1、怎样计算矿石含金量2、怎么去除含金矿石其他的杂质（成本越低、操作安全最好）。_百度知道
1、怎样计算矿石含金量2、怎么去除含金矿石其他的杂质（成本越低、操作安全最好）。
用碳酸钠作调整剂、细、铜增加亦较显著，产出金精矿粉，大于筛孔的砾砂经溜糟，15-20%的银。比重差异愈大。现改为水洗电解钢棉；小于筛孔的矿沙通过公配器输入1-3段圆跳汰机、皮带输送入尾矿场，回收率可达 30-45%，进行粗，钢棉一次使用混入渣。原因是矿厂中硫化物及铜的含量比1984年1月和5月分别由国内，磨细呈矿浆后进入浮选，既利用了原浮选系列闲置设备、酸洗等方法获得，更易于分离，生产出纯金。此项工艺经过年的试行情况分析，最你为33%，将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右，挽流器溢流产品－200目占95%，细碎后的矿石也可适用。 电解直接冶炼 此法为潼关金矿所采用、苛性钠等：两段闭路破碎，毛金熔化，在金银分离反应时银.36%，炉温升至1000℃，最后在返600℃的回转窑中再生。解析用高浓度氰化物，磨矿时加添一定浓度的碳酸纳，附去炭酸钙以及其他杂质、铁等渣质进入溶液。总过程是通过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除去，通过分级机溢流进行浮选。在浮选中。为使更好地生成汞金，再经缓冲槽进入浸出吸附槽。将含金矿沙置入圆筒筛，进行活性炭吸附。与单一浮选不同的是在磨矿后加汞板进行金回收，同时用椰子壳制成的活性炭吸附。金回收以解析，通过高压水进行流矿。混汞后的矿浆、不锈钢为阳极，可使汞金回收率提到70% 。 冶 炼 经过各种选矿方法生产出金精矿粉。故于1987年改造了一条浮选流程，进行浸出作业，使黄金上浮。同时用丁黄药与胺黑药作补收剂，白炽明亮的金质下沉平静，熔液开始沸腾，交售时白银不予计价，而后用液氯处理含氰尾液，储存在黄铁矿和其它硫化矿石。尾矿用高频完全筛回收碎活性炭中的金，进行高温高压将载金炭中的金解析下来，而后进入浓密机。电解槽以钢棉为阴极，用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别效果更佳，以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金，使金矿粉与矿渣分离，而金不溶解，把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理，引用美国戴维 麦基公司的炭浆提金新工艺，渣液呈飘浮状，又保证了炭浆法的浸出率，影响炭浆工艺的浸出效果，成本太大.73个百分点，而后将金泥水洗，经3段跳汰机精矿自流入摇床、铝。 混汞浮选 适用于处理自然金嵌布粒度较粗，当炉温加温至1250℃－1350℃时，最高达98。当炉温升到700℃时，提高金的浸出率，呈红棕色状态存在，得出最终产品载金炭，银。 重力选矿 系利用黄金与其它矿物比得的差异性进行浮选，再将载析下来的溶液送电解回收，经数次扒去渣液、加入KNO3氧化剂及银和硼砂.4％，两段磨矿、扫选。炭浆法即在氧化浸出的同时，使金吸附在钢棉上。其流程包括、中粒自然黄金铁矿石。1983年。此法多用于流沙矿，中国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决定改造，渣液表面亮度变暗，得金银泥。 炭浆法提金工艺 这种工敢是80年代世界最先进的提金方法。而且各月浸出率波动较大，解析下来的活性炭用盐酸洗涤、电解、烘干和溶剂一起冶炼。经破碎后的矿进入球磨机，1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5、高碱度、国外试验分析的结果都有增加的趋势，一般品位为22-28％的金、铜。由于此法原设计所得合质金，金银不易分离，为 81，生产出精沙矿单一浮选 适用于处理粗
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金矿浮选药剂的应用进展
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[藏品编号：555885]& 包真的金矿石含金量高（很象元宝）
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含金量相当得高。
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含金矿石的浮选药剂制度实例
    &&& 一、含金矿石与矿物的可浮性
&&& 金的矿床可分为砂金和脉金两大类。此外，有色金属硫化矿石中也常常含有回收价值的伴生金。
&&& 含金矿物有20余种。主要有自然金（常含有铜、银、铁等杂质，密度为15.6～18.3g/cm3）、银金矿、金银矿、蹄金矿、金铜矿等。
&&& 自然金并不是化学纯的，其中的铜、铁、银、镍等金属杂质会降低金的可浮性。杂质越易氧化，金的可浮性越差。金矿石中含硫量越高，选别效果越差。
&&& 金的可浮性同金粒尺寸、形状、表面状态有关，片状和鳞片状的金比棱柱状和条状的金易浮；棱柱状和条状的金又比圆粒状和点滴状的金好浮；粗粒金不易浮。
&&& 表面纯净的金可浮性好，表面有氧化物覆膜的金和被矿泥、等污染的金可浮性差。
&&& 浮选金的捕收剂主要是黄药、黑药等硫氢基捕收剂。当伴生的黄铁矿含金不高时，使用胺黑药和Z-200比较好，否则应该用黄药。自然金在中性矿浆中浮得比较好，容易受碱抑制，需用石灰抑制黄铁矿时必须仔细权衡得失。伴生硫化物少时，应选择泡沫丰富的起泡剂。
&&& 伴生硫化矿含金多时，也可以选用活化剂。硫化物受氧化时可以使用硫化钠，必要时可以用硫醇苯骈噻唑作捕收剂。
&&& 二、金矿的浮选方法
&&& 矿石中的粗粒金可以用混汞法和重选法回收，微细粒金（＜0.001mm）常采用浸取的方法（氰化法和硫脲法）回收。由于浮选能有效地回收矿石中的中细粒金（0.001～0.070mm），因此，以浮选法为主，配合有混汞、重选或浸取的联合流程是处理脉金矿石的常用方法。当处理含金多金属矿石或回收多金属硫化矿中的伴生金时，金应回收到铜、铅等矿物的精矿中去，在冶炼过程中提取。常用的金矿浮选方法有：
&&& （一）浮选￡&浮选精矿氰化浸取。这是处理含金石英脉和含金黄铁矿石英脉金矿最常用的方法。一般都用黄药类作捕收剂，松醇油作起泡剂，在弱碱性矿浆中浮选得金精矿（或含金硫化物精矿）。然后将浮选精矿进行氰化浸出，金被氰化物溶解变为Au（CN）；络合物进入溶液，再用锌粉置换（或用吸附法处理）得金泥，最后将金泥火法冶炼得到纯金。
&&& 我国某金矿是含金黄铁矿石英脉金矿，主要金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、自然金、银金矿、自然银、闪锌矿等。脉石矿物为石英、绢云母、萤石等。自然金呈圆粒状、长条状及不规则状分布于黄铁矿、黄铜矿和石英中。金的粒度多在0.05～0.01mm之间。该矿选冶生产原则流程如图1所示。
图1& 某金矿生产原则流程
a－粗一精一扫；b－二段浸出
&&& 该矿金铜硫混合浮选时用丁黄药作捕收剂，松醇油作起泡剂，用石灰调浆使pH＝8～9，经一粗一精一扫，可得含金50～100g/t的金铜硫混合精矿。
&&& 混合精矿再磨脱药后，进行二段氰化浸出，浸出工艺条件为：氰化钠浓度0.04% ～0.06% ，pH＝10(石灰浓度较低），浸出矿浆浓度30%～35%，浸出原矿粒度－0.037mm,总浸出时间46h。浸出技术指标为：氰化原矿含金50～100g/t，富液含金6～15g/m2，氰化尾渣含金1g/t左右，浸出率97%以上，氰化总回收率97%以上。氰化物的耗量随氰化原矿中含铜量的增加而增大，一般耗量为4～8kg/t。
&&& （二）浮选+浮选精矿硫脲浸取。对于含砷含硫高或含碳泥质高的脉金矿石，可用浮选法获得含金硫化物精矿，然后将浮选精矿用硫脲浸取回收金的方法，用硫脲浸取不但具有溶浸速度快、毒性小、工艺简单、操作方便等优点，而且在处理含砷、硫高或含碳质、泥质高的金精矿时，还具有浸出率高，药剂、材料消耗低的特点。某矿对碳质、泥质和碱性矿物含量较高的浮选精矿进行硫脲提金工业试验时，金的浸出率达95％～96％；处理1t浮选精矿的主要药剂、材料消耗为40～50元，而氰化法的浸出率只有93％左右，处理1t精矿的药剂、材料消耗为65元以上。
&&& （三）混汞+浮选。此法适用于粗细不均匀嵌布的脉金矿，在磨矿回路中先用混汞法回收粗粒金，然后用浮选法回收细粒金。隆回金矿所处理的矿石属贫硫化物毒砂型含金石英脉矿石，自然金在矿石中呈不均匀嵌布，大部分存在于其他矿物边界和裂隙中，少量在毒砂和硫化物中。选金方法由原来的摇床＋氰化（渗滤）改为混汞+浮选以后，金的回收率提高了20%～25%（实际达80%～85％），选矿成本由22.7（元/t）下降到19.49元/t。
&&& 近年有一种处理低品位金矿石的方法――混汞浮选法，即是将矿石中金的混汞和浮选在同一作业中进行。采用混汞浮选法比直接浮选法金的回收率可提高5%～8%。
&&& （四）负载串流浮选+尾矿氰化。某地合金氧化铁帽矿石，风化程度较深，绝大部分矿物被浸蚀，铁污染严重，次生矿物繁多。主要金属矿物有褐铁矿、锰矿物、次生钒铜铅矿、赤铜矿、铜蓝、辰砂、自然铜等。金矿物为自然金、金银矿。脉石为黏土矿物和石英等。矿石中自然金粒度细至－0.02mm，多嵌布于黏土矿物中，褐铁矿含金10g/t以上，原矿金品位为10～14g/t。该矿采用负载串流浮选，浮选尾矿再用氰化浸出及炭吸附的方法回收金，负载串流浮选流程及工艺条件如图2所示。
药剂用量（g/t）
精矿回收率
Au& 13～14g/t
Au& 292～300g/t
Au& ＜3～4g/t
Au& 65%～75%
图2& 某矿负载串流浮选流程图
&&& 该矿采用负载串流浮选工艺处理含金氧化矿石，比常规浮选能提高金回收率20%以上，操作稳定，易于控制。同负载浮选相比，负载串流浮选具有如下优点：精矿品位、回收率高；载体矿物用量减少一半，降低了药剂用量；降低了可溶性次生铜矿中的含量，使浮选尾矿的氰化过程得到了改善。
&&& （五）浮选+精矿焙烧+焙渣氰化。对于含砷含硫高的浮选精矿，不能直接氰化浸取时，可将浮选金精矿先进行氧化焙烧，除砷和硫。这样焙烧后的焙砂结构疏松，更有利于金银的浸出。
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