从高含碳酸钙钨多金属矿浮选尾矿中回收白钨矿

对某高含碳酸钙钨多金属矿的铜钼铋浮选尾矿进行白钨矿回收试验研究。该浮选尾矿WO₃含量为0.43%,碳酸钙含量为44.62%,是白钨矿—方解石型难选白钨矿。研究了以氢氧化钠作矿浆pH调整剂配合抑制剂水玻璃和捕收剂731的常温浮选工艺回收白钨矿,并对白钨粗精矿进行了加温精选—酸浸的试验研究,以提高钨精矿品位。最终确定采用常温浮选—钨粗精矿加温精选—钨精矿酸浸工艺流程,常温浮选闭路试验获得含WO₃ 4.89%、WO₃回收率为84.66%的白钨粗精矿,白钨粗精矿经加温精选—钨精矿酸浸获得含WO₃ 63.25%、回收率78.84%的合格钨精矿。实现了该高含碳酸钙铜钼铋浮选尾矿中白钨矿的高效回收。     

江西某钨矿石选矿试验研究

江西某钨矿石中有用金属矿物主要以黑钨矿为主,并伴生有锡石、辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等。采用重—浮—重联合流程回收钨,先用重选得到钨的粗精矿,再用浮选脱去硫化矿,最后用重选获得钨精矿。在原矿品位为WO₃1.10%时,获得钨精矿品位为65.73%、回收率为82.17%,硫化矿含钨2.66%,回收率12.59%的选别指标。     

某钨钼多金属矿高梯度磁选抛废新工艺试验研究

某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t·原矿。根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67%,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO30.21%、Mo 0.12%的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41%的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47%、Mo回收率为88.97%的钼粗精矿和WO3品位为3.97%、WO3回收率为78.15%的钨粗精矿。与原矿直接浮选工艺相比,高梯度磁选抛废-浮选新工艺的给矿量仅为原矿的46.59%,药剂成本节省50%,尾矿废水处理量减少50%左右,获得的钼粗精矿、钨粗精矿指标与直接浮选相近。     

某钨钼多金属矿磁选抛废新工艺研究

某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t·原矿。根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67%,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO_30.21%、Mo 0.12%的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41%的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47%、Mo回收率为88.97%的钼粗精矿和WO_3品位为3.97%、WO_3回收率为78.15%的钨粗精矿。与原矿直接浮选工艺相比,高梯度磁选抛废-浮选新工艺的给矿量仅为原矿的46.59%,药剂成本节省50%,尾矿废水处理量减少50%左右,获得的钼粗精矿、钨粗精矿指标与直接浮选相近。     

江西某白钨粗精矿加温精选试验研究

对品位为10.50%的某白钨粗精矿进行了加温精选,系统考察了各因素对精矿品位的影响,取得了钨精矿产率为15.12%、钨精矿(WO3)品位为65.37%、钨回收率为95.10%的选矿技术指标。     

和尚桥选矿厂中碎大块干选抛尾改造实践

针对马钢和尚桥选矿厂入选矿石品位低、选矿比大、选矿成本高、尾矿浓密机长期超负荷运行的问题，进行了中碎产品大块干式预选抛尾工艺研究与生产工艺改造。结果表明：①选用CTDG1220型磁滑轮对现场中碎产品进行干式预选抛尾，可抛出产率12.38%、全铁品位10.31%、磁性铁品位0.80%的废石；干抛精矿全铁品位20.00%、磁性铁品位7.29%、全铁回收率达93.21%、磁性铁回收率达98.42%，后续作业矿石铁品位提高了1.20个百分点。②细碎及其后续系统的负荷显著下降，有利于后续系统的稳定运行；每年产出的74.28万t废石可作为砂石骨料销售。③新增系统年创造经济效益3 728.28万元。     

某铁矿干抛废石的综合利用

某铁矿干抛废石中Fe、Cu、S含量较高,因此在实验室条件下对该干抛废石中Fe、Cu、S等矿物进行了综合回收试验研究.试验采用先浮后磁工艺,获得了较好的选矿指标.铁精矿品位61.50%,磁性铁回收率＞90%,可混入现场大生产流程铁精矿中,综合品位在65%以上;铜硫混合精矿中硫精矿品位达35.92%.这部分混合精矿可并入大生产流程再磨后进行铜硫分离,最终可得到18%的铜精矿和品位46%以上的硫精矿.     

云南某低品位高泥氧化锡矿石选矿试验

云南某氧化锡矿Sn含量为0.170%、Fe含量为4.66%，泥化现象严重，属含铁、低品位、高泥难选锡矿石。为开发适宜的选别工艺流程并确定最佳工艺条件，在原矿性质研究的基础上开展了该矿石的选矿工艺研究。结果表明：①矿石中含锡0.170%，-0.019 mm细泥含量为12.74%，矿石中主要有用矿物为锡石，其次为褐铁矿，主要脉石矿物为石英；锡主要以锡石及酸溶锡的形式存在，选别难度较大。②螺旋溜槽抛尾是该矿适宜的预先抛尾方式，最佳工艺条件为洗矿分级后+0.212 mm粗粒磨矿至-0.074 mm占56.25%、螺旋溜槽截矿器精矿端宽度55 mm、螺旋溜槽给矿矿浆浓度30%、螺旋溜槽给矿矿浆速率3.0 m3/h，在此基础上可获得产率为32.65%、锡品位为0.424%、锡回收率为81.43%的溜槽精矿。③溜槽锡精矿摇床精选可获得锡品位较高的摇床锡精矿，摇床锡精矿强磁选除铁可获得高品位合格锡精矿。④矿石经“螺旋溜槽预先抛尾—摇床精选—强磁选除铁”的联合工艺流程，可获得产率为0.22%，锡品位41.860%，锡回收率为54.17%的锡精矿，及产率为0.68%，锡品位4.950%，锡回收率为19.80%的锡富中矿，锡累计回收率为73.97%，选矿产品含杂均不超标，较好地实现了该锡矿的分选。     

组合捕收剂回收某钨矿的试验研究

采用由广州有色金属研究院自主研发的钨矿捕收剂GYB与ZL, 对含WO₃ 0.81%的原矿, 进行黑钨矿和白钨矿的混合浮选, 发现GYB与ZL 的组合存在正协同作用, 并获得了含WO₃ 30.07%、回收率为88.79%的粗精矿。对粗精矿进行加温精选获得白钨精矿中WO₃品位为68.24%, 回收率为60.02%; 精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿中WO₃品位为66.17%, 回收率为13.74%; 次钨精矿中WO₃品位为32.72%, 回收率为10.79%; 钨精矿中WO₃总回收率为84.55%, 获得了较好的选矿指标。     

湖南某钨矿山中部采集样重介质预抛及白钨常温浮选试验研究

对湖南某钨矿山中部采集样开展了重介质预抛及白钨常温浮选试验研究。重介质预抛试验结果表明，以-15+0.5 mm粒级作为预抛给矿，在重介质密度2.37 g/cm³条件下，可获得抛尾产率31.37%，沉砂WO₃品位、回收率分别为0.34%、96.62%的良好指标; 脱硫浮选-白钨常温浮选试验结果表明，重介质预抛对WO₃在含硫产品中的作业损失率影响不大; 但不预抛、原矿直接入磨浮选会导致更多的钨矿物存在于中矿产品中。闭路试验结果表明，经重介质预抛后，常温浮选钨精矿WO₃品位、回收率分别为5.50%、84.15%。中部采集样采用重介质旋流器预抛不但有利于改善钨产品质量指标，还有助于尾矿的综合利用。     

某白钨矿选矿试验研究

针对某富含高钙脉石白钨矿石的特点,采用粗磨重选产出粗粒钨精矿,重选尾矿再磨后与细泥合并进行常温浮选-加温浮选产出细粒钨精矿的工艺流程,获得了重选精矿WO₃品位68.93%、回收率82.71%,浮选精矿WO₃品位66.7% 、回收率9.34％,综合精矿WO₃品位68.7％、回收率高达92.05％的优良试验结果。     

某钨铜多金属共生矿资源综合利用研究

针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_3品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_3品位为62.04%,WO_3回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。     

某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究

针对Cu品位0.91%、WO_3品位0.25%、Sn品位为0.21%的某含碳铜钨锡多金属矿,采用优先浮铜工艺流程,通过闭路试验获得了产率为3.22%,Cu品位为25.11%、Cu回收率为89.16%的铜精矿;浮铜尾矿采用浮选脱硫-重选-强磁分离工艺流程回收锡、钨矿物,获得了WO_3品位为46.05%、Sn含量为3.80%、WO_3回收率为42.46%的黑钨精矿和Sn品位为58.03%、WO_3含量为6.25%、Sn回收率为42.07%的非磁精矿。与现场生产指标相比,铜精矿Cu品位提高了8.11个百分点;WO_3综合回收率提高了5.49个百分点,Sn回收率提高了4.07个百分点。     

某低品位伟晶岩型锂辉石选矿试验

为降低某低品位伟晶岩型锂辉石选矿生产成本,采用重介质分选工艺,预测可抛弃近70%的粗粒尾矿,可获得Li₂O品位为5.25%,Li₂O回收率为63.70%的锂辉石精矿。为提高其选矿回收率,采用研发的捕收剂EL进行了浮选试验研究,试验可获得Li₂O品位为4.12%,Li₂O回收率为80.76%的锂辉石精矿。精选抛尾工艺流程可在一定程度上消除矿泥对精选的影响,同时减少金属量在矿泥中的损失,该研究成果对选矿厂技术改造具有一定的指导意义。     

云南某低品位钛铁矿选矿试验研究

对云南某低品位钛铁矿进行了选矿试验研究, 采用弱磁与强磁相结合的方案进行抛尾, 可抛掉TiO₂品位为1.18%、产率为81.11%的尾矿, 获得TiO₂品位为12.38%、TiO₂回收率为64.50%的抛尾精矿; 抛尾精矿采用高梯度磁选预选获得TiO₂品位为22.29%、对原矿回收率为57.16%的强磁选精矿; 以MOH为钛铁矿捕收剂, 采用一粗三扫三精浮选流程对高梯度磁选精矿进行浮选, 最终可获得TiO₂品位为45.46%、TiO₂总回收率为49.31%的钛铁矿精矿。     

攀西某铁矿选矿试验研究

采用3种流程方案(一段磨矿一段选别工艺流程、阶段磨矿阶段选别工艺流程和粗粒抛尾-一段磨矿一段选别工艺流程)对某全铁品位14.34%的铁矿进行选别。试验结果表明, 采用粗粒抛尾-一段磨矿一段选别-浮选脱硫工艺, 可以获得含铁62.85%、钒1.21%、铁回收率48.45%、钒回收率72.32%的优质铁精矿。该流程具有工艺合理、流程简单、生产成本低等优点, 是处理该铁矿较为合理的选矿工艺流程。     

内蒙古某多金属矿尾矿回收萤石实验研究

内蒙古某多金属矿浮选尾矿中含有萤石资源,由于受前期钨锡浮选药剂和矿石嵌布特性的影响,萤石浮选精矿品位最高为92%,回收率30%左右,尾矿中萤石资源未能有效回收。本研究通过预先磁选抛废提高萤石入选品位,采用有机抑制剂HG-1代替酸化水玻璃,在原料CaF₂品位17.65%的条件下,获得CaF₂品位97.26%,回收率63.15%的高品质萤石精矿,实现了该尾矿中萤石资源的综合回收。      

预选抛尾技术应用进展

矿产资源的开采不可避免会混入围岩和夹石,造成出矿品位的降低,且随着矿产资源的大量开发利用,高品位和易选矿产资源储量日益减少,低品位和复杂难选矿产资源的经济高效开发利用愈发迫切。预选抛尾技术的应用,对提高入选矿石品位、减少磨选矿量、降低细粒尾矿排出量、提高资源利用率及减少环境污染等意义重大。从光电选矿抛尾、重选抛尾、磁选抛尾、浮选抛尾以及联合工艺抛尾,分别介绍了预选抛尾技术的现状和进展,并指出了各种预选抛尾技术的优势和不足,每种预选抛尾技术都有其特有的优势,联合工艺抛尾将是解决低品位矿产资源经济高效开发利用的重要技术突破,预选抛尾将成为选矿中一个通用必备的工艺环节。      

钛砂矿选厂尾矿中细粒级钛铁矿浮选回收试验研究

本文通过高效捕收剂FA-01对某钛砂矿选厂尾矿中的细粒级钛铁矿进行了浮选回收试验。采用“弱磁-强磁”预先抛尾、强磁精矿细磨后浮选回收工艺流程，实现了对钛砂矿选厂尾矿中细粒级钛铁矿资源的有效回收；其中预先抛尾工艺抛尾率达到66.58%，TiO2损失率为18.71%，有效去除影响浮选效果的高岭石等细泥矿物；浮选工艺在弱碱性矿浆体系下，闭路试验可得到TiO2品位43.28%，TiO2回收率为54.63%的钛精矿。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。