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公开(公告)号：CN105734303A
公开(公告)日：2016-07-06
申请号：CN201610156392.X
申请日：2016-03-18
申请人： 广州有色金属研究院 , 云南黄金矿业集团股份有限公司
CPC分类号： Y02P10/234 , C22B11/08
摘要： 本发明公开了一种控制氰根离子浓度减弱浸金过程中铜溶解的方法。本发明科学设计分批分点加药氰化浸出，成功保证整个氰化浸出过程游离氰根浓度稳定在0.05～0.08%，在抑制铜溶解的同时实现金选择性浸出，并进一步在破碎和磨矿体系中科学加入氰化钠合理控制游离CN?浓度为0.02～0.03%，使氰化钠与磨矿过程中不断暴露出的新鲜金微粒表面作用，在较低的氰根离子浓度下实现边磨边浸，获得更佳的技术效果，采用本发明方法，金的浸出率显著提高，铜的浸出率进一步降低，更加有益于工程化实施，具有重要的工业推广应用价值。
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公开(公告)号：CN103757437A
公开(公告)日：2014-04-30
申请号：CN201310658042.X
申请日：2013-12-09
申请人： 广州有色金属研究院 , 云南黄金矿业集团股份有限公司
发明人： 邱显扬 , 符德贵 , 刘志斌 , 宋宝旭 , 浦恩彬 , 汤玉和 , 高起方 , 胡真 , 杨德生 , 李汉文 , 高洋 , 王成行 , 周东云 , 汪泰 , 惠士成 , 邹坚坚 , 蒋照宽 , 叶富兴 , 王晓川 , 龚明辉
IPC分类号： C22B11/08
摘要： 一种混合助浸剂氰化浸金方法，其特征是步骤如下：将含金矿石粉碎至-0.074mm占90~95%，按液固比2:1加入自来水，加入生石灰调节pH值为10~11，加入过氧化钡0.2~0.3千克/吨，过氧化钠0.05~0.10千克/吨，氰化钠2~3千克/吨，搅拌浸出4小时，加入过氧化钠0.025~0.05千克/吨，继续搅拌浸出8小时，再加入过氧化钠0.025~0.05千克/吨，再浸出8~18小时，所得浸出液即为金的氰化浸出液。本发明提供一种混合助浸剂氰化浸金方法，克服在氰化浸出过程中金矿石表面形成的氧化物或硫化物膜层，促使金与氰化物接触，提高金的氰化浸出效果。
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公开(公告)号：CN105797848A
公开(公告)日：2016-07-27
申请号：CN201610158338.9
申请日：2016-03-18
申请人： 广州有色金属研究院 , 云南黄金矿业集团股份有限公司
摘要： 本发明公开了一种包括强磁选预先抛除金铁氧化矿中细泥的强化浸金技术的方法。是将给矿先通过弱磁选富集载体矿物磁铁矿，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿，将所得弱磁选尾矿进行强磁选选矿，得到弱磁性矿物和非磁性矿物；抛除非磁性矿物；然后针对强磁性矿物和弱磁性矿物分别进行氰化浸出处理，分别得到磁铁精矿、褐铁精矿和载金炭。本发明创造性地针对金的不同载体矿物的磁性不同而对金的载体矿物科学分组，分组后再进行针对性的氰化浸出处理，有效提高了氰化浸出处理的金浸出效率和金的回收率，效果明显、生产成本低、能较大地提高浸金效率的选矿方法，尤其适用于含泥量较大的金铁氧化矿金铁的回收。
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公开(公告)号：CN105797848B
公开(公告)日：2018-07-03
申请号：CN201610158338.9
申请日：2016-03-18
申请人： 广东省资源综合利用研究所 , 云南黄金矿业集团股份有限公司
摘要： 本发明公开了一种包括强磁选预先抛除金铁氧化矿中细泥的强化浸金技术的方法。是将给矿先通过弱磁选富集载体矿物磁铁矿，得到强磁性矿物和弱磁选尾矿，将所得弱磁选尾矿进行强磁选选矿，得到弱磁性矿物和非磁性矿物；抛除非磁性矿物；然后针对强磁性矿物和弱磁性矿物分别进行氰化浸出处理，分别得到磁铁精矿、褐铁精矿和载金炭。本发明创造性地针对金的不同载体矿物的磁性不同而对金的载体矿物科学分组，分组后再进行针对性的氰化浸出处理，有效提高了氰化浸出处理的金浸出效率和金的回收率，效果明显、生产成本低、能较大地提高浸金效率的选矿方法，尤其适用于含泥量较大的金铁氧化矿金铁的回收。
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公开(公告)号：CN105537005A
公开(公告)日：2016-05-04
申请号：CN201510937140.6
申请日：2015-12-16
申请人： 广州有色金属研究院 , 翁源红岭矿业有限责任公司
发明人： 胡真 , 李汉文 , 叶富兴 , 邹坚坚 , 杨凯志 , 汤玉和 , 汪泰 , 李沛伦 , 王成行 , 宋宝旭 , 陈福南 , 易金武 , 崔泽奇 , 龚乃锐 , 罗仁贵 , 张学艺 , 林永生 , 彭桂华 , 王晨亮 , 胡佛明 , 武鲁庆
IPC分类号： B03D1/018 , B03B1/02 , B03B1/04 , B03D101/06 , B03D103/02
CPC分类号： B03D1/018 , B03B1/02 , B03B1/04 , B03D2201/06 , B03D2203/02
摘要： 一种从钨锡伴生硫化矿混合精矿中回收钼的选矿方法。其特征是由以下步骤组成：将从钨锡伴生硫化矿中获得的硫化矿混合精矿加温脱药后，加水调浆，加入生石灰搅拌，调节矿浆；加入抑制剂和捕收剂，做一次粗选，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿中加入捕收剂，做二次扫选，得到扫选精矿和选钼尾矿；一次粗选精矿中加入生石灰，再加入抑制剂，做二次精选，得到二次精选精矿和二次精选尾矿；二次精选精矿进行三次空白精选，得到钼精矿。本发明的方法获得钼品位48~52%，钼回收率87~93%的钼精矿，降低了选钼成本，并且不产生废水以及其他对环境有害的物质，是一种环境友好型的选矿方法。本发明的方法适用于从钨锡伴生硫化矿混合精矿中对钼的回收。
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公开(公告)号：CN105498948A
公开(公告)日：2016-04-20
申请号：CN201510989926.2
申请日：2015-12-28
申请人： 广州有色金属研究院
摘要： 从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法。其特征是由以下步骤组成：磨矿后，加水调浆，加入生石灰搅拌，调节pH，加入捕收剂经粗选、扫选和精选获得铜精矿；扫选铜尾矿加入调整剂、活化剂和捕收剂经粗选、扫选和精选获得获得铋精矿；扫选铋尾矿加入活化剂和捕收剂经粗选、扫选和精选获得硫精矿，扫选硫尾矿经摇床重选获得钨精矿。本发明获得的铜精矿的铜品位17~26%，回收率85~93%；铋精矿的铋品位16~23%，回收率83~91%；硫精矿的硫品位38~46%，回收率68~78%；钨精矿的钨品位52~62%，回收率87~95%。本发明提供一种分离效果好，回收率高，钨精矿硫含量低的回收有价金属的方法，适用于含硫化矿的钨粗精矿中有价金属的回收。
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公开(公告)号：CN103962232A
公开(公告)日：2014-08-06
申请号：CN201410192063.1
申请日：2014-05-08
IPC分类号： B03B7/00
摘要： 一种稀土矿的选矿方法。其特征是将原矿磨矿后分级；重选粗粒级得到重选精矿和尾矿，磁选细粒级得到强磁选精矿和尾矿；各级重选精矿和强磁选精矿分别进行摇床重选，得到摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿；合并各级摇床精矿和摇床中矿，湿式高梯度磁选后，获得磁选稀土精矿和磁选中矿；合并磁选中矿和摇床尾矿，再磨矿后进行一次粗选，二次扫选，二次精选的闭路浮选，中矿循序返回，获得浮选稀土精矿和浮选尾矿。磁选稀土精矿和浮选稀土精矿为稀土总精矿，REO品位大于65%，总回收率达到80~87%。本发明的方法是选别效率高、占地面积小、生产连续、全湿无粉尘作业、成本低、易于产业化。本发明适用于以氟碳铈矿和氟碳钙铈矿形式存在的轻稀土矿选矿。
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公开(公告)号：CN103409643A
公开(公告)日：2013-11-27
申请号：CN201310304978.2
申请日：2013-07-19
申请人： 广州有色金属研究院
IPC分类号： C22B11/08
CPC分类号： Y02P10/234
摘要： 一种矽卡岩型金矿浸出金的方法，其特征是依次由以下步骤组成：破碎：原矿石破碎，加水调浆，依次加入生石灰，氰化钠，控制矿浆pH值，游离CN-浓度；磨矿至-0.074mm，加水调浆；氰化浸出：分5或6段依次加入氰化钠，控制游离CN-浓度，氰化搅拌速度和氰化浸出时间；吸附：分5段依次用活性炭吸附氰化浸出液中的金，加入氰化钠控制各段游离CN-浓度，吸附时间总计8～10小时，得到载金炭和浸出渣。该法具有金浸出率高、浸金速度快、操作简单，投资成本低等优点。本发明适用于含金为1～5g/t的矽卡岩型金矿石。
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公开(公告)号：CN103223378A
公开(公告)日：2013-07-31
申请号：CN201310134093.2
申请日：2013-04-18
申请人： 广州有色金属研究院
摘要： 一种热液蚀变透辉岩型铂矿的选矿方法，其特征是将原矿经磨矿调浆后，在酸性介质中通过浮选优先浮选铂钯矿，获得高品位的铂钯精矿，再次调浆后浮选磷灰石，获得磷灰石精矿，然后进行再磨-磁选处理回收铁矿物，获得了合格的铁精矿。本发明优点在于工艺流程简单，选别指标高，实现了含磷、铁低品位铂钯矿中有价元素的综合回收。本发明的选矿方法获得的铂钯精矿中，铂的品位大于130g/t，铂的回收率大于80%，钯的品位大于20g/t，钯的回收率大于45%，磷灰石精矿中五氧化二磷的品位大于28%，回收率大于85%，铁精矿中铁品位大于64%，回收率大于35%。
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公开(公告)号：CN102489386B
公开(公告)日：2013-06-19
申请号：CN201110417988.8
申请日：2011-12-13
申请人： 广州有色金属研究院
IPC分类号： B03B7/00
摘要： 一种微细粒锡石的选矿方法，其特征在于，由以下步骤组成：原矿石磨矿，调浆，进行硫化矿浮选；浮选硫化矿尾矿进行磁选，磁选尾矿分级为+0.043mm和-0.043mm两个粒级；+0.043mm粒级进行螺旋溜槽重选，摇床重选，获得摇床锡石精矿；-0.043mm粒级进行旋流器脱泥，获得旋流器沉砂；旋流器沉砂调浆进行一次浮选粗选、一次浮选扫选和一次浮选精选，获得浮选粗精矿；浮选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿，摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿。本发明采用螺旋溜槽进行粗选，大大提高了单位面积的处理能力，节省了占地面积，分选效率高；采用浮选粗选和重选精选相结合，浮选药剂耗量少、成本低，选矿富集比达到5～10，锡石回收率高。
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