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《矿物学报》2016,(3)
甘肃某金矿石平均含Au 4.3 g/t,为典型的含锑、砷难处理金矿,现场采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收Au,但Au的总回收率仅82%左右,浸渣中Au含量高达1.0~1.2 g/t,损失严重。为查明Au损失原因,提高Au回收率,采用矿物解离度分析仪(MLA),并结合传统的光学显微镜分析,对现场的浮选尾矿(氰化浸出给矿)进行了工艺矿物学研究。结果表明,浮选尾矿含Au 2.8 g/t,但Au赋存状态较为复杂,其中仅29.2%的Au以显微金-明金(粒度≥0.1 mm)形式存在,18.8%和48.2%的Au以超次显微金(粒度0.001 mm)形式赋存于辉锑矿、黄铁矿、毒砂等硫化矿物和石英、白云石、高岭石等硅酸盐矿物中,金嵌布粒度较细和包裹金所占比例较高,难以回收,是Au损失的主要原因。根据工艺矿物学研究结果,对可行的回收方案进行了初步研究。 相似文献
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石居里铜矿床矿石中主要矿石矿物由黄铜矿及黄铁矿等组成。铜含量一般为4%~20%,由于黄铜矿与黄铁矿复杂的嵌布关系,采用传统的老三样(丁黄药、石灰、2#油)浮选(一段磨矿,小于0.074mm占70%左右)精矿粉的铜品位仅达15.03%。造成了一定铜资源的浪费。通过对该类型铜矿石的矿物学组构及特征的研究,经多次试验后采用DY-1捕收剂及两段磨矿流程,即一段粗磨矿(小于200目即0.074mm占70%左右)丢尾,二段粗精矿再磨(小于325目即0.043mm占95%左右)后精选,使铜精矿Cu品位达20.73%,同时使硫回收率由51.26%上升到74.11%。 相似文献
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根据河北某难选冶金银多金属原生矿的矿石基本特点,经多种选冶技术方案对比及试验研究,采用全泥氰化工艺流程提取金、银,氰化浸渣采用浮选法分离铜、铅、锌、硫,从而达到就地产出金、银和分别综合利用铜、锌、硫的目的。尤其是对该类型含铜高的矿石采用碱预处理浸出工艺,收到良好的效果,最终取得了一个技术上可行、经济效益显著的选冶工艺流程,为建厂提供了可靠依据。 相似文献
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《矿物学报》2016,(2)
铝土矿正浮选实践中,常采用脂肪酸阴离子捕收剂(如油酸)选择性分离一水硬铝石和高岭石等铝硅酸盐矿物。矿物表面晶体化学特性是产生选择性浮选分离的决定性因素。笔者研究了油酸钠(Na OL)浮选体系中一水硬铝石和高岭石的可浮性,发现一水硬铝石可浮性明显好于高岭石。红外光谱分析表明,矿物表面Al质点与油酸的羧酸基团发生化学吸附作用。借助Materials Studio软件分别计算了2种矿物常见晶面的单位面积断裂键数,并计算了矿物晶面/捕收剂的作用能。计算分析发现,矿物晶面单位面积断裂键数以及与油酸根离子相互作用能大小存在差异,具体为:一水硬铝石(100)(001)(010),而高岭石(010)(110)(001),而且油酸与一水硬铝石3个晶面的的作用皆强于高岭石。矿物晶体晶面的Al-O断裂键数不同导致油酸作用下高岭石和一水硬铝石的可浮性差异。 相似文献