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高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究

高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究
高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究

高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究

石灰石化学分析方法

石灰石化学分析方法 分析化验联系电话0519886339130找李主任1. 烧失量的测定称取1.0000克试样,至于瓷坩埚中,放在马弗炉内,从低温逐渐升高温度,在900~1000℃下灼烧1h。2. 二氧化硅的测定称取约0.6g试样,精确至0.0001g ,置于铂坩埚中,将盖斜置于坩埚上,并留有一定缝隙,在900~1000℃下灼烧5min,取出坩埚冷却至室温,用玻璃棒仔细压碎块状物,加入0.3g无水碳酸钠混匀,再将坩埚置于950~1000℃下灼烧10min ,取下冷却至室温。将烧结块移入瓷蒸发皿中,加少量水润湿,盖上表面皿,从皿口加入5mL盐酸(1+1)及2~3滴硝酸,待反应停止后取下表面皿,用平头玻璃棒压碎块状物使分解安全,用热盐酸(1+1)清洗坩埚数次,洗液合并于蒸发皿中,将蒸发皿置于沸水浴上,皿上放一玻璃三角架,再盖上表面皿,蒸发至糊状后,加入1g氯化氨,充分搅匀,在沸水浴上蒸发至干后继续蒸发10~15min 。取下蒸发皿,加入10~20mL热盐酸(3+97),搅拌使可溶性盐溶解。用中速滤纸过滤,用胶头檫棒以热水檫洗玻璃棒及蒸发皿,用热水洗涤10~12次。滤液及洗液保存于250mL容量瓶中。将沉淀连同滤纸一并移入原铂坩埚中,干燥、灰化后,放入已升温至950~1000℃的马弗炉内灼烧30min,取出坩埚至于干燥器中,冷却至室温,恒量。向坩埚内加数滴水润

湿沉淀,加3滴硫酸(1+4)和5mL氢氟酸,放入通风橱缓慢加热,蒸发至干,升高温度继续加热至三氧化硫白烟完全散尽。将坩埚放入已升温至950~1000℃内灼烧30min,取出坩埚至于干燥器中,冷却至室温,恒量。经氢氟酸处理后得到的残渣中加入1g焦硫酸钾,在500~600℃下熔融至透明,熔块用热水和数滴盐酸(1+1)溶解,溶液并入分离二氧化硅后得到的滤液和洗液中,用水稀释至标线,摇匀。 3. 氧化钙的测定吸取25mL于400mL烧杯中,加水稀释约200mL,加5mL三乙醇胺(1+2)及适量的CMP(1.000g钙黄绿素、1.000g甲基百里香酚蓝、0.200g酚酞、50g已在105℃烘干过的硝酸钾)混合指示剂,在搅拌下加入氢氧化钾(200g/L)至出现绿色荧光后再过量5~8mL ,以EDTA(0.015mol/L)滴定至绿色荧光消失并出现红色。 4. 氧化镁的测定吸取25mL于400mL烧杯中,加水稀释约200mL,依次加入1mL 酒石酸钾钠(100 g/L)和5mL三乙醇胺(1+2),搅拌,然后加入25mL、pH10缓冲溶液(67.5g氯化氨、570mL氨水)及适量的酸性铬蓝K—萘酚绿B混合指示剂(1.000g酸性铬蓝K、0.200g萘酚绿B、50g硝酸钾),以EDTA(0.015mol/L)滴定,近终点时应缓慢滴定至纯蓝色。5. 浆液pH值的测量电极每天使用前用缓冲溶液进行检查和校核pH值测量必须在现场流动的浆液中进行,并同时观测温度,通过pH计所显示的数字,对浆液在线pH计的读数进行对比。测量完毕

金矿提炼技术简介

金矿提炼技术简介 金在矿石中的含量极低,为了提取黄金,需要将矿石破碎和磨细并采用选矿方法预先富集或从矿石中使金分离出来。黄金选矿中使用较多的是重选和浮选,重选法在砂金生产中占有十分重要的地位,浮选法是岩金矿山广为运用的选矿方法,目前我国 80% 左右的岩金矿山采用此法选金,选矿技术和装备水平有了较大的提高。 (一)破碎与磨矿 据调查,我国选金厂多采用颚式破碎机进行粗碎,采用标准型圆锥碎矿机中碎,而细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多采用两段一闭路碎矿,大型选金厂采用三段一闭路碎矿流程。 为了提高选矿生产能力,挖掘设备潜力,对碎矿流程进行了改造,使磨矿机的利用系数提高,采取的主要措施是实行多碎少磨,降低入磨矿石粒度。 (二)重选 重选在岩金矿山应用比较广泛,多作为辅助工艺,在磨矿回路中回收粗粒金,为浮选和氰化工艺创造有利条件,改善选矿指标,提高金的总回收率,对增加产量和降低成本发挥了积极的作用。山东省约有 10 多个选金厂采用了重选这一工艺,平均总回收率可提高 2% ~ 3% ,企业经济效益好,据不完全统计,每年可得数百万元的利润。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦取得好的效果,采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥

旋流器等。从我国多数黄金矿山来看,浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于采用,今后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程,提倡能收、早收的选矿原则。 (三)浮选 据调查,我国 80% 左右的岩金矿山采用浮选法选金,产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益,减少精矿运输损失,近年来产品结构发生了较大的变化,多采取就地处理(当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题,迫使矿山就地自行处理)促使浮选工艺有较大发展,在黄金生产中占有相当的重要地位。通常有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加制度方面有新的进展,浮选回收率也明显提高。据全国 40 多个选金厂,浮选工艺指标调查结果表明,硫化矿浮选回收率为 90% ,少数高达 95% ~97%; 氧化矿回收率为 75% 左右 ; 个别的达到 80% ~ 85% 。近年来,浮选工艺流程的革新改造以及科研成果很多,效果明显。阶段磨浮流程,重—浮联合流程等,是目前我国浮选工艺发展的主要趋势。如湘西金矿采用重—浮联合流程,进行阶段磨矿阶段选别,获得较好指标,回收率提高 6% 以上;焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也取得一定的效果。又如新城金矿,原流程为原矿直接浮选,由于含泥较高(矿石本身含泥高,再加采矿尾砂胶结充填强度不够,带入部分泥砂)使选矿指标连续下降。经考查试验,采用了泥砂分选工艺流程,回收率由 93.05% 提高到

难选锡矿选矿工艺技术

书山有路勤为径,学海无涯苦作舟 难选锡矿选矿工艺技术 锡矿石的分选多为重选法、其工艺流程约分为原矿处理、矿砂分选和矿泥分选三部分。 原矿处理锡选厂的原理处理一般由洗矿、脱泥、破碎、筛分、分级、配矿、调浆和重介质预选等作业中的一项或几项组成。含泥量大且胶结性强的原料,在进入选矿作业之前要经过洗矿和脱泥;选矿在圆筒式或槽式洗矿机中,也可在洗矿筛上进行,或者用几种设备组成洗矿流程;脱泥常用的设备有圆锥分级机(分泥斗)和水力旋流器,脱泥用水力旋流器多为小型的,其直径为125mm、75mm、50mm 甚至>5mm。锡矿石选矿对破碎、筛分、分级等作业都有特殊的要求:破碎(包括磨矿)要达到但不得超过起始选矿粒度,以保证锡石只实现单体分离而不发生过粉碎,为避免过粉碎,通常采用多段磨矿和多段分选的流程;筛分作业通常是为跳汰选矿做准备的;分级作业则是为摇床选矿做准备;筛分和分级也常常作为控制破碎粒度的手段。重选的调浆作业是与浮选的调浆完全不同的,重选的调浆是为了给后续作业提供所要求的浓度、细度和悬浮状态。重介质预选是20 世纪70 年代后发展起来的,中国多采用重介质旋流器作为预选设备;英国、澳大利亚等国自80 年代后开发了DWP 旋涡分选器;重介质预选的脱废率高于20%~25%,在经济上是合理的。 矿砂分选分选所用的设备主要是跳汰机和摇床。但是,随着资源的变化,入选锡石原矿的嵌布粒度越来越细。摇床便成为了最主要的设备。选锡摇床通常有四种产品,即精矿、次精矿、中矿和尾矿。选锡流程中的次精矿粒度比较粗,其中除部分单体锡石外,还有大量的铁锡结合体;通常都把全厂的次精矿集中磨矿,再单独进行分选。中国把这一流程称作“次精矿集中复洗”。 矿泥分选中国的典型流程的:离心机—皮带溜槽—刻槽矿泥摇床或悬挂式

石灰石及白云石化学分析方法 第9部分:二氧化碳含量的测定 烧

I C S73.080 D52 中华人民共和国国家标准 G B/T3286.9 2014 代替G B/T3286.9 1998 石灰石及白云石化学分析方法 第9部分:二氧化碳含量的测定 烧碱石棉吸收重量法 M e t h o d f o r c h e m i c a l a n a l y s i s o f l i m e s t o n e a n dd o l o m i t e P a r t9: T h e d e t e r m i n a t i o no f c a r b o nd i o x i d e c o n t e n t T h e c a u s t i c a s b e s t o s a b s o r p t i o n g r a v i m e t r i cm e t h o d 2014-06-09发布2015-01-01实施中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局

目 次 前言Ⅲ 1 范围1 2 规范性引用文件1 3 原理1 4 试剂1 5 仪器及装置2 6 制样3 7 分析步骤4 7.1 测定次数4 7.2 试料量4 7.3 仪器及装置的检查4 7.4 仪器及装置的校验4 7.5 测定4 8 分析结果计算及其表示5 8.1 分析结果的计算5 8.2 分析结果的确定和表示5 9 允许差5 10 试验报告5 附录A (规范性附录) 试样分析结果接受程序流程图7 附录B (资料性附录) 燃烧气体容量法测定冶金石灰中二氧化碳量8 附录C (资料性附录) 温度二气压补正系数表12

前言 G B/T3286‘石灰石及白云石化学分析方法“分为九个部分: 第1部分:氧化钙和氧化镁含量的测定络合滴定法和火焰原子吸收光谱法; 第2部分:二氧化硅含量的测定硅钼蓝分光光度法和高氯酸脱水重量法; 第3部分:氧化铝含量的测定铬天青S分光光度法和络合滴定法; 第4部分:氧化铁含量的测定邻二氮杂菲分光光度法和火焰原子吸收光谱法; 第5部分:氧化锰含量的测定高碘酸盐氧化分光光度法; 第6部分:磷含量的测定磷钼蓝分光光度法; 第7部分:硫含量的测定管式炉燃烧-碘酸钾滴定法二高频燃烧红外吸收法和硫酸钡重量法; 第8部分:灼烧减量的测定重量法; 第9部分:二氧化碳含量的测定烧碱石棉吸收重量法三 本部分为G B/T3286的第9部分三 本部分按照G B/T1.1 2009给出的规则起草三 本部分代替G B/T3286.9 1998‘石灰石二白云石化学分析方法二氧化碳量的测定“三 本部分与G B/T3286.9 1998相比,主要技术变化如下: 将标准名称改为‘石灰石及白云石化学分析方法第9部分:二氧化碳量的测定烧碱石棉吸收重量法“; 规范性引用文件取消了引用标准年号,并增加了部分引用标准; 增加了对分析中所用试剂和水的质量等级要求; 增加了分析结果的确定和表示; 分析步骤中增加了测定次数及说明; 增加了试验报告; 增加了 试样分析结果接受程序流程图 作为规范性附录A,将原附录A和附录B分别改为附录B和附录C作为资料性附录三 本部分由中国钢铁工业协会提出三 本部分由全国钢标准化技术委员会(S A C/T C183)归口三 本部分起草单位:武汉钢铁(集团)公司二武汉科技大学二冶金工业信息标准研究院三 本部分主要起草人:闻向东二徐建平二邵梅二张穗忠二陈士华二曹宏燕二王洪红二仇金辉二高建平二王姜维三本部分所代替标准的历次版本发布情况为: G B/T3286.9 1982二G B/T3286.9 1998三

金矿的选矿方法

金矿选矿 根据矿物中金的结构状态和含金量,可将金矿床矿物分为金矿物、含金矿物和载金矿物三大类。所谓金的独立矿物,系指以金矿物和含金矿物形式产出的金,它是自然界中金最重要的赋存形式,也是工业开发利用的主要对象。 目前主流的选金工艺 一般都通过破碎机破碎-再进球磨机-粉碎,通过重选、浮选 提取出来精矿和尾矿,再通过化学方法,最后经过冶炼,其产品最终成为成品金。 该选矿工艺可理解为: 原矿进行第一段破碎后进入双层振动筛筛分 上层产品通过再破碎后与中层产品一同进行第二段破碎 第二段破碎产品返回合并第一段破碎产品又进行筛分。 筛分后的最终产品通过第一段球磨机进行磨矿并与分级机构构成闭路磨矿 其分级溢流经旋流器分级后进入第二段球磨机再磨 然后与旋流器构成闭路磨矿。 旋流器溢流首先进行优先浮选 其泡沫产品进行二次精选、三次精选最终成为精矿产品 经优先浮选后的尾矿经过一次粗选、一次精选、二次精选、三次精选、一次扫选的选别流程 一次精选的尾矿与一次扫选的泡沫产品一并进入旋流器进行再分级、再选别 二次精选与一次精选构成闭路选别 三次精选与二次精选构成闭路选别。 破碎及研磨 2 多采用颚式破碎机进行粗碎 采用标准型圆锥破碎机中碎 而细碎则采用短头型圆锥破碎机以及对辊破碎机。中、小型选金厂大多采用两段一闭路破碎 大型选金厂采用三段一闭路破碎流程。为提高产量及设备利用系数 选矿厂一般遵循多碎少磨原则 降低入磨矿石粒度。 重选 重力选矿是按矿物密度差分选矿石的方法 在当代选矿方法中占有重要地位。采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。 浮选 我国80%的选金厂采用浮选法选金 产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益 减少精矿运输损失 近年来产品结构发生了较大的变化 多采取就地处理 当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题 迫使矿山就地自行处理 促使浮选工艺有较大发展 在选金生产中占有相当的重要地位。 化选

细粒锡石氧化锡矿选矿工艺技术

立志当早,存高远 细粒锡石氧化锡矿选矿工艺技术 全国绝大多数锡选厂是采用重选法回收锡。重选法回收锡的有效粒级为 +40μm,而对-40μm 粒级来说回收率极低一般仅为10%左右。全国的尾矿库每年损失的锡金属达9.6 万吨,其中-40μm 粒级所损失的金属约为7.68 万吨/年,占总尾矿损失的80%。回收细泥中的锡,最有效的方法是采用浮选法。广西大厂车河选厂从1983 年至1987 年是使用混合甲苯胂酸和苄基胂酸做捕收剂,浮选指标较好,细泥中锡回收率有大幅度提高,但这两种药剂再生产过程中和使用过程中对环境和人体危害都较大。1987 年开发了水杨氧肟酸和P86 组合捕收剂在该厂浮选锡,锡精矿品位达28%,作业回收率达93%,与重选相比,细泥中的回收率可提高40-50%。 在此基础上2005 年又研制了锡矿新型捕收剂,该药剂价格较水杨氧肟酸 低,和P86 联合使用对云南都龙锡矿进行小型试验,取得了较好的试验指标。采用重-浮联合流程(粗粒重选,细粒浮选),取得精矿品位为40.48%,回收率53.77%的指标,小型试验与原全重选指标相比,回收率提高了16 个百分点。该项试验工作正准备进行扩大试验和工业试验,试验成功后,可在都龙锡矿各选厂中推广应用。 锡石性脆,选矿过程中极易泥化损失,多年来国内外选矿工作者在致力于减少锡细泥化损失,提高锡选矿回收率的研究作了大量工作。如采用周边排矿磨机,细筛,粗粒浮选机等,而这些设备及传统台浮工艺均难以解决锡石多金属硫化矿中锡石嵌布粒度粗细不均等类型矿石的选矿问题。 后来开发的粗磨早收锡石台浮工艺是将粗磨(-1.5mm)条件下的重选精矿通过台浮作业,首先将粗粒单体锡石与硫化矿分离,及时回收已单体竭力的锡石,直接获得高质量锡石精矿,实现早收锡石之目的。从而减少了锡石过磨泥化损

建筑石灰试验方法化学分析方法

建筑石灰试验方法化学分析方法 时间: 2004-01-18 11:57:13 | [<<][>>] 1 主题内容与适用范围 本标准规定了建筑石灰化学分析的仪器设备、试样制备、试验方法和结果计算以及化学分析允许误 差。 本标准适用于建筑生石灰、生石灰粉和消石灰粉化学分析方法,其他品种石灰可参照使用。 2 总则 2.1送检试样应具有代表性,数量不少于100g,装在磨口玻璃瓶中,瓶口密封。检验时,将试样混均以 四分法缩取25g,在玛钵内研细全部通过80um方孔筛用磁铁除铁后,装人磨口瓶内供分析用。 2.2分析天平不应低于四级,最大称量200g,天平和砝码应定期进行检定。 2.3称取试样应准确至0.0002g,试剂用量与分析步骤严格按照本标准规定进行。 2.4化学分析用水应是蒸馏水或去离子水,试剂为分析纯和优级纯。所用酸和氨水,未注明浓度均为浓

酸和浓氨水。 2.5滴定管、容量瓶、移液管应进行校正。 2.6做试样分析时,必须同时做烧失量的测定,容量分析应同时进行空白试验。 2.7分析前,试样应于100-105℃烘箱中干燥2h。 2.8各项分析结果百分含量的数值,应保留小数点后二位。 3 分析方法 3.1二氧化硅的测定 3.1.1氟硅酸钾容量法 3.1.1.1方法提要 在有过量的氟,钾离子存在的强酸性溶液中,使硅酸形成氟硅酸钾(KaSiF 6)沉淀,经过滤、洗涤、中 和滤纸上的残余酸后,加沸水使氟硅酸钾沉淀水解生成等当量的氢氟酸,然后以酚酞为指示剂,用氢氧化钠 标准溶液进行滴定。 3.1.1.2试剂

a.硝酸(浓); b.氯化钾(固体) c.氟化钾溶液(150s/L):将15g氟化钾放在塑料杯中,加50mL水溶解后,再加20mI硝酸,用 水稀释至100mL,加固体氯化钾至饱和,放置过夜,倾出上层清液,贮存于塑料瓶中备用; d.氯化钾-乙醇溶液(50g/L):将5g氯化钾溶于50mL水中,用95%乙醇,稀至100mL混匀; e.酚酞指示剂乙醇溶液(10g/L):将1g酚酞溶于95%乙醇,并用95%乙醇稀释至100mL; f.氢氧化钠标准溶液(0.05mol/L):将10g氢氧化钠溶于5L水中,充分摇匀,贮于塑料桶中; 标定方法:准确称取0.3000g苯二甲酸氢钾置于400mL烧杯中,加入约15 0mL新煮沸的冷水 (用氢氧化钠熔液中和至酚酞呈微红色),使其溶解,然后加入7 ̄ 8滴酚酞指示剂乙醇溶液(10g/L), 以氢氧化钠标准溶液滴定至微红色为终点,记录V。 氢氧化钠溶液对二氧化硅的滴定度按式(1)计算:

金矿的浮选

一、浮选法的发展沿革 中国古代曾利用矿物表面的天然疏水性来净化朱砂、滑石等矿质药物,使矿物细粉飘浮于水面,而无用的废石颗粒沉下去。在淘洗砂金时,用羽毛蘸油粘捕亲油疏水的金、银细粒,当时称为鹅毛刮金。明宋应星《天工开物》记载,金银作坊回收废弃器皿上和尘土中的金、银粉末时“滴清油数点,伴落聚底"。这就是浮选法选金的最初应用。 18世纪人们已知道固体粒子粘附在气泡上能升至水面的现象.随着人们对金属需求量的增加,急于找到一种方法回收矿石中细粒金属。19世纪末,随着人们对矿物表面性质的认识深化,出现了薄膜浮选法和全油浮选法。 20世纪初,泡沫浮选法应用选别有色金属和黄金矿.1922年用氰化物抑制闪锌矿和黄铁矿,发展了优先浮选法. 浮选法的发生和发展也促进了黄金选矿业的发展,特别是对脉金矿的利用和在有色金属矿石中综合回收黄金创造了条件.目前,浮选法已成为处理金矿石生产黄金的重要工艺。我国许多脉金矿山选矿厂是以浮选工艺为主或以单一浮选工艺装备起来的。浮选厂的金回收率达到90%以上且可综合回收以金为主的低品位多金属。 小于10um细颗粒金是很难用重选法回收的.浮选利用矿物表面物理化学性质的差异可以选收细粒,甚至微细粒矿物。超细粒浮选或荷载体浮选和离子浮选可以回收微细粒金。 解放前中国有几座黄金浮选厂和副产回收金银的有色金属浮选厂。目前,黄金浮选工艺已广泛用于金选矿厂,即使是乡镇小矿和个体采金户均能成功于运用浮选法选收黄金。 二、浮选甚本原理 矿物颗粒自身表面具有疏水性或经浮选药剂作用产生或增强疏水性。疏水就是亲油和亲气体,可在液,气或水—油的界面发生聚集。经过一系列工艺处理后的金矿粒虽然密度大却能与气泡和浮选剂亲合而被浮于浮选机的矿液表面,将作为泡沫产品回收。

选锡矿的常见方法介绍

选锡矿的常见方法介绍 锡矿石的选矿方法是由其本身的特性所决定的。由于锡石的密度比共生矿物大,因此锡矿石传统的选矿工艺为重力选矿。随着时间推移,入选矿石中锡石粒度不断变细,从而出现了锡石浮选工艺。此外,由于锡矿物中往往有各种氧化铁矿物存在,如磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等,这些矿物用浮选和重选均不能与锡石很好地分离,因此近年来在锡矿选矿流程中出现了磁选作业。 目前云锡公司大都沿用大屯选厂硫化矿车间30多年的浮-重选矿工艺,其流程是:原矿碎至20mm,一段闭路磨矿至0.074mm(200目)占60%~65%,混合浮选一粗二扫一精;铜硫分离磨至0.074mm占95%一粗二扫三精,产铜精矿、硫精矿;混合浮选尾矿再选硫化物后上重选。经一、二段床选;一次复洗;泥选;锡粗精矿除硫浮选,产锡精矿、富中矿。 长坡选矿厂为大厂矿务局所属选厂之一,其选矿流程为首先将原矿碎至-20mm后经筛分分成20~4和4~0mm两个粒级,20~4mm进入重介质旋流器预选。重介质旋流器重产品经一段棒磨后采用跳汰预选,跳汰尾矿用2mm振筛筛除+2mm作为废弃尾矿,-2mm进入摇床选别。跳汰和摇床精矿及中矿按品级分成富贫两系统,分别进行再磨并进行混合浮选。混合浮选尾矿进行摇床选别产出合格锡精矿;混合浮选精矿再经细磨进行铅锌分离浮选,并分别产出铅锑精矿和锌精矿。重选矿泥进入Φ300mm旋流器,溢流再经Φ125和Φ75mm水力旋流器组脱除细泥,沉砂经浓缩、浮选脱硫后进行锡石浮选。 近年来,在大厂查明了100号特富矿体,这是世界罕见的锡石多金属硫化矿大型特富矿体。矿石中锡、铅、锑和锌品位高,且含硫、砷、镉、铟、银和金可综合回收的伴生元素及稀贵金属元素。该矿石矿物种类多,组分复杂,选矿难度大。经过“八五”重点科技攻关,采用磁—浮—重和磁—重—浮—重两大类原则流程进行扩大试验,取得了较好的分选指标。磁—浮—重流程首先在高峰矿巴里选矿厂应用,硫化矿浮选采用两段混浮分离工艺,获得锡、铅、锑和锌回收率为83.72%、82.16%、73.89%和80.50%。后长坡选矿厂经改造处理100号矿石,设计流程为磁—浮—重流程,硫化矿浮选采用优先混浮分离工艺,获得锡、铅、锑和锌回收率分别为78.11%、85.59%、82.63%和81.65%。 新路锡矿是广西平桂矿务局所属的主要锡矿,其砂锡矿分残坡积砂锡矿和冲积砂锡矿两种类型。前者品位高、储量大,呈块状、囊状和串珠状分布;后者品位较低,分布面广,矿体比较复杂。 白面山选厂是处理该矿砂锡矿的选厂之一。由于锡石在大于5mm和小于5mm粒级中的嵌布特性有一定的差异,因此以5mm为界粗细分选。+5mm的粗砂经棒磨机后进行两次跳汰选别,第一次跳汰的尾矿用摇床扫选,得到锡品位8%~9%的粗精矿进入二段磨。-5mm的细砂,用Φ600mm旋流器分级,其沉砂经两次跳汰选别,其溢流再用Φ400mm旋流器分级并用摇床选别。

铟化学分析方法 第1部分:砷量的测定

ICS .77.99 YS Array铟化学分析方法 第1部分:砷量的测定 氢化物发生—原子荧光光谱法 Methods for chemical analysis of Indium Part 1:Determination of arsenic content- Hydride generation-atomic fluorescence spectrometry (送审稿) ××××-××-××发布××××-××-××实施中华人民共和国工业和信息化部发布

前言 YS/T 276《铟化学分析方法》共包括11个部分: ——第一部分砷量的测定氢化物发生──原子荧光光谱法 ——第二部分锡量的测定苯芴酮-溴代十六烷基三甲胺分光光度法 ——第三部分铊量的测定甲基绿分光光度法 ——第四部分铝量的测定铬天青S分光光度法 ——第五部分锌、铁量的测定方法一:电热原子吸收光谱法 方法二:火焰原子吸收光谱法 ——第六部分铜、镉量的测定火焰原子吸收光谱法 ——第七部分铅量的测定火焰原子吸收光谱法 ——第八部分铋量的测定方法一:氢化物发生-原子荧光光谱法 方法二:火焰原子吸收光谱法 ——第九部分铟量的测定EDTA容量法 ——第十部分铋、铝、铅、铁、铜、镉、锡、铊量的测定电感耦合等离子体原子发射光谱法——第十一部分砷、铝、铅、铁、铜、镉、锡、铊、锌、铋量的测定电感耦合等离子体质谱法本部分为第一部分。 本部分代替YS/T 276.1-1994《铟化学分析方法水相钼蓝分光光度测定砷量》,与YS/T 276.1-1994相比,主要有如下变动: ──改变了测定方法,采用氢化物发生──原子荧光光谱法; ──扩展了测定范围由0.0003%~0.0010%至0.0002%~0.0020%; ──补充了精密度、质量保证和控制条款; ──补充了“试验报告”要求。 本部分由全国有色金属标准化技术委员会提出并归口; 本部分负责起草单位:株洲冶炼集团股份有限公司、北京矿冶研究总院; 本部分起草单位:北京矿冶研究总院; 本部分参加起草单位:广西华锡集团股份有限公司、株洲冶炼集团股份有限公司、中冶葫芦岛有色金属集团公司。 本部分起草人:姜求韬、冯先进、阮桂色、高颖剑、杨观新、覃祚明、潘世山、严伟强、鲁青庆池凤华、李遵义 本部分所代替标准的历次版本发布情况为: ──GB8221.1-1987; ──YS/T 276.1-1994。 2

白云石、石灰石、方解石化学分析

白云石、石灰石、方解石化学分析 1.主要内容与适用范围 本标准规定了玻璃工业用白云石、石灰石、方解石化学成分分析的原理,使用的试剂、仪器,分析步 骤和结果处理。 本标准适用于玻璃工业用白云石、石灰石、方解石的化学成分分析。 2.试样的制备 试样必须具有代表性和均匀性,没有外来杂质混入,经过缩分,最后得到约20g试 样,在玛瑙钵中研磨至全部通过孔径150μm(100目)筛,然后装于称量瓶中备用。 3.分析方法 3.1一般规定 3.1.1 标准中同一成分所列不同分析方法,可根据具体情况选用,如发生争议。以第一种方法为准。 3.1.2 所用分析天平感量应为0.0001g,天平与砝码应定期进行校验。“恒重”系指 连续两次称重之差不大于0.0002g。 5.1.3 所用仪器和量器应经过校正。 3.1.4 分析试样应于烘箱中在105-110℃烘干1h以上,冷却至室温,进行称量。

3.1.5 分析用水应为蒸馏水或去离子水;所用试剂应为分析纯或优级纯;用于标定溶 液的试剂应为基准试剂。对水和试剂应做空白试验。 3.1.6 标准中试剂的浓度采用下列表示法: 3.1.6.1当直接用名称表示下列试剂时,系指符合下列百分浓度的浓试剂: 试剂名称试剂浓度(%) 盐酸 36-38 氢氟酸 40以上 硝酸 65-68 高氯酸 70-72 硫酸 95-98 氨水 25-28 3.1.6.2 被稀释的试剂浓度以下列的形式表示: 盐酸(5+95),系指5份体积的盐酸加95份体积的水配成之溶液。3.1.6.3 固体试剂配制的溶液浓度用重量/体积的百分浓度表示(作标准溶液时除外 ),例如:20%氢氧化钾是指每20g氢氧化钾溶于100mL水而制成之溶液。在没有特别指 明时,均指水溶液。 3.1.7 吸光度测量所用之“试剂空白溶液”指不含待测组分之溶液。3.2 烧失量的测定

金矿浮选工艺

金矿浮选生产线 【工艺简介】 浮选是黄金选矿厂处理岩金矿最广泛的一种选矿方法,常用于处理可浮性很高的硫化矿物含金矿石。浮选工艺可把金最大限度地富集到硫化矿物中,尾矿可直接废弃,选矿成本低,我国80%的岩金矿都是采用该工艺进行选别。 【应用领域】 金矿浮选工艺适用于处理金粒较细、可浮性高的硫化物含金石英脉矿石及多金属含金硫化矿石和含碳(石墨)矿石等。 [ 工艺介绍 ] 金矿浮选工艺流程 金矿物的浮选一般采用一段磨矿-浮选流程,对于堪布粒度不均匀的矿石可以采用阶段磨浮工艺。我国普遍采用一段磨浮-浮选流程,从而实现有用矿物的富集。 金矿的磨矿细度要求 金矿磨矿细度的要求,一般来说对于包裹在硫化矿物中的金只需要硫化矿单体解离即可,但是对于与脉石连生的金的磨矿细度就需要达到金的单体解离。同时某一种矿物的磨矿细度度是由试验来决定的。 金矿浮选工艺矿浆浓度要求 金矿浮选的原则是:浮选大密度、粒度粗的矿物,往往用较浓的矿浆;反之,当浮选小密度、粒度细和矿泥时用较稀的矿浆,粗选用较浓的矿浆,可以保证获得较高的回收率,精选用较稀的浓度,有利于提高精矿质量。 其它工艺条件 除磨矿细度外,影响金浮选的工艺条件还包括矿浆浓度、药剂用量、充气量、浮选时间等都需要试验来确定。

[ 生产实例 ] 鑫海坦桑尼亚金矿1200t/d的选矿生产线,采用的核心工艺为金矿全泥氰化提金工艺,其中的矿石主要为硫化矿(10.7g/t)和氧化矿(2.4g/t),最终通过全泥氰化提金工艺从两种矿石中分别提取金为91058%、93.75%。了解更多项目信息点击此处。 以云南某金矿为例,选厂规模为300t/d,矿石中主要矿物为黄铁矿,金的粒度微细,且与金属硫化矿物关系密切。该矿石的浮选工艺为一次粗选、两次精选、两次扫选,但由于砷锑矿物表面易被氧化,吸附了大量的浮选药剂,而且浮选效果较差,所以该选厂委托鑫海对该工艺进行改造。鑫海针对原生产中存在的问题,结合生产实际,对工艺流程进行了技术改造,将原旋流器抛尾改为阶段磨浮,浮选抛尾,使流程畅通,易于操作,此外,还对某些工艺的设备台数及浮选药剂制度均进行改进,最终所得指标优良。改造前后具体指标对比如下: 将原生产工艺流程改为阶段磨浮流程,更易于操作,对于含杂较高的矿石中有用矿物做到早收、快收;调整浮选机的结构,改善了分选环境,又提高了浮选矿浆矿化效果,保证了指标的稳定和流程的畅通。

云南省箇旧红旗锡矿选矿厂

立志当早,存高远 云南省箇旧红旗锡矿选矿厂 (一)概况红旗锡矿隶属箇旧市工业局。位于云南省箇旧市东南方向老厂矿区。红旗锡矿在三面红旗的光辉照耀下,坚持自力更生、勤俭建国的方针,自1958 开始土法采矿和选矿。至1963 年国家投次70 万元,地方自筹资 金50 万元,建设100 吨/日采选厂,于1964 年10 月正式投产,目前实际生产能力可达120 吨/日。用浅孔分层崩落法采矿。原矿经两级斜坡卷扬运至选矿厂(运距约300 米)。自1958 年至1973 年该矿共向国家提供金属锡6000 多吨,上缴利润925 万元。矿山设备大修和备品配件,大部分靠本矿翻砂加工, 少部分由局属冶金修配厂协助制造。矿山供电来自开远电厂,经箇旧变电所降压至10 千伏,用5 公里线路送到选矿厂。选矿厂装有560 和180 千伏安变 压器各一台。选矿厂用水90%取自尾矿回水、水源距选矿厂高位水池200 米左右。新水来自箇旧湖。选矿厂建于20-25°的山坡上,尾矿排出均为自流。尾矿池为不占农田的天然洼地共三处,分别距选矿厂100 米和2000 米左右, 其容积较大可作长期堆存尾矿和回水用。(二)工艺流程1.原矿性质该矿处理的矿石为中低温氧化脉锡矿床。主要金属矿物为锡石、褐铁矿、赤铁矿。 脉石矿物为方解石、白云石、大理岩等。锡石呈细粒嵌布并与褐铁矿、赤铁矿 致密共生,磨至0.074 毫米锡石已大部分单体分离。原矿含泥21-25%,属难选氧化脉锡矿。2.工艺流程该厂流程基本上与云锡地区重选原则流程相同(见下图)。 [next] 其流程为一段破碎,三段磨矿,三段选别。次精矿集中复洗,复洗中矿返 回本段再选,复洗尾矿单独磨矿,磨后送入矿泥部分沉砂合并处理。分泥斗、 分级箱溢流经Ф250毫米旋流器分级,沉砂0.074-0.037 毫米入沉砂床选别,溢

采矿方法总结

采矿方法要点归纳 采矿方法要点归纳 2011-1-19 14:06:45 中国选矿技术网浏览946 次收藏我来说两句 一、空场采矿法 适用于开采水平、微倾斜、缓倾斜的矿体。其采矿法不仅能开采薄矿体,更适合于开采厚矿体和极厚矿体。 特征:将矿块划分为规则的矿房和矿柱,并根据矿体的厚度及采矿设备、技术条件的不同,选用浅孔、中深孔或深孔落矿方案进行矿房的回采,因而有浅孔房柱和中深孔房柱之分。 1.浅孔房柱采矿法 (1)主要适用于矿石和围岩稳固与较稳固的矿体。 (2)矿体倾角30°以下。 (3)矿体厚度小于8-10m。 (4)价值不高或品位较低的矿石。 2.中深孔房柱采矿法 (1)矿石稳固和中等稳固。当顶板围岩稳固或中等稳固时,采用不切顶或不预控顶;当顶板不太稳固或局部不稳固时,可采用切顶与预控顶; (2)矿体倾角≤30°; (3)厚度≤6-8m的矿体,采用不切顶房柱法;厚度8-10m的矿体,可采用浅孔切顶房柱法;厚度11-12m的矿体;可采用中深孔切顶房柱法; (4)顶板接触面平整,可采用不切顶房柱法;顶板接触面不平整,可采用切顶房柱法; (5)使用于低品位、价值低、凿岩性较好的矿石中。 二、全面采矿法 适用于开采矿石围岩均较稳固,矿体厚度小于5-7m的水平至缓倾斜矿体;也适合于开采矿体底板起伏较大或矿体厚度变化较大以及矿石品味不均匀的矿体。 1.普通全面采矿法(又称全面采矿法) (1)一般要求矿岩中等稳固以上;顶板的暴露面积应大于200-500m; (2)矿体倾角≤30°; (3)矿体厚度在5-7m以下,国内大部分矿山开采1.5-3.0m的矿体; (4)一般矿体产状较稳固; (5)该法留有采场内矿柱,最好在贫矿中应用。 2.留矿全面采矿法 (1)矿石和顶板岩石为稳固或中等稳固;矿石不粘结,不自然; (2)矿体倾角由缓倾斜到倾斜(即26°-55°),以倾斜矿体为主; (3)厚度由薄至中厚的矿体,以薄矿体为主; (4)可用于形态较复杂,厚度和品位变化较大,以及底板沿走向和倾斜均有起伏的不稳定矿体。 三、浅孔留矿采矿法 适用于开采矿石中等稳固和围岩稳固的急倾斜矿体,并要求矿石无自燃性、氧化性,破碎后不易再结块。 1.普通浅孔留矿采矿法 (1)矿岩基本稳固的急倾斜矿体;

金矿石中提炼金的方法

金矿石中提炼金的方法 单一浮选适用于处理粗、中粒自然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机,磨细呈矿浆后进入浮选。在浮选中,用碳酸钠作调整剂,使黄金上浮。同时用丁黄药与胺黑药作补收剂,使金矿粉与矿渣分离,产出金精矿粉。 重力选矿系利用黄金与其它矿物比得的差异性进行浮选。比重差异愈大,更易于分离。将含金矿沙置入圆筒筛,通过高压水进行流矿,大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场;小于筛孔的矿沙通过公配器输入1-3段圆跳汰机,经3段跳汰机精矿自流入摇床,进行粗、细、扫选,生产出精沙矿。此法多用于流沙矿,细碎后的矿石也可适用。 混汞浮选适用于处理自然金嵌布粒度较粗,储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮选不同的是在磨矿后加汞板进行金回收,回收率可达30-45%。混汞后的矿浆,通过分级机溢流进行浮选。为使更好地生成汞金,磨矿时加添一定浓度的碳酸纳、苛性钠等,可使汞金回收率提到70% 。 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,用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别效果更佳。1983年,中国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决定改造,引用美国戴维麦基公司的炭浆提金新工艺。炭浆法即在氧化浸出的同时,进行活性炭吸附,提高金的浸出率。其流程包括:两段闭路破碎,两段磨矿,挽流器溢流产品-200目占95%,而后进入浓密机,将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右,再经缓冲槽进入浸出吸附槽,进行浸出作业,同时用椰子壳制成的活性炭吸附,得出最终产品载金炭。尾矿用高频完全筛回收碎活性炭中的金,而后用液氯处理含氰尾液。金回收以解析、电解、酸洗等方法获得。解

析用高浓度氰化物、高碱度,进行高温高压将载金炭中的金解析下来,再将载析下来的溶液送电解回收。电解槽以钢棉为阴极、不锈钢为阳极,使金吸附在钢棉上,解析下来的活性炭用盐酸洗涤,附去炭酸钙以及其他杂质,最后在返600℃的回转窑中再生。此项工艺经过1986-1987年的试行情况分析,1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5.73个百分点,为81.36%。而且各月浸出率波动较大,最你为33%,最高达98.4%。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、国外试验分析的结果都有增加的趋势,银、铝、铜增加亦较显着,影响炭浆工艺的浸出效果。故于1987年改造了一条浮选流程,把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理,既利用了原浮选系列闲置设备,又保证了炭浆法的浸出率。冶炼经过各种选矿方法生产出金精矿粉、加入KNO3氧化剂及银和硼砂。当炉温升到700℃时,毛金熔化,炉温升至1000℃,熔液开始沸腾,渣液呈飘浮状,白炽明亮的金质下沉平静,当炉温加温至1250℃-1350℃时,渣液表面亮度变暗,经数次扒去渣液,生产出纯金。总过程是通过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除去。电解直接冶炼此法为潼关金矿所采用,以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金。由于此法原设计所得合质金,金银不易分离,交售时白银不予计价,钢棉一次使用混入渣,成本太大。现改为水洗电解钢棉,得金银泥,一般品位为22-28%的金,15-20%的银,在金银分离反应时银、铜、铁等渣质进入溶液,而金不溶解,呈红棕色状态存在,而后将金泥水洗、烘干和溶剂一起冶炼。

金矿石化学分析方法 第3部分:砷量的测定(标准状态:现行)

I C S73.060.99 D46 中华人民共和国国家标准 G B/T20899.3 2019 代替G B/T20899.3 2007 金矿石化学分析方法 第3部分:砷量的测定 M e t h o d s f o r c h e m i c a l a n a l y s i s o f g o l do r e s P a r t3:D e t e r m i n a t i o no f a r s e n i c c o n t e n t 2019-12-10发布2020-11-01实施 国家市场监督管理总局

前言 G B/T20899‘金矿石化学分析方法“分为以下部分: 第1部分:金量的测定; 第2部分:银量的测定火焰原子吸收光谱法; 第3部分:砷量的测定; 第4部分:铜量的测定; 第5部分:铅量的测定; 第6部分:锌量的测定; 第7部分:铁量的测定; 第8部分:硫量的测定; 第9部分:碳量的测定; 第10部分:锑量的测定; 第12部分:砷二汞二镉二铅和铋量的测定原子荧光光谱法; 第13部分:铅二锌二铋二镉二铬二砷和汞量的测定电感耦合等离子体原子发射光谱法; 第14部分:铊量的测定电感耦合等离子体原子发射光谱法和电感耦合等离子体质谱法三本部分为G B/T20899的第3部分三 本部分按照G B/T1.1 2009给出的规则起草三 本部分代替G B/T20899.3 2007‘金矿石化学分析方法第3部分:砷量的测定“三 本部分与G B/T20899.3 2007相比,除编辑性修改外主要技术变化如下: 增加了 重复性 和 再现性 要求(见2.7和3.6); 删除了 允许差 要求(见2007年版的2.7和3.6); 方法1中,硫酸铁铵溶液替代硫酸铜,试验步骤进行调整(见2.5.3.3,2007年版的2.5.3.3); 方法2中,重铬酸钾标准溶液替代碘,硫酸亚铁铵标准溶液替代亚砷酸钠,硫酸代替碳酸氢钠 (见3.4.3.4,2007年版的3.4.3.4)三 本部分由全国黄金标准化技术委员会(S A C/T C379)提出并归口三 本部分起草单位:长春黄金研究院有限公司二山东恒邦冶炼股份有限公司二北矿检测技术有限公司二紫金矿业集团股份有限公司二灵宝黄金集团股份有限公司二潼关中金冶炼有限责任公司二江西三和金业有限公司三 本部分主要起草人:陈永红二苏广东二芦新根二孟宪伟二刘正红二洪博二张艳峰二宋健伟二栾绍玉二王飞虎二芦倩二张月二蒯丽君二陈殿耿二夏珍珠二卢小龙二胡站锋二朱延胜二郭雅琴二柳鸿飞二张广盛三本部分所代替标准的历次版本发布情况为: G B/T20899.3 2007三

水泥厂原料的化学分析方法

水泥厂原料的化学分析方法 D1石灰石的化学分析方法 D⒈1试样的制备 试样必须具有代表性和均匀性。由大样缩分后的试样不得少于100g,试样通过0.08mm 方孔筛时的筛余不应超过15%。再以四分法或缩分器减至约25g,然后研磨至全部通过孔径为0.008mm方孔筛。充分混匀后,装入试样瓶中,供分析用。其余作为原样保存备用。 D⒈2烧失量的测定 D⒈⒉1方法提要 试样中所含水分、碳酸盐极其他易挥发性物质,经高温灼烧即分解逸出,灼烧所失去的质量即为烧失量。 D⒈⒉2分析步骤 称取约1g试样(m),精确至0.0001g,置于已灼烧恒量的瓷坩锅中,将盖斜置于坩锅上,放入马弗炉内,从低温开始逐渐升温,在950~1000℃下灼烧1h,取出坩锅置于干燥器中,

冷却至室温,称量。反复灼烧,直至恒量。 D⒈⒉3结果表示 烧失量的质量百分数X LOI 按式(D1.1)计算: m-m 1 X LOI =————×100 ......................(D1.1) m 式中: X LOI—烧失量的质量百分数,%; m 灼烧后试料的质量,g; 1— m—试料的质量,g。 D⒈⒉4允许差 同一实验室的允许差为:0.25%; 不同实验室的允许差为:0.40%。 D⒈3二氧化硅的测定(基准法) D⒈⒊1方法提要

试样以无水碳酸钠烧结,盐酸溶解,加固体氯化铵于沸水浴中加热蒸发,使硅酸凝聚,灼烧称量。用氢氟酸处理后,失去的质量即为二氧化硅含量。 D⒈⒊2分析步骤 称取约0.6g试样(m2 ),精确至0.0001g,置于铂坩锅中,将盖斜置于坩锅上,在950~1000℃下灼烧5min,取出铂坩锅冷却至室温,用玻璃棒仔细压碎块状物,加入0.3g研细无水碳酸钠混匀。再将坩锅置于950~1000℃下灼烧10min,取出冷却至室温。 将烧结物移入瓷蒸发皿中,加少量水润湿,盖上表面皿。从皿口加入5mL盐酸(1+1)及2~3滴硝酸,待反应停止后取下表面皿,用平头玻璃棒压碎块状物使分解完全,用热盐酸(1+1)清洗坩锅数次,洗液合并于蒸发皿中。将蒸发皿置于沸水浴上,皿上放一玻璃三角驾,再盖上表面皿,蒸发至糊状后,加入氯化铵充分搅匀,放入沸水浴中蒸发至干后继续蒸发10~20min。 取下蒸发皿,加入10~20mL热盐酸(3+97),搅拌使可溶

金矿选矿试验方案

金矿选矿试验方案 转载自 赣-选矿-潜艇 一、砂金矿常用的选矿方法 原生金矿床露出地表以后,由于机械和化学的风化作用,使得含金矿脉或者含金母岩逐渐破碎成为岩屑和金粒等。然后,在外力的搬运作用和分选作用下,使比重较大的矿物(例如金粒)沉积在山坡、河床、湖海滨岸的地方,形成一定的富集,其具有工业开采价值者,就称为砂金矿床。 砂金矿床通常用采金船开采、水力开采,挖掘机开采以及地下(竖井)开采等。我国砂金矿床以采金船开采为主,亦有水力开采和挖掘机开采。 砂金选矿工艺主要包括选别前的准备作业和选别作业。准备作业主要由碎散和筛分两过程组成。碎散主要是将采出的矿砂中的矿粒和粘土质矿泥解离。筛分是筛除不含金的粗粒级。常用的设备有平面筛、圆筒筛、圆筒擦洗机等。砂金的选别主要采用重力选矿法,这是因为一方面砂金比重大(平均为17.50~18.0),粒度较粗(一般为0.074~2毫米),另一方面是因重力选矿法比较经济和简单。重选设备一般采用各种类型的溜槽、跳汰机和摇床(常用于精选)。 二、脉金矿常用的选矿方法 金矿石的各种类型因性质不同,采用的选矿方法也有不同,但普遍采用重选、浮选、混汞、氰化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些种类的矿石,往往采用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程方案很多,通常采用的有如下几种: 1、单一混汞 此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混汞法提金是一种古老而又普遍的选金方法。在近代黄金工业生产中,混汞法仍然占有很重要的位置。由于金在矿石中多呈游离状态出现,因此,在各类矿石中都有一部分金粒可以用混汞法回收。实践证明,在选金流程中用混汞法提前回收一部分金粒,可以明显地降低粗粒金在尾矿中的损失。 混汞法提金的理论基础为,汞对金粒能选择性地润湿,然后向润湿的金粒中扩散。 在以水为介质的矿浆中,当汞与金粒表面接触时,金与汞形成的接触面代替了原来金与水和汞与水的接触面,从而降低了表面能,亦破坏了妨碍金与汞接触的水化膜。此时汞沿着金粒表面迅速扩散,并使相界面上的表面能降低。随后汞向金粒内部扩散,形成了汞的化合物-汞齐(汞膏)。 混汞提金法又分为内混汞和外混汞两种。所用混汞设备有混汞板、

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