的矿泥送入搅拌氰化浸出金工序；洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿，磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟；浮选尾矿含金0.47g/t，经工艺矿物学检查，得知尾矿中损失的金主要是微细粒包裹金，故尾矿直接排入尾矿库；矿泥搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/吨矿泥，浸出时间为24h。试验结果见表1。
采用流程如图2所示的浮选工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对比。具体浮选工艺按如下进行：磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟，分别得到精矿和尾矿。
采用流程如图3所示的全泥氰化浸出工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对比。具体全泥氰化浸出工艺按如下进行：矿石磨至-200目80%进行氰化浸出，液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/吨矿石，浸出时间为24h。
采用流程如图4所示的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石，试验结果见表1，用于和本发明进行对比。具体浮选-尾矿浸出工艺按如下进行：磨矿细度为-200目75%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟；浮选尾矿进行搅拌浸出，搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/吨尾矿，浸出时间为24h。
实施例2
河南牛头沟矿金矿某矿体含金3.36g/t，硫3.01%，硫化物主要是黄铁矿，黄铁矿中金的分布率为37.3%，黄铁矿含量为5.60%。矿石中长石蚀变物占52%，绿泥石和角闪石占7.5%，方解石和白云石占6%，白云母和绢云母占2.5%，高岭土占1.5%，粘土矿物占3%。矿石含水5.36%。粒级分析表明，当碎矿后粒级控制在-15mm时，-0.074mm的矿泥占18.45%。本发明的工艺适合于该矿石。
如图1所示原矿经破碎系统进行破碎，将矿石碎矿至-15mm后采用槽式洗矿机洗矿2次，矿泥中金的含量为1.23g/t，矿泥的脱除率达到87.13%，洗矿后的泥浆加入PAM絮凝剂，絮凝剂用量为800g/吨矿泥沉淀分离20分钟后将分离得到的矿泥送入搅拌氰化浸出金工序；洗矿后的砂矿进行矿石的磨矿，磨矿细度为-200目70%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟；浮选尾矿含金0.63g/t且存在单体金，并入搅拌浸出系统；矿浆搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/t矿泥，浸出时间为24h。试验结果见表2。
采用流程如图2所示的浮选工艺处理矿石，试验结果见表2，用于和本发明进行对比。具体浮选工艺按如下进行：磨矿细度为-200目70%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟，分别得到金精矿和尾矿。
采用流程如图3所示的全泥氰化浸出工艺处理矿石，试验结果见表2，用于和本发明进行对比。具体全泥氰化浸出工艺按如下进行：矿石磨至-200目80%，矿浆搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/t矿石。
采用流程如图4所示的浮选-尾矿浸出工艺处理矿石，试验结果见表2，用于和本发明进行对比。具体浮选-尾矿浸出工艺按如下进行：磨矿细度为-200目70%，磨机返砂口添加碳酸钠1000g/t，溢流口的矿浆pH值为7.5；矿浆进入搅拌桶，在搅拌桶内添加丁基黄原酸钠和二丁基二硫代磷酸铵90g/t，二者的重量比为1：1，搅拌3分钟后进入浮选槽进行金的浮选，浮选时间6分钟，浮选尾矿进行搅拌浸出，矿浆搅拌氰化浸出的液固重量比为2：1，加入石灰调节矿浆pH值至12，氰化钠用量为1kg/t尾矿。
表1
表2
从表1和表2可知，在实施例1和实施例2中，采用本发明工艺所得到的金总回收率明显优于传统浮选工艺，且金精矿品位也显著提高。因此，本发明工艺与传统工艺比较，具有显著的优越性。
Claims (8)
1.一种用于高泥金矿石的处理工艺，其特征在于，其包括以下工序：
（1）洗矿工序：矿石碎矿后通过洗矿工序获得砂矿和泥浆，经过洗矿工序后，粒度小于0.074mm矿泥的脱除率大于85%；
（2）浮选工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿后，进行金的浮选，获得精矿和尾矿；
（3）浸出工序：经过洗矿工序后的泥浆进行沉淀分离得到矿泥，矿泥进行金的氰化浸出，浮选的尾矿金品位大于0.30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并后进行金的氰化浸出；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库。
2.如权利要求1所述的处理工艺，其特征在于，所述高泥金矿石是指-0.074mm的矿泥含量大于6%、含水量大于5%；矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物。
3.如权利要求1所述的处理工艺，其特征在于，所述洗矿工序中，所述碎矿后的矿石粒级上限为15mm；洗矿所用的设备为螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机。
4.如权利要求1所述的处理工艺，其特征在于，所述浮选工序中，磨矿后矿物细度为-0.074mm占60%～90%；在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制在7.5～11；之后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2～5min后进入浮选槽，进行金的浮选。
5.如权利要求4所述的处理工艺，其特征在于，所述的捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂用量为50～100g/t。
6.如权利要求1所述的处理工艺，其特征在于，将所述洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入PAM絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金，液体返回洗矿工序。
7.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述浸出工序中，搅拌浸出的液固重量比为1.5:1～4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，相对于固体矿泥，氰化钠用量为0.6kg/t～2kg/t，浸出时间为24h～48h。
8.一种用于高泥金矿石的处理工艺，该高泥金矿石是指-0.074mm的矿泥含量大于6%、含水量大于5%，矿石中金的载体为硫化矿物和氧化矿物的金矿石，其特征在于，其包括以下工序：
（1）洗矿工序：先将矿石粉碎，碎矿后粒级上限为15mm；使用螺旋分级机、水力旋流器或槽式洗矿机对碎矿后的矿石进行洗矿，获得砂矿和泥浆；经过洗矿工序后，粒度小于0.074mm矿泥的脱除率大于85%；
（2）磨矿工序：将洗矿后获得的砂矿进行磨矿，磨矿后矿物细度为-0.074mm占60%-90%；在磨机返砂口加入石灰和/或碳酸钠调节pH值，使磨机溢流口矿浆的pH值控制在7.5～11；
（3）浮选工序：磨矿后矿浆进入搅拌桶，在该搅拌桶中加入捕收剂调浆2～5min后进入浮选槽，进行金的浮选，获得精矿和尾矿；捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中几种配合使用，捕收剂用量为50-100g/t；
（4）浸出工序：将洗矿工序中得到的泥浆进行沉淀分离，在沉淀过程中加入絮凝剂，经分离得到的矿泥送往搅拌槽进行氰化浸出金；浮选的尾矿金品位大于0.30g/t且存在单体金或裸露金，与矿泥合并进行氰化浸出金；不符合上述条件的浮选尾矿直接排入尾矿库；搅拌浸出的液固比为1.5:1～4:1，加入石灰调节矿泥pH值至11以上，氰化钠用量为0.6kg/t～2kg/t，浸出时间为24h～48h。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201310728220.1A CN104745833B (zh) | 2013-12-25 | 2013-12-25 | 一种用于高泥金矿石的处理工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201310728220.1A CN104745833B (zh) | 2013-12-25 | 2013-12-25 | 一种用于高泥金矿石的处理工艺 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN104745833A true CN104745833A (zh) | 2015-07-01 |
| CN104745833B CN104745833B (zh) | 2017-12-26 |
Family
ID=53586080
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201310728220.1A Active CN104745833B (zh) | 2013-12-25 | 2013-12-25 | 一种用于高泥金矿石的处理工艺 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN104745833B (zh) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105603196A (zh) * | 2016-03-14 | 2016-05-25 | 云南博曦环保设备有限公司 | 一种资源化处置有色金属湿法冶炼废水的方法 |
| CN106513181A (zh) * | 2016-11-22 | 2017-03-22 | 广西大学 | 一种硫化矿含金矿石的浮选方法 |
| CN107684972A (zh) * | 2016-08-05 | 2018-02-13 | 北京有色金属研究总院 | 一种梯级精细利用多矿相载金矿石中金的组合工艺 |
| CN109311027A (zh) * | 2016-05-11 | 2019-02-05 | 英美资源服务（英国）有限公司 | 减少矿物浮选中尾矿存储坝的需求 |
| CN110216018A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-10 | 西北矿冶研究院 | 一种高泥细粒氧化铜矿的选矿方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1114920A (zh) * | 1994-07-15 | 1996-01-17 | 中国科学院广州地质新技术研究所 | 卡林型金矿吸聚浮选新方法 |
| WO2009072908A2 (en) * | 2007-12-04 | 2009-06-11 | Ostrea Antonio M | Gold recovery system and process therefor |
| CN102031390A (zh) * | 2010-12-23 | 2011-04-27 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种含砷、含碳低品位难处理金矿提金工艺 |
| CN102373337A (zh) * | 2010-08-19 | 2012-03-14 | 北京有色金属研究总院 | 一种处理含铜、砷复杂金矿石的工艺 |
-
2013
- 2013-12-25 CN CN201310728220.1A patent/CN104745833B/zh active Active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1114920A (zh) * | 1994-07-15 | 1996-01-17 | 中国科学院广州地质新技术研究所 | 卡林型金矿吸聚浮选新方法 |
| WO2009072908A2 (en) * | 2007-12-04 | 2009-06-11 | Ostrea Antonio M | Gold recovery system and process therefor |
| CN102373337A (zh) * | 2010-08-19 | 2012-03-14 | 北京有色金属研究总院 | 一种处理含铜、砷复杂金矿石的工艺 |
| CN102031390A (zh) * | 2010-12-23 | 2011-04-27 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种含砷、含碳低品位难处理金矿提金工艺 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 白海静等: "某难处理金矿石选冶工艺研究", 《金属矿山》 * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105603196A (zh) * | 2016-03-14 | 2016-05-25 | 云南博曦环保设备有限公司 | 一种资源化处置有色金属湿法冶炼废水的方法 |
| CN109311027A (zh) * | 2016-05-11 | 2019-02-05 | 英美资源服务（英国）有限公司 | 减少矿物浮选中尾矿存储坝的需求 |
| CN107684972A (zh) * | 2016-08-05 | 2018-02-13 | 北京有色金属研究总院 | 一种梯级精细利用多矿相载金矿石中金的组合工艺 |
| CN106513181A (zh) * | 2016-11-22 | 2017-03-22 | 广西大学 | 一种硫化矿含金矿石的浮选方法 |
| CN110216018A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-10 | 西北矿冶研究院 | 一种高泥细粒氧化铜矿的选矿方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN104745833B (zh) | 2017-12-26 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN106540800B (zh) | 一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法 | |
| CN101845562B (zh) | 改进型两矿法生产电解金属锰的装置及方法 | |
| CN103555938B (zh) | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 | |
| CN101961673B (zh) | 一种混合铜矿的联合选冶方法 | |
| CN101857917B (zh) | 一种高含泥氧化矿分级浸出方法 | |
| CN104745833A (zh) | 一种用于高泥金矿石的处理工艺 | |
| CN104148163B (zh) | 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法 | |
| CN103831165B (zh) | 高含砷金氰化尾渣无害化处理方法 | |
| CN101748285A (zh) | 金精矿氰化浸出工艺 | |
| CN108728640A (zh) | 一种含砷含硫型金矿中金的回收工艺 | |
| CN104232908B (zh) | 一种从含金炼汞尾渣中回收黄金的方法 | |
| CN103433144B (zh) | 浮选金银矿的浮选剂及浮选方法 | |
| CN107185724A (zh) | 一种从尾渣中回收含金矿物的浮选方法 | |
| CN107051714B (zh) | 一种从硫化矿尾矿中回收白钨矿的选矿方法 | |
| CN103861723A (zh) | 分离提取微细粒钽铌精矿的方法 | |
| CN109107755A (zh) | 一种露采钛铁砂铁矿脱泥工艺 | |
| CN105498952A (zh) | 金尾矿处理系统及处理方法 | |
| CN106345607B (zh) | 一种处理难选铜锌矿石的选冶联合工艺 | |
| CN101890395A (zh) | 从煤矸石中提取煤炭和硫铁矿的方法 | |
| CN104531987A (zh) | 一种降低富含石膏碱性铀矿石浸出碱耗的方法 | |
| CN109158216B (zh) | 一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺 | |
| CN106868300B (zh) | 一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法 | |
| CN107805726A (zh) | 一种铀矿堆浸‑搅拌浸出联合水冶方法 | |
| CN103966433A (zh) | 一种从氧化铜矿中提取铜、金、银的方法 | |
| CN105803185B (zh) | 一种金铁氧化矿分组分类综合回收的选矿方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| TR01 | Transfer of patent right | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20190621 Address after: 101407 No. 11 Xingke East Street, Yanqi Economic Development Zone, Huairou District, Beijing Patentee after: Research Institute of engineering and Technology Co., Ltd. Address before: No. 2, Xinjie street, Xicheng District, Beijing, Beijing Patentee before: General Research Institute for Nonferrous Metals |
|
| TR01 | Transfer of patent right | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20210406 Address after: 101407 No. 11 Xingke East Street, Yanqi Economic Development Zone, Huairou District, Beijing Patentee after: Youyan resources and Environment Technology Research Institute (Beijing) Co.,Ltd. Address before: 101407 No. 11 Xingke East Street, Yanqi Economic Development Zone, Huairou District, Beijing Patentee before: YOUYAN ENGINEERING TECHNOLOGY RESEARCH INSTITUTE Co.,Ltd. |