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对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,银的载体矿物主要分两类:一类是独立银矿物,一类是独立银矿物的宿主矿物,锰的载体矿物主要是锰的氧化物。采用“一次粗选、一次精选、二次扫选”全硫混合浮选流程,可获得含Ag6603g/t,含Pb1.94%,含Zn2.04%,银回收率为78.51%、铅回收率41.84%、锌回收率68.36%的银精矿;采用磁选工艺流程,可获得含Mn20.31%,Ag313.10g/t的磁选精矿,混合浮选—磁选联合工艺能使银、锰回收率分别达到95.34%、91.39%。在优化的浸出条件下,对浮选尾矿采用酸浸的方法回收锰,锰的浸出率能达到78.87%,铁的浸出率为47.50%。 相似文献
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《现代矿业》2017,(6)
广东某低品位银锰矿银、锰主要赋存于软锰矿等有用矿物中,-0.8 mm矿泥占原矿的65.27%,锰品位17.81%,含银94 g/t,粒度较细,浮选回收效果差。为回收矿泥中的银、锰,矿泥不经磨矿,分别采用单一湿式强磁选、摇床重选、摇床—离心机重选、湿式强磁选—摇床重选4种流程进行选矿工艺试验。结果表明,矿泥经1粗1扫湿式强磁选—强磁精矿摇床重选流程处理后,可获得锰品位32.24%、含银124 g/t的锰精矿和锰品位26.18%、含银168 g/t的中矿,总银、锰回收率分别为82.01%、82.57%,有效富集了银、锰,得到了较好的回收指标。湿式强磁选—摇床重选联合流程可作为该银锰矿中-0.8 mm矿泥的选矿工艺流程。 相似文献
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针对株冶锌电解阳极泥, 开展了用浮选、重选和磁选等物理方法实现锰与铅银矿物分离的工艺试验研究。研究结果表明, 在锌电解阳极泥中, 锰的主要存在形式为锰钾矿(KMn8O16), 铅的主要存在形式为铅矾(PbSO4), 银的存在形式为氯银矿(AgCl)、氧银矿(Ag2O3)和含氧硝酸银(Ag7NO11)。浮选可以较好地回收氯银矿等含银矿物, 但难以分离该体系中的锰钾矿和铅矾, 高梯度磁选和摇床重选可以较好的分离铅和锰, 但对含银矿物的分选效果差。采用 “浮选-高梯度磁选-摇床重选”联合流程方案, 获得了含银48 515 g/t的高品位银精矿、含铅60.89%的铅矾精矿和含锰50.17%的锰精矿, 银和铅在铅银精矿中的回收率分别达到74.71%和84.78%, 锰的回收率达到91.86%。 相似文献
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该复杂多金属矿银、铅和锌品位分别为184 g/t、0.56%和2.56%,银优先浮选的试验结果表明,难以获得高品位的银精矿,推荐铅锌依次优先浮选流程,将银矿物富集到铅精矿中,获得银铅精矿、锌精矿。实验室闭路试验结果为:银铅精矿的银品位8 978 g/t、铅品位48.53%,相应的银回收率71.73%、铅回收率91.59%;锌精矿的银品位875 g/t、锌品位45.28%,相应的银回收率22.46%、锌回收率84.69%。银铅精矿和锌精矿中银回收率相加得银的总回收率为94.19%。 相似文献
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四川某锰品位为21.83%的硅钙质锰矿石锰品位低、嵌布粒度细、磨矿易泥化。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了原矿预先脱泥—磨矿—强磁选—再磨—阳离子反浮选—阴离子正浮选工艺流程试验。结果表明:原矿预先脱泥后磨细至-0.075 mm占75%,磨矿产品与矿泥混合后经1粗1扫湿式强磁选,得到锰品位为25.23%、回收率为85.92%的强磁选精矿,强磁选精矿再磨至-0.075 mm占85.14%,以硫酸为p H调整剂、十二胺为捕收剂经1粗2扫反浮选,可以得到锰品位为28.86%、回收率为78.57%的反浮选精矿,反浮选精矿以Na2CO3为p H调整剂、六偏磷酸钠为抑制剂、GJBW为捕收剂经1粗2扫正浮选,获得的最终锰精矿锰品位为33.62%、回收率为72.76%。试验结果可以为该硅钙质锰矿石的利用提供技术参考。 相似文献
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云南某锰铁共生矿石铁锰比较高,风化粉碎现象严重,呈粘土状,矿物嵌布粒度微细,属难选矿石,常规的强磁选、重选、浮选工艺对该矿石几乎没有分选效果。为此采用磁化还原焙烧-弱磁选选铁-选铁尾矿反浮选提锰工艺处理该矿石,获得了铁品位为55.50%、铁回收率为65.81%的铁精矿和锰品位为34.55%、锰回收率为78.47%的锰精矿,为类似难选锰铁共生矿石的分选提供了一种新的思路 相似文献
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针对某地磁铁矿石含硫(339%)较高,磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题,进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究,最终推荐浮选—磁选联合工艺流程,获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t,铜回收率5125%的合格铜精矿;硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿;全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿;该工艺流程合理,浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量,并且综合回收了铜和硫,提高了该矿山的经济价值。 相似文献
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为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明:①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量(相对原矿)显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。 相似文献
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内蒙古某铜铅锌硫化矿石中铜、铅、锌含量分别为0.26%、0.72%、4.60%,硫、砷含量分别为13.14%、2.49%,属于高硫高砷难处理硫化矿石。为实现矿石中铜、铅、锌、硫的有效回收,避免传统高碱法带
来的一系列问题,开展了铜铅混浮、磁选脱硫、锌浮选条件试验研究。在此基础上,经“铜铅混浮(粗精矿再磨精选)—铜铅混合尾矿磁选脱硫—锌浮选”全流程闭路试验,最终可获得铜、铅、银品位分别为9.27%、
40.53%、4 397.76 g/t,铜、铅、银回收率分别为59.22%、88.93%、74.05%的铜铅混合精矿,及锌品位45.94%、锌回收率93.10%的锌精矿,选别指标良好,实现了铜、铅、锌及伴生银的有效回收,降低了精矿中有害
杂质砷的含量。 相似文献
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赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
王立刚 《有色金属(选矿部分)》2008,(5)
针对石槽钢铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选—浮选尾矿磁选流程试验研究。通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺.先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿.有价元素得到综合回收。 相似文献