某含石膏硫化钼尾矿中氧化钼钨的混合浮选试验

某优先浮硫化钼的尾矿Mo、WO₃品位分别为0.093%和0.12%,-0.074 mm占68.30%,钼钨主要以氧化矿物形式存在,单体解离度达85%,矿石中石膏释放的大量Ca²⁺和大量矿泥严重影响了氧化钼钨的回收。为高效回收这些氧化钼钨矿物,对现场优先浮硫化钼后的产品进行了选矿试验。结果表明,以硝酸铅为活化剂、苯甲羟肟酸为螯合捕收剂,采用1粗1预精2扫常温钼钨混合浮选,常温混合浮选精矿浓缩至浓度为55%,再在90 ℃恒温解吸45 min,然后采用1粗2精1扫加温精选,中矿顺序返回闭路流程处理该试样,最终取得了Mo、WO₃品位分别为15.98%、25.54%、回收率分别为51.54%、63.85%的钼钨混合精矿。     

从某铜钼混合精矿中回收高品质钼精矿的工艺试验研究

以黑龙江某大型铜钼矿选矿厂Mo和Cu品位分别为6.39%和0.71%的铜钼混合精矿为研究对象,在工艺矿物学分析的基础上进行铜钼分离试验。结果表明:混合精矿中铜、钼金属主要以硫化钼和硫化铜形式存在,分别占97.77%和96.54%,铜钼金属矿物存在连生体,含铜矿物呈微细粒分布,这导致铜钼分离困难。。浮选试验表明,在再磨细度为-45μm占75.43%条件下,以巯基乙酸钠为抑制剂,Na₂Si O₃为矿泥分散剂,煤油为捕收剂,2^#油为起泡剂,采用1粗4精3扫的铜钼分离工艺流程,获得了Mo品位和回收率分别为51.08%和86.28%,且Cu品位0.19%的钼精矿,可以满足特级钼精矿产品的质量要求。     

凝灰岩矿泥影响氧化铜矿浮选过程的机理

凝灰岩型氧化铜矿浮选过程中,矿泥对浮选过程产生严重影响。采用SEM-EDS对矿泥、浮选精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行表征,测量矿泥比表面积,药剂吸附量,研究矿泥对捕收剂的吸附特性。结果表明:凝灰岩矿泥表面为鳞片、薄片状,比表面积大,对捕收剂吸附活性高。提高矿浆温度,取消起泡剂,氧化铜矿浮选效果得到改善。一粗两精三扫、中矿顺序返回的闭路流程能够获得品位21.40%、回收率86.25%的铜精矿。     

一种适用于铝土矿反浮选的脱泥试验

针对河南中等铝硅比的某铝土矿中富含大量易泥化的黏土矿物,严重干扰后续反浮选脱硅作业的情况,就如何高效脱除原生及次生矿泥为研究对象进行了试验。试验结果表明:在强碱性条件下,分散剂BK500和絮凝剂BK501联合使用,经过2次脱泥可以脱除产率为8.39%的-0.01 mm矿泥,给矿铝硅比可从5.83提高至7.12,使损失在矿泥中的Al2O3降低为5.50%。     

湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺研究

针对湖南某萤石矿矿泥含量较多、洗矿泥直接作为尾矿排出而影响CaF₂资源回收率的问题,研究了一种洗矿泥选矿工艺,通过旋流器分级、粗粒再磨以及一粗一扫四精的浮选工艺,得到了CaF₂品位90.43%、回收率58.74%的萤石精矿。通过洗矿泥选矿工艺,不仅能回收矿泥中的有用矿物,提高萤石回收率,而且能减少尾矿排放量,提高综合效益。     

某银锰矿矿泥选矿工艺试验

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。     

某金矿洗矿矿泥可选性试验研究

某金矿生产流程中存在大量矿泥，矿泥进入主浮选流程会影响浮选产品品位和金的回收率。对样品进行粒度分析和金属分布率分析发现，矿泥中-400目含量为96.23%，属微细粒矿物，该粒级中金的占有率达到了96.75%。试验中，采用水玻璃对矿泥进行抑制，用捕金灵与丁铵黑药为捕收剂进行浮选，获得了产率为2.38%，品位为32.55g/t，回收率为68.79%的金精矿，尾矿中金品位为0.36g/t。     

太平矿区堆积铝土矿矿泥物质来源与成因地球化学分析

岩溶堆积型铝土矿中小于1mm的颗粒称作矿泥,随着粒级的降低,矿泥Al2O3含量及A/S明显降低,三水铝石含量明显增加,微量元素、稀土元素地球化学特征表明,矿泥的物质来源为原生铝土矿和堆积铝土矿。矿泥形成的地球化学机制为一水硬铝石的水化作用生成三水铝石,三水铝石与硅酸的结合形成高岭土以及析出表生水条件下的石英。结合经济效益及矿泥地质特征,可以先回收堆积铝土矿矿泥中0.1¹mm粒级颗粒,太平矿区可回收利用的0.11mm粒级颗粒,太平矿区可回收利用的0.1¹mm粒级干矿泥量约570万t。本研究成果对桂西北地区堆积铝土矿矿泥的综合利用具有重大的指导意义。     

浮选脱泥选别某难选氧化锌矿试验研究

矿泥对四川某难选氧化锌矿的浮选产生严重影响。试验研究结果表明,以Yt作为浮选脱泥调整剂、Ym作为捕收剂,在适当脱泥量的前提下,可使矿泥中锌金属损失降至最少。闭路试验结果表明,采用浮选脱除15.83%细泥后能获得含锌34.15%、回收率为82.47%的合格氧化锌精矿。     

立环脉动高梯度磁选机回收姑山细粒赤铁矿泥的试验与应用

本文介绍了姑山选厂多年来为充分利用矿物资源,提高选厂金属回收率,对回收细粒赤铁矿泥做了大量试验研究.采用不同规格的立环脉动高梯度回收矿泥工业试验,都取得了精矿品位大于55.5%,作业回收率56%左右的较好指标,为回收矿泥提高回收率找到了一条可行途径.应用SLON-1500机扫选SQC强磁精选尾矿,既可得到合格精矿,又对磨选作业回收率的提高起到关键作用;对回收矿泥效果显著,选厂每年可多收精矿2.4万t左右,总回收率提高3%以上.     

Na2CO3-CaO协同浸出钨冶炼除磷渣中钼和钨

采用Na₂CO₃-CaO协同浸出除磷渣中钼和钨,考察了Na₂CO₃用量、CaO用量、浸出温度、浸出时间、液固比、搅拌速度对Mo、WO₃、P浸出率的影响。结果表明,采用Na₂CO₃-CaO协同浸出,Mo和WO₃浸出率得到显著提高,同时抑制了P的浸出。协同浸出优化条件为:Na₂CO₃用量为理论用量的4倍、CaO用量为理论用量的4.5倍、浸出温度190 ℃、浸出时间2.5 h、液固比3/1、搅拌速度80 r/min,此条件下Mo、WO₃、P浸出率分别为98.59%、98.26%、0.43%,浸出渣中Mo、WO₃、P含量分别为0.11%、0.16%、10.58%。CaO的引入,提高了浸出环境碱度、抑制了CO₃^2-水解,提高了Mo和WO₃浸出率,同时与P形成稳定的Ca₃(PO₄)₂,抑制P的浸出。     

云南某多金属矿中钨的回收试验研究

依据原矿性质,采用优先浮硫化矿-黑钨矿、白钨矿混合浮选-加温精选回收白钨矿-精选尾矿重选回收黑钨矿的工艺流程,对含WO₃ 0.81％的原矿,获得了白钨矿精矿WO₃品位为65.99%、回收率为60.55%,黑钨矿精矿WO₃品位为65.4%、回收率为13.78%,次钨精矿中WO₃的品位为30.2%、回收率为10.45%,钨精矿中WO₃总的回收率为84.78%的较好选矿指标。     

粤北某极低品位伴生稀有金属矿产资源综合利用研究

针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由“分级-粗粒跳汰-细粒摇床”重选预富集工艺、“钨硫枱浮分组-分类磨矿-异步浮选分离”钨硫分离工艺和“加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选”硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417%、0.111%、0.017%、0.072%和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96%、21.69%、51.89%、25.18%和44.51%,回收率分别为80.21%、72.28%、64.01%、56.40%和60.41%的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3 391.49 g/t,总回收率为68.27%,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用。     

提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

辽宁某钨选厂矿石中WO₃的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO₃品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO₃品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO₃品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO₃品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。     

高硫砷钨矿石脱硫降砷浮选试验研究

对某含Mo 0.55%、Bi 0.79%、Cu 0.66%、Zn 2.25%、S 15.95%、As 2.58%、WO₃ 35.84%的钨矿石进行了脱硫降砷浮选试验研究。该矿石由主干流程重选产出的-0.3 mm高含硫砷硫化物的细粒钨粗精矿。根据矿石的性质,采用硫砷混合浮选工艺流程。硫砷混合浮选时,采用高效的活化剂BK546B替代传统的硫酸,不仅有利于钨精矿中硫、砷杂质的脱除,更重要的是可改善因使用硫酸而造成的操作不便和不良的作业环境;采用选硫特效捕收剂AT608A与丁基黄药组合,有利于提高硫、砷的脱除率,并降低钨精矿中硫、砷杂质的含量,提高钨精矿品质。闭路试验获得含WO₃ 55.64%、含硫0.38%、含砷0.088%、WO₃回收率为99.34%的钨精矿;而硫砷精矿中的WO₃含量仅为0.66%,WO₃在硫砷精矿中的损失率为0.66%。实现了钨精矿的高效脱硫降砷,并解决了困扰企业生产经营的难题。      

湖南某难选高钙白钨矿选矿技术研究

对湖南某WO₃品位0.43%、CaO含量23.83%的高钙难选白钨矿选矿厂投产后回收率低的情况进行了现场调查，全面掌握了生产状况和影响技术指标的因素。并对该高钙钨矿进行了药剂制度开发，采用新型抑制剂FS和新型捕收剂CY-88^#，取得了产率5.27%、S品位21.87%、回收率90.17%的硫产品(银含量244 g/t、回收率69.20%)和产率0.51%、WO₃品位65.56%、WO₃回收率77.98%的钨精矿。     

炉外法冶炼钼钨铁的试验研究与生产实践

内蒙古某钼钨多金属矿主要以氧化钼为主, 伴生金和白钨, 矿石性质复杂, 浮选出的氧化钼钨精矿品位低(MoO₃ 3%～5.5%, WO₃≤1%), 通过湿法碱浸提取, 生产出含钨钼酸钙(Mo 35%, WO₃ 7.7%), 通过焙烧脱去杂质和水, 和辅料(主要有铁屑、铝粒、硅铁和硝石等)进行配料混合, 经炉外法熔炼最终生产出钼钨铁合金, 解决了钨钼分离的难题, 使低品位氧化钼得到了综合回收利用。     

某重晶石型白钨粗精矿精选提质试验研究

对某选厂含WO₃ 7.24%、BaO 1.21%的白钨粗精矿进行了精选提质试验研究。在确定最佳条件后用彼得罗夫法加温精选,得到了WO₃品位为37.79%、回收率71.80%的白钨精矿。该精矿含有20%左右的重晶石,以硫酸作为重晶石抑制剂进行钨钡分离,得到了WO₃品位为62.06%的白钨矿精矿,回收率为65.61%,但实际生产中需解决酸对浮选设备的腐蚀问题。      

柿竹园黑白钨混合精矿常温浮选分离试验研究

对WO₃品位36%左右的黑白钨混合精矿进行了常温浮选分离试验研究。以氢氧化钠为调整剂、水玻璃和硫酸铝为组合抑制剂、CYW-29为捕收剂,采用一粗一精两扫浮选闭路流程,最终得到了WO₃品位30.30%、回收率38.68%的黑钨精矿和WO₃品位42.04%、回收率61.32%的白钨精矿。为期2个月的工业试验指标为黑钨精矿品位33.31%、回收率25.44%,白钨精矿品位40.78%、回收率74.56%,成功实现了工业应用,为同类型混合钨精矿常温浮选分离提供了借鉴。