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采用显微镜、X射线衍射仪、化学分析等多种手段,对青海某金矿石进行了工艺矿物学研究,查明矿石中矿物组成、主要矿物嵌布状态、嵌布粒度等。结果表明：矿石中主要有价元素为金,伴生低品位银,金品位4.20 g/t、银品位<2.0 g/t、碳品位1.17%、硫品位1.92%,属微细粒—超微细粒浸染型高碳低硫极难处理金矿石;金主要以微细粒、超微细粒包裹于毒砂和黄铁矿中,部分以单体金形式嵌布于脉石矿物中;毒砂、黄铁矿嵌布粒度较粗,硫化矿物包裹金可通过初步磨矿达到回收效果,脉石矿物中金则需要进一步磨矿进行回收。 相似文献
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为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。 相似文献
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为有效利用某极难选蚀变岩型金矿石,对原矿石开展了系统的工艺矿物学试验,重点研究了矿石的物质组成、粒度组成、结构构造、主要矿物嵌布特征及金粒特征等。结果表明:(1)原矿中主要可利用元素为金,有害杂质As含量较高,并含有一定的碳;金主要以硫化物包裹金的形式存在,其次为裸露金。(2)原矿中自然金痕量,主要载金矿物黄铁矿、磁黄铁矿的含量分别为3.829%、0.111%;脉石矿物以石英为主,占45.176%,此外还含有0.779%的毒砂。(3)原矿中-0.01 mm粒级含量及Au分布率均小于10%,各粒级Au的品位变化不大,仅有0.043～0.02 mm粒级水析沉砂中富集已解离金粒。(4)矿石主要结构包括自形—半自形晶粒状、他形晶粒状、他形碎裂化及乳滴状,主要构造包括稀疏浸染状、条带状、角砾状、细脉状。(5)金主要包含于毒砂、黄铁矿等硫化矿物中,其次包含于石英、绢云母等脉石矿物中,90%的金粒度小于8μm,以微细和超微细粒金为主。(6)主要载金矿物嵌布粒度由粗到细依次为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂,毒砂嵌布粒度微细,浮选要注意细粒毒砂的回收。(7)在磨矿细度为-0.075 mm占62.57%时,黄铁矿... 相似文献
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针对青海某高含泥微细粒浸染型含砷、碳低品位金矿粗选回收率低、流程冗杂、尾矿细粒级金损失严
重的问题，在原矿工艺矿物学研究和工艺考察的基础上，开展了半工业性浮选柱探索试验研究。结果表明：采用浮
选柱粗选，常规浮选机 1 精 1 扫浮选联合工艺，可获得最终精矿金品位 27.31 g/t、综合回收率 80.32 %的试验指标。
该生产工艺对国内同类型矿山精简流程、强化细粒级回收效果具有一定的借鉴意义。 相似文献
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浮选时间是选厂设计的重要参数之一,而浮选时间的确定与实验室小型试验的浮选时间和放大系数有关。针对难选金矿浮选时间的选定问题,在某选厂原设计（1 500 t/d）的基础上,重新进行了选厂设计以及实际浮选时间和放大系数的计算,验证选厂浮选时间的放大系数。随着矿石性质的变化,在该选厂开展了浮选工艺优化试验,将试验成果应用于选厂生产中,并在磨矿细度和浮选条件相同的情况下,开展了不同矿石处理量工业试验,确定了选厂最佳矿石处理量,计算了优化后的浮选时间和放大系数。结果表明：小型试验浮选时间为21 min,选厂实际浮选时间为84.08 min,实际放大系数为4.00;相比优化前,在原矿金品位降低0.47 g/t的情况下,选厂矿石处理量增加了204 t/d,金精矿富集比降低了0.11,金回收率提高了3.22%。研究结果可为同类型矿石性质选厂的浮选工艺设计提供参考。 相似文献
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