某难选黑白钨共生矿试验研究

某黑白钨共生矿中富钙、富镁的脉石矿物含量高,严重影响了钨矿物的回收利用。为了解决该技术难题,原矿经硫化矿浮选、磁选后对钨给矿(WO3 0.48%)进行试验研究,采用改性水玻璃、硝酸铅,螯合类捕收剂GYB和改性脂肪酸类捕收剂GYR组合进行粗选获得的黑白钨混合粗精矿,采用改进型彼得洛夫法-添加调整剂NC、NF、水玻璃和捕收剂GYR,进行加温精选分离,加温精矿经酸浸得白钨精矿,加温尾矿经摇床得重选黑钨精矿,摇床尾矿经浓缩添加调整剂NA、改性水玻璃和硝酸铅,组合捕收剂GYB和GYR得浮选黑钨精矿。小型试验获得指标:WO372.21%的白钨精矿,回收率59.08%。WO3 47.92%的重选黑钨精矿,回收率14.15%。WO3 55.72%的浮选黑钨精矿,回收率6.33%。钨的总回收率达79.56%。     

某铜浮选尾矿中回收白钨矿的选矿试验研究

为提高钨资源回收,针对某铜矿山含WO30．089％的铜浮选尾矿,采用“磁选预先脱出磁黄铁矿-硫化矿浮选-钨粗选-白钨加温精选”的工艺以及白钨矿捕收剂FW,进行了较为系统的选矿试验研究。研究表明,由于磁黄铁矿被强烈抑制,难以活化浮选,采用磁选工艺脱出磁黄铁矿是获得较高品质钨精矿的关键。试验分别考察了油酸、ZL、FW三种捕收剂对白钨矿浮选的影响,试验表明,白钨矿捕收剂FW有着较强的捕收能力和选择性。研究最终获得钨精矿含WO356．24％,回收率52．54％的试验指标。     

含碳低品位难选白钨矿常温浮选试验研究

某片麻岩型白钨矿中石墨含量较高、钨品位低,以白钨矿为主,含有部分黑钨矿,钨矿物嵌布粒度细,属"贫"、"细"、"杂"难选的白钨矿。根据矿石的性质,提出"炭硫异步浮选-白钨粗选-钨粗精矿常温精选"工艺,以煤油+丁基黄药+丁铵黑药组合进行脱碳脱硫,硫脱除率从20%左右提高到86.29%,脱碳脱硫尾矿进入选钨作业。白钨矿浮选采用Na2CO3为pH调整剂,水玻璃+FeSO4为脉石抑制剂,731为白钨矿捕收剂,当原矿为WO3含量为0.157%时,获得产率0.19%,WO3品位52.72%,WO3回收率62.30%的白钨精矿。     

甘肃某白钨浮选尾矿再回收白钨试验研究

对甘肃某白钨浮选尾矿再回收白钨进行了可选性试验,考察新型白钨浮选剂FX-6对低品位白钨矿的捕收效果。粗选试验结果表明,药剂用量在碳酸钠为1 800 g/t,水玻璃为2 000 g/t,FX-6为1 800 g/t的条件下开路一次粗选,白钨粗精矿WO3品位可以达到1.29%,回收率可以达到69%。粗精矿加温精选,在水玻璃用量70 kg/t时,两次精选后得到了白钨精矿WO3品位为56.86%,回收率为51.93%的良好指标。同时验证了FX-6新型白钨浮选药剂可以有效地用于尾矿白钨再回收。     

某钼铋浮选尾矿综合回收白钨矿实验研究

某低品位钨钼铋多金属矿具有贫、细、杂等难选的特点,现场白钨矿生产指标低,对现场钼铋浮选尾矿研发了"硫化矿浮选-钨常温粗选-钨粗精矿加温精选"新工艺。浮硫尾矿采用组合调整剂、高效白钨矿捕收剂ZL和钨粗精矿加温精选新药剂制度,解决了低品位白钨矿浮选回收技术难题。对含WO30.21%的实验给矿,获得钨精矿WO3品位由工业生产的40%提高至61.94%、对给矿WO3回收率由工业生产的15%提高至78.40%,白钨矿得到有效的综合回收。     

某难选高硫含铜白钨矿选矿试验研究

某难选高硫含铜白钨矿中钨主要以白钨矿的形式存在,硫化铁主要以磁黄铁矿的形式存在。为给该矿石的开发利用提供技术支持,采用磁选-铜硫混合浮选-白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-74μm占65%时进行磁选,可获得品位为38.33%、回收率为51.14%的硫精矿,而磁选尾矿经铜硫混合-铜硫分离浮选,可分别获得品位为20.06%、回收率为73.12%的铜精矿和品位为35.20%、回收率为42.11%的硫精矿;其中铜硫混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、731氧化石蜡皂为捕收剂,进行一粗一扫三精白钨常温浮选,可得到WO_3品位为63.93%、回收率为89.60%的白钨精矿,有效地实现了铜硫的分离和白钨矿的回收。     

湖南某多金属矿综合回收白钨和锡石的试验研究

依据湖南某多金属矿矿石性质特点,采用预先浮硫化矿,浮硫尾矿常温浮白钨矿,白钨浮选粗精矿经酸浸脱磷产出合格的白钨精矿;白钨浮选尾矿经螺旋溜槽粗选富集,刻槽摇床精选产出锡精矿的工艺流程。对含WO30.617%、Sn0.043%的原矿,获得了钨(WO3)品位65.65%、回收率为85.09%的白钨精矿,锡品位28.20%,回收率为25.95%的锡精矿,白钨和锡石均得到有效回收。     

回收某硫化矿尾矿中白钨的选矿试验研究

某硫化矿尾矿中含WO_30.41%,其中白钨矿含WO_30.29%,并含有少量黑钨矿。该尾矿粒度较细,矿物基本单体解离,为了综合回收利用其中的钨资源,不造成资源浪费,试验采用"预先脱硫—强磁选富集黑钨—白钨浮选"的工艺流程,综合回收其中的钨矿,白钨浮选流程采用碳酸钠作为调整剂、CMC和水玻璃作为抑制剂、硝酸铅作为活化剂、ZL和GYB作为组合捕收剂的药剂制度。试验结果表明,经过一粗三精二扫的白钨粗选流程和一粗五精三扫的加温精选流程,可以得到含WO_3品位为62.37%,回收率为66.67%的白钨精矿,为该低品位含钨尾矿开发利用提供借鉴。     

某低品位黑白钨共生矿选矿工艺研究

某低品位复杂难选黑白钨矿矿物共生关系密切,嵌布粒度细,矿石性质差异性大,获得较好的技术指标较难。分别采用"磁-浮"黑钨白钨分类浮选选矿工艺和"浮-磁-浮"白钨优先浮选选矿工艺对该矿石进行选矿研究。"磁-浮"黑钨白钨分类浮选选矿工艺可获得品位72.59%,回收率30.15%的白钨精矿和品位55.36%,回收率47.81%的黑钨精矿,钨总回收率77.96%。"浮-磁-浮"白钨优先浮选选矿工艺获得WO3品位74.57%、回收率72.90%的白钨精矿和WO3品位28.88%、回收率8.48%的黑钨精矿,钨总回收率为81.38%。     

磁-重-浮联合工艺分选某黑白钨矿的试验研究

为了回收某碳酸脉型黑白钨矿中的钨矿资源,通过系统的工艺矿物学研究及在选矿试验的基础上,提出了黑钨强磁-摇床重选-白钨浮选-酸浸的选矿工艺流程。针对该矿中存在大量易浮方解石的问题,通过对组合捕收剂、抑制剂、pH值和加温酸浸的条件试验,研究了白钨粗选-白钨粗精矿加温精选-酸浸的选矿工艺,获得了高品位的白钨精矿。采用磁-重-浮联合工艺在原矿含WO30.55%的条件下,获得了含WO3为33.56%、钨回收率为15.92%的黑钨精矿,含WO3为66.56%、钨回收率为53.29%的白钨精矿,使钨总回收率达到了69.21%。     

碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响及机理

-10 μm白钨矿的浮选回收率低, 导致大量白钨矿损失于尾矿中, 造成资源浪费, 而载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法之一.根据粒级以及粒级组成对白钨矿浮选的影响, 通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了-10 μm细粒级白钨矿的自载体浮选, 同时研究了载体比例、载体含量和碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响.研究结果表明, 油酸钠为捕收剂时, 在合适的载体粒度和载体比例下, 自载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法, 碳酸钠可强化白钨矿的自载体浮选, 扩大载体比例和载体粒度范围.机理研究表明, 白钨矿      

甘肃某白钨矿石工艺矿物学研究

从工艺矿物学的角度,研究甘肃省某白钨矿石的矿物学特性与选矿的关系。研究结果表明,该白钨矿石金属硫化矿物含量低,脉石矿物贫铁、钙,白钨矿细-微细粒嵌布,适宜采用浮选方法回收白钨矿,鳞片状绢云母和叶蜡石对白钨浮选具有一定的干扰作用。     

从铜尾矿中回收白钨的选矿试验研究

依据某矿山的矿石性质,进行了原矿化学分析与白钨矿单体解离度测定,测定该选铜尾矿含WO30.21%,S6.09%,试验研究以原矿工艺矿物学研究结果为基础,采用先脱硫再浮选的选矿工艺流程回收钨。试验结果表明:铜尾矿磨矿细度为-0.074 mm含量75%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选脱硫工艺流程,可获得含硫48.98%、回收率98.15%的硫精矿;选硫尾矿通过两次钨粗选,两次钨扫选,五次钨精选的闭路浮选流程获得含WO355.88%,WO3回收率为80.35%的白钨精矿。     

某含钼钨矿石选矿试验研究

某含钼白钨矿采用依次浮钼、硫、钨的优先浮选工艺流程,浮选钨精矿再酸浸脱磷,最终获得了WO3品位为79.14%、回收率为77.56%的合格白钨精矿,并综合回收钼、硫。     

钨矿表面特性与可浮性关系研究现状

钨矿选别过程中,黑、白钨矿分别主要采用重选法和浮选法回收.但因为重选难以高效回收微细粒黑钨矿以及浮选过程中白钨矿难以与含钙矿物有效分离等原因,导致钨矿回收率低或品位不理想.因此,有必要对黑、白钨矿的表面特性进行深入研究.介绍了黑、白钨矿表面特性的研究现状,主要评述了黑、白钨矿表面键的断裂、表面化学组成、表面异向性、表面电性以及表面溶解组分对钨矿可浮性的影响.对未来钨矿表面特性的研究方向和研究方法进行了展望.     

某白钨矿回收工艺的试验研究

针对某钨矿的主要钨矿物为白钨矿,采用优先浮硫-白钨常温粗选-钨粗精矿加温精选的工艺回收钨矿物。试验表明:在磨矿细度为-0.074 mm占82%的条件下,以碳酸钠和水玻璃为调整剂,ZL为捕收剂浮选钨。当原矿品位WO3为0.593%时,可获得品位WO3 65.97%、回收率81.98%的白钨精矿。     

离心机用于钨细泥精选的工业应用

福建某钨矿钨细泥矿物种类繁多,钨品位低,黑钨矿、白钨矿共生,原生矿与风化矿比例变化较大,矿山原设计采用＂钨细泥浮选粗选-加温精选-弱磁选-强磁选-高频摇床重选＂工艺进行钨细泥的回收,工艺流程长而复杂,生产成本居高不下,技术经济指标远远达不到设计要求.本研究采用离心机精选工艺取代原设计的精选工艺,在给矿品位WO3 0.19%时,工业应用取得细泥钨精矿品位WO3 22.29%,回收率65.32%的技术指标,解决了困扰矿山生产经营的钨细泥回收的技术难题,在提高钨资源整体利用效率的同时,提高了企业经济效益.     

从某钨矿选厂钨细泥中回收钨、锡的试验研究

采用白钨的常温浮选分离技术,优化合理的组合药剂制度,对某钨矿的钨细泥进行高梯度磁选、浮选、摇床重选、离心机选别的对比试验,采用"摇床—浮选—摇床"、摇床—浮选—电选"、离心机—浮选—离心机"联合流程等方案分选白钨锡石,确定"高梯度磁选—离心机"选别黑钨矿"、离心机—浮选—离心机"联合流程分选白钨和锡石的适宜工艺,经全流程闭路试验,可获得钨精矿品位41.67%、回收率55.36%,锡精矿品位42.23%、回收率48.95%,试验达到了良好的指标。     

黑白钨强磁分选在柿竹园钨浮选回收中的应用

介绍了强磁分选黑白钨新技术在柿竹园多金属选厂钨浮选回收中的使用情况。针对该选厂原有工艺中黑白钨混浮、加温作业阶段黑钨矿物受到强烈抑制,导致黑钨矿精矿品位低、钨矿物总回收率不高的情况,经过了两个阶段的工艺改造。提出确定在钨粗选段引进强磁系统,通过强磁将黑白钨进行分离,磁性产品浓缩后再黑钨浮选,黑钨尾矿返回钨粗选的新工艺。采用黑白钨强磁分离新工艺后,黑钨精矿品位提高了8.78%,钨的总回收率提高了5.04%,创造了良好的经济效益。     

Oxazolidines as Efficient Reagents for Flotation of Non-Ferrous and Tungsten Metal Ores

Abstract

New representatives of oxazolidines have been prepared by condensation of carbonyl com pounds with aminoalcohols (compounds I-III), or by mutual condensation of formaldehyde with monoethanolamine and acyclic alcohols (compounds IV-IX) according to known methods.

Oxazolidines I, II and IV-VII were tested as frothers in direct selective flotation of lead-zinc ores. Only oxazolidine I in the lead cycle is a worse frother than T-80. In the zinc cycle, the tested oxazolidines were better than oxal T-80 at consumption rates of 10 to 30 g/t.

Compounds III, VIII and IX were tested as additional modifiers in collective flotation of copper-lead-zinc ores and xanthogenate flotation of primary scheelite ores. Compounds III and IX reduce WO₃ losses both in the sulphide product and in the tailings of scheelite flotation. Oxazolidine III is a more efficient modifier than compound IX.

Compound V was tested as a modifier in flotation of scheelite by sodium oleate at pH 9.3–9.6. Oxazolidine V improves the efficiency of sodium oleate in floatation of scheelite, which is due to changes in the proportions of the three forms of oxyhydrylic collector in the liquid phase of the pulp-ionic, molecular, and micellar.