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青海阿斯哈矿区金矿石选矿指标不理想,没有达到预期效果,由于缺乏系统的工艺矿物学研究,无法根据矿石的特点选择合理的选矿工艺,造成该矿石的选矿指标一直没有达到预期效果,严重影响了该矿产资源的有效利用和企业的经济效益,为了合理开发利用该矿产资源,提高选矿回收率。本文通过化学分析、光学显微镜、扫描电子显微镜与能谱分析等手段对该矿石进行了系统的工艺矿物学研究,结果表明:硫化型矿石中平均金品位3.5g/t,银品位195.1g/t,氧化型矿石中金品位0.56g/t,银品位为<3g/t。金属矿物主要是黄铁矿和褐铁矿,脉石矿物主要是石英、长石等。金主要有包裹金、裂隙金和晶隙金三种赋存状态。 相似文献
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《现代矿业》2017,(6)
广东某低品位银锰矿银、锰主要赋存于软锰矿等有用矿物中,-0.8 mm矿泥占原矿的65.27%,锰品位17.81%,含银94 g/t,粒度较细,浮选回收效果差。为回收矿泥中的银、锰,矿泥不经磨矿,分别采用单一湿式强磁选、摇床重选、摇床—离心机重选、湿式强磁选—摇床重选4种流程进行选矿工艺试验。结果表明,矿泥经1粗1扫湿式强磁选—强磁精矿摇床重选流程处理后,可获得锰品位32.24%、含银124 g/t的锰精矿和锰品位26.18%、含银168 g/t的中矿,总银、锰回收率分别为82.01%、82.57%,有效富集了银、锰,得到了较好的回收指标。湿式强磁选—摇床重选联合流程可作为该银锰矿中-0.8 mm矿泥的选矿工艺流程。 相似文献
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为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。 相似文献
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某难选低品位金矿的选矿试验研究 总被引:3,自引:3,他引:0
对某难选低品位金矿进行的研究结果表明,载金黄铁矿的嵌布粒度微细和易浮脉石矿泥是影响金精矿金品位和回收率的两个重要因素,在强化载金黄铁矿捕收的同时,选择合适的调整剂可以显著提高金的选矿指标。原矿金品位为1.69 g/t时,实验室闭路试验可获得金回收率69.85%、金品位20.47 g/t的金精矿。 相似文献
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以云南某铜金多金属矿为研究对象,探索了金在与其伴生的硫化矿、磁铁矿混合体系中的选矿特性及载体矿物对其选矿指标的影响。依据金在该矿石中的赋存状态、嵌布特征及其载体矿物的多样性等特点,采用了优先选铜再选硫,然后磁选铁矿物的工艺流程。通过精细化调控工艺参数,在最佳的综合条件下,获得的铜精矿铜品位为18.63%、含金63.24g/t,铜回收率为88.67%,金在铜精矿中的分布率为67.06%;硫精矿硫品位为47.86%、含金2.41g/t,硫回收率为86.16%,金在硫精矿中的分布率为15.08%;铁精矿铁品位为59.55%、含金1.20g/t,铁回收率为38.22%,金在铁精矿中的分布率为10.51%,为技术经济指标的提升和工艺改进提供了理论依据。 相似文献
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在研究狮子山铜矿伴生金赋存状态和粒度特性的基础上,根据生产指标和流程考查资料以及该矿浮选尾砂中金银赋存状态的研究结果,分析了该矿伴生金回收率低的主要原因。提出了提高伴生金回收率的措施,并且采用旋转螺旋溜槽粗选、矿泥摇床精选的重选流程回收浮选尾矿中的金,进行了试验研究,取得了金精矿品位20—25g/t,作业回收率30%左右的较好指标. 相似文献
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摘要:介绍了嵩县南沟金矿的工艺矿物学研究和矿石可浸性试验的成果。通过化学分析、电子探针等分析手段查清了原矿化学物质组成、矿物物质组成、矿物相对含量金的赋存状态及嵌布粒度特征:该矿石属于凝灰质砂岩、粉砂岩型金矿;金多赋存于褐铁矿中,其次是赋存在毒砂及黄铁矿中,矿石石质疏松,裂隙发育。矿石中的金主要为自然金,金的成色高,绝大部分为可见金,而且主要呈裂隙金嵌布,主要载金矿物为氧化矿物,适于用氰化法处理。在原矿金的平均品位为2.39~4.14g/t时,可得到的尾渣平均品位0.31~0.26g/t,金的浸出率为87.03~93.72%的较好指标。 相似文献
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东坪金矿工艺矿物学研究 总被引:1,自引:0,他引:1
结合东坪金矿选矿厂的实际情况,对其提供的金品位在3.62 g/t的原矿矿石(0~16 mm)进行了工艺矿物学研究,通过使用矿物自动分析仪(MLA),运用综合手段查明了矿石中的金矿物的种类、分布特征、嵌布状态及赋存状态等特征,及时为选矿生产提供了相应的基础数据,为提高金的回收利用率提供科学依据。 相似文献
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青海省五龙沟金矿原矿石金品位为2.32g/t,品位较低,选矿厂生产中,金的浮选回收率仅为75%左右。为了明确该原矿矿石的工艺矿物学特性,有效提升选矿厂浮选回收率等选矿技术指标,进一步实现该矿产资源的综合开发利用,通过采用原子吸收分光光度计、电感耦合等离子体发射光谱仪、偏光显微镜、扫描电镜等仪器,对选矿厂堆场原矿矿石开展了工艺矿物学研究,从而查明了该矿石各元素含量、矿物组成、矿石中金及其载体矿物的嵌布粒度和赋存状态。结果表明,该矿石中有害元素砷和碳含量相对较高;原矿中贵金属矿物主要为自然金,金属矿物主要为黄铁矿和毒砂,其次为赤、褐铁矿、臭葱石等,脉石矿物主要为大量的石英和绢云母,其次为碳酸盐矿物、绿泥石、方解石等;矿石中主要的载金矿物为黄铁矿、毒砂和臭葱石,其中黄铁矿嵌布粒度以中粗粒为主,黄铁矿-0.64+0.04mm粒级占86.95%,毒砂嵌布粒度以中、细粒为主,-0.160+0.01mm粒级占90.09%。矿石中金的粒度极细,可见金的粒度绝大多数在10μm以下,小于0.02mm的金粒占86%以上。该原矿矿石属于微细粒-超微细粒含砷、碳的极难选冶金矿石。 相似文献
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某含金矿石中有用矿物为自然金及银金矿,金品位为35g/t。为充分研究该矿石的工艺矿物学特性,通过化学分析、扫描电镜、X射线能谱仪、BPMA(北京矿冶研究总院开发的工艺矿物学参数自动测量系统)等分析手段,对矿石的化学成分、化学物相矿物组成、矿物嵌布特征、金的赋存状态、含金矿物的粒度、含金矿物解离度及影响金回收的矿物学因素等进行了系统研究。结果表明:矿石中金主要以自然金和银金矿形式存在,粒度以细粒金、微细粒金为主,分别占72.96%、27.04%;金矿物的嵌存状态以连生金为主,占65.11%,次为单体金,占31.06%,另有少量的包裹金和晶间金,分别占3.75%和0.08%;研究结果对矿石分选工艺流程的制定具有指导意义。 相似文献
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为给柴胡栏子金矿原选矿流程中全泥氰化工艺的改造提供可行的理论支撑,采用化学分析、矿物自动分析仪分析、扫描电子显微镜分析、X射线能谱分析、光学显微镜分析等测试手段,对内蒙古赤峰柴胡栏子金矿进行详细的工艺矿物学研究,明确其化学组成、矿物组成、粒度分布及有用矿物的嵌布特征关系。结果表明:该金矿中金品位为2.83 g/t。金主要以银金矿的形式存在,主要脉石矿物为石英、绿帘石、绿泥石、绢云母、方解石。金矿中的矿物组成十分复杂且脉石矿物嵌布粒度极细,属于细粒石英脉型金矿。银金矿以包裹金、粒间金和裂隙金的形式产出。黄铁矿和磁黄铁矿为金的主要载体矿物,分布率分别为41.61%、23.77%。综合工艺矿物学结果,最终提出了采用分段磨矿,重—浮联合回收金的绿色环保选矿工艺流程。 相似文献
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为充分了解某硫化铜矿矿石性质,制定合理的选别工艺流程,利用化学多元素分析、化学物相分析、光学显微镜及MLA(矿物特征自动定量分析仪)等综合手段,对矿石化学成分、矿物组成、主要有用元素的赋存状态以及主要矿物的嵌布特征等进行分析研究。结果表明,该矿石主要目的元素为Cu,品位为1.08%,伴生稀贵金属元素金、银品位分别为0.33 g/t和12.07 g/t。黄铜矿为主要含铜矿物,其嵌布粒度不均匀,以中细粒嵌布为主,且与脉石矿物及其他金属矿物共生关系复杂,需在选矿中细磨以实现单体解离。伴生金元素主要以自然金的形式存在,且嵌布粒度较细,共生关系复杂,采用常规选矿方法回收难度大;伴生银元素分布较分散,在独立矿物硫银铋矿中的分配率较低,独立回收难度较大。根据以上结果,建议采用“铜硫混浮-铜硫分离”的选矿工艺流程,并对铜硫混合粗精矿再磨后进行铜硫分离,银可在铜、硫精矿中计价回收,金则需采取化学选矿的方法进行回收。 相似文献
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某金矿部分矿区属于蚀变型金矿,含金蚀变带系由花岗岩热液蚀变而发生的绢云母、硅化、黄铁矿化组成。矿体大部分赋存在黄铁绢云岩内,部分赋存在黄铁绢英岩化花岗岩内。利用光学显微镜、矿物分析系统(BPMA)、扫描电子显微镜及能谱对矿物进行工艺矿物学特性分析,分析发现矿石中以硫化矿为主,氧化带深度很浅。金品位5.23 g/t,主要金矿物有自然金、银金矿,主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、黄铜矿、闪锌矿等硫化矿和磁铁矿等氧化矿物,脉石矿物主要有石英、绢云母、长石等。金的嵌布粒度较细,全部分布在37 μm以下,嵌布粒度较细。根据金矿物的赋存状态来看,以单体形式存在和与黄铁矿共生的含金矿物含量83.18%,这部分金矿物易于回收;与绢云母、石英和磁铁矿共生的含金矿物含量为16.82%,这部分是导致浮选过程中金回收率低的主要原因。 相似文献