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微细粒浸染型难选金矿石提金工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
陕西省某金矿矿石储量大,属微细粒浸染型含条较高的难选金矿石。采用常规选冶方法难以回收金,浮选-精矿焙烧-氰化浸出的提金工艺可以取得较好的技术指标。 相似文献
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长坑金矿矿石属于以黄铁矿为载体的次显微结构难选难浸金矿石。对该矿矿石进行了浮选、催化预氧化-氰化、焙烧氧化-氰化、碱浸预氧化-氰化等工艺试验研究,为选矿工艺方案的确定指明了方向。 相似文献
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PL7184金矿床位于环维多利亚湖金矿成矿区的马巴莱—布洪古基拉绿岩型金矿带上,对其矿石特征及金的赋存状态进行研究,有助于指导矿石选冶工艺及流程优化。通过野外地质观察、光薄片鉴定、电子显微镜和电子探针分析等技术方法,对该区金矿床矿石特征和金的赋存状态进行了系统研究。结果表明:金矿体主要赋存在条带状含铁建造岩层与酸性火山沉积岩层间的剪切破碎带内,区内金矿石划分为稠密浸染状黄铁矿化金矿石、稀疏浸染状黄铁矿化金矿石、细脉状黄铁矿化金矿石和含星点状黄铁矿化金矿石4种自然类型,其中稠密浸染状黄铁矿化金矿石含金性最好。金矿物的种类以银金矿为主,有少量自然金;金矿物的赋存状态以粒间金为主,其次为包裹金和裂隙金,金矿物粒度以中细粒为主,粒径多在0.01~0.07 mm之间。 相似文献
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某贫硫化物微细浸染型金矿石中金矿物粒度较细,-0.010 mm微粒金占81.16%,金矿物主要以包裹金和粒间金形式存在。针对该矿石性质,开展了原矿全泥氰化和浮选对比试验研究,结果表明:采用原矿全泥氰化工艺,金的回收效果较差;采用浮选工艺,在适宜的浮选条件下,采用一次粗选、三次精选、三次扫选、中矿再磨流程,可获得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精矿;中矿再磨浮选是处理该矿石较为合理的选矿工艺。 相似文献
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坦桑尼亚某条带状铁建造型金矿床矿石工艺类型为黄铁矿化硅化破碎带蚀变岩型金矿石。通过显微镜下鉴定、扫描电镜分析、X射线衍射分析及化学物相分析等手段对该矿床金矿石中矿石成分、矿物种类、粒度分布、金的赋存状态等工艺矿物学特征进行了详细研究。结果表明:矿石中金矿物为自然金,粒度偏细,集中分布在50μm以下,其中10μm以下占27.54%;矿石中主要载金矿物为石英、黄铁矿、毒砂等;金嵌布状态以粒间金为主,占52.72%,其次为包裹金,占37.23%;矿石中较多包裹金和细粒磁铁矿的存在是影响选矿指标的主要因素。研究结果为该矿床选矿工艺设计提供了依据。 相似文献
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徐小龙 《有色冶金设计与研究》2004,25(2):1-4,8
针对微细粒浸染型原生金矿,矿石为低硫化物,含砷、炭难选冶金矿石,介绍了采用浮选、浮选精矿细菌氧化或焙烧氧化-氰化浸出两种不同回收金的有效途径,并阐述了适合该金矿的选冶工艺。 相似文献
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太白双王金矿矿石为黄铁矿、钠长石、含铁白云石、脉石英热液型金矿石。金主要以显微状和超显微状包裹在热液期黄铁矿中,未发现裂隙金和粒间金,属于难浸矿石。对此种矿石进行了全泥氰化试验,其金的浸出率太低(只有6921%);又进行了浮选试验,虽然金的回收率达... 相似文献
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微细粒浸染型金矿石选金试验研究 总被引:9,自引:0,他引:9
详细研究了矿石中金的赋存状态和载金矿物特征,进行了多方案选金试验研究。试验结果表明:对合金黄铁矿精矿进行压热氧化--氰化浸出,是处理该微细粒浸染型金矿石较有效的方法。 相似文献
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甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。 相似文献
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采用多元素分析、X射线衍射、矿物解离度分析和电镜扫描等方法,开展陇南紫金金精矿的工艺矿物学研究,深入分析矿物组分、各物相赋存状态以及金的伴生规律。研究结果表明:该金精矿S和As质量分数分别为42.12%和2.31%,硫化物包裹金占比为56.19%,属于硫化物包裹难处理金矿;金矿物粒度为1~10 μm,以银金矿为主,并含有少量的自然金;金矿物的单体解离度为30%,未解离的金矿物均与黄铁矿连生,呈半包裹半裸露状或完全被包裹状。基于金矿物的单体解离度随着矿物粒度减小而增大的特性,可通过超细磨的方法,增加金与浸金试剂的接触,为提高金的回收率创造良好条件。 相似文献
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某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。 相似文献
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青海某金矿石中含金5.2×10-6,硫1.82%,砷1.01%,锑0.73%,铁4.19%,实验室直接氰化浸出时金回收率不足50%,属于典型的含砷锑难浸金矿。为查明影响金浸出的矿物学因素,采用X射线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM-EDS),并结合传统的光学显微镜对该难浸金矿中金的赋存状态及主要载金矿物的嵌布特征进行了研究。结果表明:该矿石中金的赋存状态主要有3种,即可见自然金(明金)、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金。其中,可见自然金占比较低,仅为42.87%,主要嵌布在辉锑矿、毒砂和石英等矿物颗粒间或裂隙中;硫化矿物包裹金占比为46.83%,主要以显微、次显微金或固溶体的形式赋存于毒砂、辉锑矿和黄铁矿等硫化矿物中;脉石矿物包裹金占比为10.3%,主要以显微、次显微金或微细粒包裹体的形式赋存于石英、长石和方解石等脉石矿物中或矿物颗粒间。由此可知,自然金占比低、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金含量高是造成氰化浸出时金回收率低的主要原因,工艺矿物学研究结果为该金矿的合理开发利用提供了重要参考。 相似文献
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超细磨预处理难浸金矿石的研究 总被引:3,自引:1,他引:2
简述了超细磨预处理难浸金矿石的应用研究现状。对镇源冬瓜林金矿浮选精矿进行了试验研究,初步获得约80%的氰化浸金率。考察了超细磨碱浸的作用,讨论了促进黄铁矿分解的机械化学机理。 相似文献
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提高金回收率的选矿试验研究与生产实践 总被引:1,自引:0,他引:1
青海省五龙沟金矿属高砷高硫微细粒嵌布包裹难处理金矿石。金主要以镜下不可见的微细粒金为主 ,矿石中绢云母含量很高 ,矿石泥化严重 ,浮选回收率偏低。通过流程结构改造 ,优化药剂制度 ,回收率提高 9% ,经济效益显著。 相似文献
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通过该矿石的工艺矿物学研究后指出,金以自然金为主,载体矿物为黄铁矿、炭、褐铁矿、石英及毒砂,属于含炭含砷微细浸染型金矿。此项研究成果为制定合理的选冶工艺提供了依据。 相似文献
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甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%。铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系。对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因。在磨矿细度为-74 μm占80%,Na2S作硫化剂,CuSO4作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和25号黑药作捕收剂的条件下,采用一次粗选,四次扫选,粗精矿再磨后三次精选硫化浮选工艺流程,可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%,铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%,银品位为216.24 g/t、银回收率为87.26%的金铜精矿。金铜精矿可采用热压预氧化—无氰化工艺流程回收金铜,该选冶流程可为金铜氧化矿的开发利用提供借鉴。 相似文献