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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：CN105803196A
公开(公告)日：2016-07-27
申请号：CN201610161247.0
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 , C22B3/24 , C22B3/02 , C22B11/08
摘要： 本发明公开了一种从金银贵液中高效回收金银的选矿试验方法和系统。使金银贵液循环流过吸附剂，在吸附剂吸附金银贵液的过程中，每隔一段时间抽取金银贵液，测定其金银浓度，获得贵液中残留的金银浓度，计算出吸附剂上负载的金银的含量Q和金银的吸附效率?，做出金银吸附效率与吸附时间的关系曲线，判断吸附效率较高的区间和银回收率较高的区间，在二者的共同区间内确定合适的浸出时间，获得最佳吸附效率和最佳银回收率。采用本发明方法，金银吸附效率提高52～62%，银的回收率从30～35%提高至65～75%.本发明的方法是一种金银吸附效率高，银回收率高的金银回收工艺，适用于从金银共存、银含量较高的贵金属矿中金银的回收。
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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：CN205710862U
公开(公告)日：2016-11-23
申请号：CN201620217345.7
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
摘要： 本实用新型公开了一种从金银贵液中高效回收金银的选矿试验系统，包括水浴装置、盛装贵液的容器和导管，盛装贵液的容器置于水浴装置中，所述导管一端经盛装贵液的容器的容器口伸入贵液中，导管的另一端连通吸附装置，所述吸附装置浸入贵液中，吸附装置内装有活性炭，所述导管连接有泵装置。基于本实用新型系统，使金银贵液循环流过吸附剂，在吸附剂吸附金银贵液的过程中，每隔一段时间抽取金银贵液，测定和计算出吸附剂上负载的金银的含量Q和金银的吸附效率ɛ，获得金银吸附效率与吸附时间的关系曲线，判断吸附效率较高的区间和银回收率较高的区间，确定共同合适的浸出时间，获得最佳吸附效率和最佳银回收率。
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公开(公告)号：CN118663411A
公开(公告)日：2024-09-20
申请号：CN202410992189.0
申请日：2024-07-23
申请人： 矿冶科技集团有限公司 , 云南黄金矿业集团股份有限公司 , 鹤庆北衙矿业有限公司
摘要： 本申请提供一种从金矿废石中富集金的选矿方法，涉及金矿回收技术领域。该方法包括：将金矿废石进行破碎，得到破碎后矿石；将破碎后矿石进行第一筛分得到的筛下物进行第二筛分，得到第二筛上物和第二筛下物；第二筛上物进行第一光电智能分选得到精矿；第二筛下物进行第三筛分，得到第三筛上物和第三筛下物，第三筛上物进行第二光电智能分选得到精矿；第三筛下物进行第四筛分得到第四筛上物和第四筛下物；第四筛上物制备矿浆进行重介质分选得到重介质精矿；第四筛下物制备矿浆进行螺旋溜槽分选得到螺旋溜槽精矿。该方法实现了低品位矿石逐粒级的有效富集，具有流程简单，工艺投资成本低，回收效率高的特点。
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公开(公告)号：CN117085837A
公开(公告)日：2023-11-21
申请号：CN202311327469.1
申请日：2023-10-13
申请人： 昆明理工大学 , 云南黄金矿业集团股份有限公司
摘要： 本发明涉及一种低品位黄铜矿综合高效回收方法及设备系统，在本发明通过在浮选工艺前端增加高压辊磨‑强磁预选工艺及磨矿分级‑强磁粗选抛尾工艺，低品位黄铜矿经过筛分、高压辊磨‑筛分、强磁预选粗选、强磁预选扫选，完成粗粒级矿石强磁预选，并抛除大部分脉石；再经过磨矿‑分级、强磁粗选、强磁扫选，完成细粒级矿石强磁粗选，并抛除大部分脉石；如此在矿石入磨、入浮前抛除大部分尾矿并进行高值化利用，提升了入磨、入浮作业的矿石品位，显著提高浮选作业可选性的同时大幅减少浮选药剂消耗，也简化了浮选工艺流程，大幅降低浮选作业生产成本，充分做到了降本增效和绿色环保。
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公开(公告)号：CN115430516A
公开(公告)日：2022-12-06
申请号：CN202211055231.3
申请日：2022-08-31
申请人： 云南黄金矿业集团股份有限公司
IPC分类号： B03B1/00 , B03B7/00 , B03B9/00 , B03D1/002 , B03D1/012 , B03D101/02 , B03D103/04
摘要： 本发明涉及一种含金银铜的硫铁矿焙烧渣水洗液处理方法，包括以下步骤：（1）测定待处理废液铜含量；（2）在搅拌桶中添加硫氢化钠，然后添加丁基铵黑药10mg/l~20mg/l；（3）步骤（2）处理获得的浆液添加碳酸钙，控制平衡终点pH值=4~5，然后浓缩、过滤，获得石膏渣Ⅰ和过滤液；（4）步骤（3）处理获得的过滤液添加石灰，控制平衡终点pH值=7~9，然后浓缩、过滤，获得石膏渣Ⅱ和过滤液；（5）步骤（3）和（4）处理获得的石膏渣Ⅰ与渣Ⅱ合并在调浆搅拌桶中调浆后，再输送至浮选系统，进行低浓度浮选；经过一次粗选、两次精选、两次扫选，获得高品质含金银铜精矿和尾渣。本发明能够提高含金银铜的硫铁矿焙烧渣水洗液金银铜回收率。
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公开(公告)号：CN113072211B
公开(公告)日：2022-05-17
申请号：CN202110354430.3
申请日：2021-04-01
申请人： 云南黄金矿业集团股份有限公司
IPC分类号： C02F9/04 , C02F1/52 , C02F1/66 , C02F1/70 , C02F1/72 , C02F101/10 , C02F101/20
摘要： 本发明涉及一种处理高砷高铁酸性废水及回收铜、铁的方法，所属湿法冶金领域，根据氢氧化物沉淀的pH值范围不同的性质，通过添加石灰乳液，控制酸性废水pH值，在低pH值3‑3.5的条件下进行砷、3价铁离子及铅的脱除，脱出上述杂质后的废水，添加硫酸调节pH值至1.5‑2，然后利用铁粉进行铜的置换，形成铜单质后进行固液分离，回收铜。下一步在液体中加入一定量的双氧水，使液体中的2价铁离子氧化成3价铁离子，然后添加一定量的氢氧化钠溶液，形成氢氧化铁沉淀，再进行固液分离，回收氢氧化铁。经上述处理后的废水能够达到生产回水利用的要求，同时降低环境污染。
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公开(公告)号：CN111715412A
公开(公告)日：2020-09-29
申请号：CN202010644823.3
申请日：2020-07-07
申请人： 云南黄金矿业集团股份有限公司
IPC分类号： B03D1/018 , B02C21/00 , B03D101/00 , B03D101/02 , B03D101/04 , B03D101/06 , B03D103/02
摘要： 本发明涉及一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，属于选矿方法中的浮选领域，将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石磨至粒度小于0.074mm达60~90%后，矿浆调节至浓度为28%~35%，加入调整剂，使得矿浆pH为8~12；所得矿浆中加入CaS用量为1200~3200g/t和丁基醚醇为20~50g/t，浮选硫铁矿；所得硫浮选尾矿添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为500~1500g/t，添加捕收剂乙硫氮用量40~80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿；所得铅浮选尾矿，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为100~400g/t，添加捕收剂丁黄药100~200g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿；最终获得高品质硫铁精矿、硫化铅精矿和硫化锌精矿。
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