某白钨加温精选尾矿中萤石回收试验

河南某白钨尾矿中萤石含量占25%左右,是亟待回收的矿产资源。尾矿中碳酸钙含量在45%以上,属典型的高钙型萤石。尾矿中萤石在白钨加温精选过程的高温条件下受到大量水玻璃的强烈作用,可浮性变差。试验表明,碳酸钙的可浮性明显好于萤石。本研究采用碳酸钙优先浮选—再萤石浮选试验流程,以降低浮选流程中碳酸钙含量和提高萤石浮选粗精矿品位,为萤石精选提供有利条件。闭路流程试验结果表明:碳酸钙优先浮选,可以预先脱除72.44%的碳酸钙,萤石损失率仅为12.98%;最终得到含萤石91.88%,含碳酸钙4.32%,回收率为46.07%的萤石精矿。实现了该钨矿山企业的矿产资源的综合回收目标。     

某难选白钨矿浮选工艺及流程试验研究

某矽卡岩型白钨矿有用矿物白钨嵌布粒度细,萤石、方解石等含钙矿物含量高,属于高含钙矿物的细粒难选白钨矿石.现场生产采用单一捕收剂及脉石抑制剂,白钨精矿质量及回收率均较低,为提高该白钨矿的选矿指标,进行了该矿石的大量工艺条件及工艺流程试验,结果表明：矿石经全浮脱硫后,采用水玻璃和六偏磷酸钠为脉石的组合抑制剂,油酸钠和731为白钨的组合捕收剂,经一粗三扫一精的闭路流程获得白钨粗精矿;粗精矿经过浓缩加温后,再经过一粗三扫五精的闭路流程浮选,获得了白钨精矿品位为65.16%,回收率为76.49%的较好的选矿指标,可为现场生产提高指标提供技术依据.     

从某钨选厂尾矿中回收钨的试验研究

福建某钨选厂尾矿含钨偏高,约为0.16%,为了回收该尾矿中的钨矿物,实现矿产资源的综合利用,试验对该尾矿进行了矿石性质分析和选矿试验研究.试验结果表明,采用螺旋溜槽进行预富集,富集粗精矿再磨后,以水玻璃为矿浆调整剂,硝酸铅为活化剂,植物油酸为捕收剂进行浮选回收,浮选闭路试验经过一次粗选,两次扫选和三次精选,可以获得含钨30.45%,钨回收率52.17%的钨精矿.试验获得了良好的指标,使尾矿中的钨矿物得到了有效回收.      

某难选低品位钨钼共生矿石工艺矿物学研究

采用MLA技术对难选低品位钨钼矿石进行详细的工艺矿物学研究,测定了矿石矿物组成、嵌布粒度和解离度等工艺矿物学参数,为制定合理的选矿流程提供详实可靠的依据。结果表明,矿石中的主要有价矿物为白钨矿和辉钼矿;脉石矿物以石榴石(钙铁榴石、钙铝榴石)、透闪石、普通辉石、透辉石等磁性脉石为主,还有部分非磁性脉石石英、长石、萤石和方解石等。脉石矿物中富钙脉石含量较高,将对白钨矿选矿产生一定的影响。基于工艺矿物学的研究结果,选矿试验设计了强磁预先丢尾-先浮钼后浮钨的工艺技术路线,取得了钼精矿产率为0.125%,钼品位48.85%,钼回收率64.86%;钨精矿产率为0.27%,WO3品位65.23%,钨回收率74.22%的较好选矿技术指标。     

某白钨萤石矿选矿试验研究

甘肃某白钨萤石矿含WO_30.74%、含CaF_255.58%,钨主要赋存于白钨矿中,分布率为90.54%,萤石是矿石中含量最高的矿物,也是选矿回收的目的矿物,具有较高的回收价值。根据矿石性质,进行了一系列条件试验研究,确定采用先回收钨矿物再浮选回收萤石的原则流程对矿石中的白钨和萤石进行回收,闭路试验获得的钨精矿中含WO_360.11%,WO_3回收率78.79%;萤石精矿中含CaF_290.69%,CaF_2回收率89.35%。     

螯合捕收剂GYX对钨矿物浮选行为影响研究

高效钨捕收剂是细粒级钨资源浮选回收的关键因素。通过单矿物浮选试验研究了新型螯合捕收剂GYX和经典捕收剂GYB对白钨矿、黑钨矿以及主要脉石矿物的浮选行为影响，结果表明：采用GYX捕收剂对白钨矿和黑钨矿的最高浮选回收率与采用GYB相近，对萤石的浮选回收率比采用GYB低5个百分点，捕收剂药剂用量减少约50%。在此基础上，以某萤石含量高的钨多金属矿为试验对象，在原矿磨矿细度为-0.074mm占82.35%条件下，对含WO₃ 0.34%、CaF₂ 29.42%的原矿，采用GYX作钨捕收剂，进行钨浮选闭路试验可获得含WO₃ 40.57%、钨回收率为74.90%的钨精矿，取得较好的试验指标。     

磁浮联合工艺在尾矿中回收萤石的工业化应用

内蒙古某多金属矿尾矿中的萤石具有回收价值,但该尾矿的矿物组成极其复杂,弱磁性脉石含量高。在萤石浮选前采用强磁选预先抛尾工艺除去该尾矿中的弱磁性矿物,磁性产品进入尾矿,非磁产品浓缩后作为萤石浮选给矿。采用强磁抛尾+浓缩换水+萤石浮选的磁浮联合工艺,生产中可得到萤石品位为97.58%,回收率为59.61%的萤石精矿。该工艺可获得良好的指标,应用前景十分广阔。     

某尾矿库中回收钨萤石试验研究

从柿竹园老尾矿中回收钨萤石试验研究,采用钨萤石混合浮选—强磁分离—黑钨浮选、白钨与萤石加温浮选分离的工艺流程,最终获得了含钨23.65%、回收率36.11%的黑钨精矿,含钨52.14%,回收率11.94%的白钨精矿,含萤石83.54%、回收率63.49%的萤石精矿。实现了二次资源综合利用。     

某复杂低品位白钨萤石资源综合回收试验研究

以湖南某选厂浮硫尾矿为研究对象,开发出“钨萤石同步浮选-钨加温精选-钨精选尾矿回收萤石”新工艺,全流程闭路试验可获得产率0.57%、WO₃品位65.21%、回收率80.80%的钨精矿和产率2.98%、CaF₂品位91.45%、回收率45.27%的萤石精矿,实现了钨萤石资源高效综合回收。     

白钨矿常温浮选抑制剂遴选试验研究

白钨矿与常见的含钙脉石的可浮性十分相近。为实现该类矿石的常温浮选,进行了单矿物浮选试验,通过对多种抑制剂及抑制剂组合在不同溶液环境下对含钙矿物浮选行为的影响分析,遴选出Fe SO4+硅酸钠的组合抑制剂。在抑制剂遴选试验的成果上,对云南某白钨矿资源进行了可选性研究,在p H=10.5、采用733作为捕收剂的条件下,通过6次精选、2次扫选得到钨精矿品位为63.17%、钨金属回收率86.32%的试验结果,实现了方解石-萤石类型白钨矿的常温浮选,验证了抑制剂遴选试验的准确性。     

伴生型萤石矿浮选研究进展及发展趋势

萤石提取后可以制备氟元素和各种氟的化合物,是一种战略非金属矿物。作为非金属矿物原材料,萤石工业用途十分广泛。中国萤石资源总体储量丰富,但资源禀赋差、品位低、性质复杂,多以伴生型萤石矿床为主,主要脉石矿物有石英、重晶石、碳酸钙等矿物。由于脉石矿物的物化性质与萤石矿相似,对萤石浮选提纯干扰较大,分离困难。本文总结了近年来伴生型萤石矿浮选分离的基础理论、工艺流程、药剂制度等方面的研究进展,总结了伴生萤石矿选矿研究的工艺、技术、药剂方面存在的问题和难点,并对伴生萤石矿选矿发展趋势进行了介绍。     

某地多金属硫化矿中不同硫化物含金量的测定

采用0.05％SnCl_2—20％HCl作方沿矿的选择溶剂,浸渣以浮选法选出黄铜精矿及黄铁矿的混合精矿产品,与脉石分离。然后进一步浮选混合精矿,分别选出黄铜矿、黄铁矿,并通过矿物量及其含金品位,计算出各种矿物中含金量。     

陕西某低品位铜钼矿选矿试验研究

The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal.     

某金矿选矿试验研究

某金矿石金属矿物种类较多,含金矿物主要有黄铁矿、褐铁矿、赤铁矿。金矿物以自然金为主,可回收元素金为细粒金和微细粒金。采用单一浮选法,获得金精矿品位89.67 g/t,金回收率93.05%的较好指标。     

预先分级-重浮磁联合工艺分选广西某黑钨矿的试验研究

广西某黑钨矿属石英脉石型黑钨矿床,原矿WO3品位为0.41%,采用"预先分级-中细粒级摇床抛尾-粗粒级磨矿-摇床精选-反浮选-磁选"工艺流程脱除绢云母、石英等脉石矿物,最终可获得产率0.47%、WO3品位67.31%,回收率77.16%的黑钨精矿。钨资源得到较好的回收。     

某难选铅锌矿的选矿试验研究

某铅锌矿石铅锌矿物与脉石矿物共生关系复杂、嵌布粒度较细,矿石比较难磨,锌矿物及脉石矿物比较易浮,采用常规的浮选药剂,铅、锌精矿互含高,精矿品质低。原矿中主要金属矿物Pb品位为0.78%、Zn品位为5.55%;试验研究所确定采用原矿添加石灰磨至-0.074 mm占85%后,铅经一次粗选、一次扫选、四次精选产出铅精矿(铅粗精矿再磨至0.045 mm占95%),选铅尾矿锌浮选,经一次粗选、一次扫选、三次精选产出锌精矿和尾矿的工艺流程。添加新药剂T8、D88、酯-18;最终获得了铅精矿铅品位60.50%、回收率76.26%,锌精矿锌品位50.77%、回收率为87.40%的较好指标。     

河南某金矿选矿试验研究

矿石中主要回收元素为金,主要为自然金和金银矿且多包裹在脉石矿物中,裂隙金和粒间金分布较少。回收难度较大,对矿样进行了重选、氰化浸出及浸渣浮选试验,获得重选作业金回收率4.75%;氰化浸出作业金回收率51.00%;浸渣浮选作业金回收率为86.78%,金精矿含金40.85 g/t,金矿石的选矿总回收率为93.83%的较好试验指标。     

Managing clay minerals in froth flotation—A critical review

Clay minerals are widely present in various ore deposits as gangue minerals. The processing of high-clay-content ores is becoming a significant challenge for the mining industry owing to the poor flotation performance caused by the presence of clay minerals. Different types of clay minerals are typically present in ore bodies, and they cause several detrimental effects to flotation that require different treatments. In this article, a comprehensive review of the studies on understanding and mitigating the negative effects of clay minerals in flotation is presented. It starts with a review of the classification and structures of clay minerals commonly occurring in ore deposits and their properties that determine the behavior of clay minerals in flotation. It is followed by a critical review of two main negative effects of clay minerals on flotation, the recent research findings mainly from The University of Queensland group. The first negative effect is the coating of clay minerals on the surface of valuable minerals that decreases the floatability of valuable minerals. The second negative effect is the formation of network structures in the slurry. Depending on the type and strength of the network structure, it can cause either high pulp viscosity or increased gangue entrainment, which reduces the flotation recovery and flotation product grade, respectively. In this section, the mechanisms and key factors behind each negative effect are presented and critically discussed. Then, the approaches and techniques developed to mitigate the different negative effects of clay minerals are reviewed. To conclude, future directions for a more complete understanding of mechanisms and problem solving are recommended.     

甘肃某难选金铜氧化矿浮选试验研究

甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%。铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系。对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因。在磨矿细度为-74 μm占80%,Na₂S作硫化剂,CuSO₄作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和25号黑药作捕收剂的条件下,采用一次粗选,四次扫选,粗精矿再磨后三次精选硫化浮选工艺流程,可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%,铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%,银品位为216.24 g/t、银回收率为87.26%的金铜精矿。金铜精矿可采用热压预氧化—无氰化工艺流程回收金铜,该选冶流程可为金铜氧化矿的开发利用提供借鉴。     

某微细粒难选铁矿选矿试验研究

某铁矿为微细粒弱磁性铁矿,有用矿物主要是赤铁矿和磁铁矿,脉石矿物主要是石英．在磨矿中产生许多矿泥,影响其可浮性．采用重选、磁选、浮选、选择性絮凝和磁化焙烧等工艺处理该矿石．结果表明,采用选择性絮凝脱除矿泥,阳离子反浮选工艺最合适．在原矿含铁45．27％的情况下,获得铁品位59．67％,回收率78．84％的铁精矿．