某白钨矿石高效浮选回收钨试验

江西某矽卡岩型白钨矿石WO_3品位为7.81%,Mo品位为0.04%。为高效、低成本回收其中的白钨矿进行了常温浮选选钨试验。结果表明,以FX-6为捕收剂常温浮选WO_3品位为7.81%的白钨矿石,在磨矿细度为-0.074 mm70%的情况下,采用1粗2扫浮钨,粗精矿浓缩1粗4精2扫浮选流程处理,最终获得含WO_3品位64.13%、回收率70.02%的白钨精矿。WO_3品位2.56%的白钨矿浮选尾矿及钼矿物的回收将另文介绍。     

新疆某白钨矿石选矿试验

新疆某白钨矿石中的有价元素为钨,钨主要以白钨矿的形式存在,主要脉石矿物为石英及萤石等含钙脉石矿物。为了确定该矿石的合理选矿工艺,分别就磨矿细度、常温浮选药剂用量、加温浮选药剂用量及选别工艺流程进行了试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占68.01%的情况下,以Na_2CO_3为pH调整剂,Na_2SiO_3为抑制剂,ZL为捕收剂,采用1粗2精1扫流程进行常温浮选;以Na_2CO_3和NaOH为pH调整剂,以Na_2S和Na_2SiO_3为抑制剂,ZL为捕收剂,在90~95℃保温50 min的情况下采用1粗2精1扫流程进行加温浮选,最终获得了WO_3品位为68.58%、WO_3回收率为84.59%的白钨精矿。     

广东惠东某含铜白钨矿石浮选试验

广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。     

江西某低品位钨矿石浮选试验

江西某低品位白钨矿石WO3含量为0.20%,矿物组成较复杂,金属矿物主要有白钨矿、磁黄铁矿等,非金属矿物主要有萤石、石英、透闪石、滑石、金云母、黑云母、白云母、石榴石、长石、绢云母、方解石等,含钙脉石矿物含量较高,矿石中白钨矿与脉石矿物共生关系紧密。为确定白钨矿的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下1次浮选脱硫,然后以碳酸钠为矿浆p H调整剂、水玻璃+栲胶为脉石矿物组合抑制剂、731为白钨矿浮选捕收剂,经1粗2精1扫浮选预富集钨、预富集精矿水玻璃强化调浆后1粗2精1扫常温浮选选钨、常温钨精矿90℃下水玻璃强化调浆后1粗5精1扫加温浮选选钨,最终获得WO3品位50.23%、WO3回收率为70.32%的白钨精矿,实现了白钨矿的高效回收。     

综合回收某低品位含铋白钨矿的浮选试验研究

某含铋白钨矿石中含Bi 0.074%,含WO_30.19%,有用矿物嵌布粒度较细,含泥量大,且方解石较多,属于高含钙、粒度细的难选低品位白钨矿。对该白钨矿进行了大量的工艺条件试验研究,结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占87.5%条件下,以乙硫氮+丁基黄药为铋粗选捕收剂、BK-205为起泡剂、石灰和水玻璃为铋精选抑制剂,经一粗三精二扫的闭路流程,获得了含Bi 20.44%,Bi回收率为66.29%的铋精矿;调节铋浮选尾矿矿浆p H值为9左右,以水玻璃为抑制剂、ZL为白钨捕收剂,经一粗二精二扫闭路流程获得白钨粗精矿;白钨粗精矿经过浓缩加温后,经一粗三精二扫闭路流程,获得了含WO_361.62%,WO_3回收率为81.08%的白钨精矿,回收指标良好。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

从湖南某高钙钨矿中常温浮选白钨矿与萤石

湖南某矽卡岩型含硫钨矿资源,矿物组成复杂,有用矿物主要为白钨矿和萤石。为了高效开发利用该资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,用4 000 g/t模数为2.8的水玻璃对矿浆浓度为50%白钨精矿1调浆1.5 h,然后进行连续4次常温空白精选,可有效提高白钨精矿WO₃品位;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下1次开路浮选脱硫,脱硫产品1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选白钨矿,选钨尾矿1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选萤石,最终获得了WO₃品位为58.26 %、回收率为92.89％的白钨精矿,以及CaF₂品位为98.36%、回收率为89.85%的萤石精矿。闭路试验流程是该矿石低耗、高效开发利用流程。     

新疆某白钨矿石选矿试验

新疆某白钨矿矿物组成复杂,WO₃含量为0.772%,95.85%的钨以白钨矿的形式存在,其他金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。白钨矿不均匀分布在脉石矿物中,以细粒为主,部分为不规则短条带状或不规则团状集合体。为高效回收矿石中的钨,在工艺矿物学分析基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1扫脱硫、1粗1扫常温浮钨、3次加温精选选钨、中矿顺序返回流程处理,可获得WO3品位为66.38%、回收率为83.40%的钨精矿。     

某含硫铝土矿石高效、低耗分选工艺研究

为了高效、低耗开发利用广西某含硫低品位铝土矿石,采用阶段磨矿与分级浮选相结合的工艺进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下采用1粗2扫3精、中矿顺序返回流程脱硫,脱硫尾矿中的+0.074 mm粒级1次浮选粗粒铝土矿,粗粒铝土矿浮选尾矿再磨至-0.074 mm占96%的情况下与脱硫浮选尾矿中的-0.074 mm粒级合并1粗2扫3精浮选细粒铝土矿,最终获得S品位为40.54%、Al2O3含量为25.12%、Si O2含量为8.54%、S回收率为81.32%的硫精矿,以及Al2O3含量为65.17%、Si O2含量为8.13%、S含量为0.28%、铝硅比为8.01、Al2O3回收率为79.56%的铝土矿精矿。     

江西某钨钼矿综合回收钨钼浮选工艺研究

为合理利用江西都昌金鼎钨钼矿业某钨矿矿石,采用浮选工艺对该钨矿中的钨、钼回收开展了可选性试验。试验结果表明：以2#油为起泡剂、柴油为捕收剂,在磨矿细度-0.074 mm60%的条件下,采用1粗2扫、钼粗精矿浓缩粗选后4精2精扫浮选流程,可获得钼品位43.13%、钼回收率50.65%的钼精矿;以纯碱+片碱为调整剂、脂肪酸+植物油酸为捕收剂,采用选钼尾矿1粗2扫、钨粗精矿加温粗选后4精2精扫浮选流程,可获得钨品位60.08%、钨回收率81.28%的钨精矿,获得了良好的试验指标。     

河南某矽卡岩型白钨矿选矿试验

根据河南某矽卡岩型白钨矿矿石性质的特点,对试样适宜的磨矿细度、浮选脱硫产品白钨矿粗选试验条件、白钨矿粗精矿精选试验条件进行了研究。在此基础上,采用1段磨矿、1粗1精预先脱硫、3次粗选白钨矿、白钨粗精矿脱泥浓缩、2精1扫流程处理,可以获得WO₃品位为52.15%、回收率为70.53%的白钨精矿。     

某低品位白钨矿石浮选试验

江西某低品位白钨矿石WO₃品位为0.21%,90.48%的钨以白钨矿的形式存在。白钨矿不仅品位低,而且嵌布关系较复杂,浮选回收难度较大。为开发利用该矿石资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用1粗3精3扫常温浮选,常温精矿浓缩至浓度为50%～60%,再加温至90～95 ℃,搅拌、解吸60 min后采用1粗3精3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WO₃品位为68.19%、回收率为74.68%的钨精矿。     

安徽某低品位钨钼矿石选矿试验

安徽某钨钼矿钨、钼品位低,有用矿物辉钼矿和白钨矿嵌布关系复杂、嵌布粒度不均、单体解离困难,属低品位多金属矿床。为合理开发利用该矿石,进行了优先浮选选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下,采用1粗2扫4精选钼(钼3次精选前再磨至-0.038 mm 95%)、钼扫选尾矿1粗2精(加温精选)2扫选钨、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,在最优药剂制度条件下,可获得钼精矿钼品位为44.60%、含钨0.45%、钼回收率为60.23%,钨精矿钨品位为63.93%、含钼4.90%、钨回收率为85.24%的良好指标。该工艺方案为开发利用该矿石提供了技术依据。     

江西某铜矿铜浮选工艺优化研究

江西某铜矿石受铜氧化率升高的影响,选矿厂生产指标不太理想,为解决现场工艺流程的不适应问题,在使用新捕收剂W 1的基础上,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占64%情况下,采用2粗2扫、粗精矿中的+0.074 mm粒级再磨至-0.074 mm占965%情况下与筛下合并进行1粗3精2扫流程浮选,最终获得铜品位为19.38%、铜回收率为73.84%的铜精矿。     

用新型絮凝剂PG改善某钨细泥的浮选效果

江西某钨矿重选尾矿细筛筛下(0.2~0 mm)钨、铜品位分别为0.44%、0.27%,有回收价值的金属矿物主要为黄铜矿、白钨矿、黑钨矿等。白钨矿粒径主要为0.002~0.1 mm,黑钨矿粒径主要为0.001~0.05 mm,钨在细粒级有明显的富集现象。为改变现场钨回收效果欠佳的问题,以PG为钨常温浮选絮凝剂进行了选矿试验研究。结果表明,在不改变选铜工艺技术条件的情况下,以PG为钨常温浮选絮凝剂,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回流程常温选钨,与不添加PG相比,常温浮选钨精矿WO3品位相当,但WO3作业回收率高4.11个百分点;在不改变选铜及钨加温精选工艺技术条件的情况下,以PG为钨常温浮选絮凝剂,与不添加PG相比,所取得的最终钨精矿WO3品位相当,但WO3回收率高2.75个百分点。因此,钨细泥含量较高的矿石适合采用选择性絮凝浮选工艺处理。     

安徽某钨矿中钼的综合回收试验研究

简要分析了安徽某钨钼矿的矿石性质,探讨了钨钼矿物回收的原则工艺,制定了优先浮辉钼矿等硫化矿,混合精矿钼硫分离的工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占75.60%的情况下,采用1粗2精1扫浮硫-1粗5精1扫分离钼的闭路工艺流程,获得的钼精矿Mo品位为40.64%,回收率为70.86%。     

江西某白钨矿选矿工艺研究

江西某白钨矿矿石中主要有价元素为钨,钨主要以白钨矿形式存在。现场原采用重选工艺回收,生产指标不理想。为提高白钨矿分选指标,进行了系统的选矿试验研究。结果表明,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占65%条件下浮选脱硫后,以NaOH+Na2CO3为调整剂、Na2SiO3+GS为抑制剂、731氧化石蜡皂+YK为捕收剂,采用1粗2精2扫预精选—预精选精矿浓缩后经1粗4精2扫—1次2次精选尾矿合并精扫选—精矿返回2次精精选、尾矿返回1次精扫选的工艺流程,获得了WO3品位66.71%、回收率72.91%的钨精矿。根据试验结果对现场工艺进行改造优化后,现场生产获得了WO3品位62.29%、回收率74.21%的钨精矿,较原工艺流程WO3品位和回收率分别提高了10.10和18.86个百分点,钨精矿中硫含量从1.53%降至0.21%,优越性明显。     

不同磨矿形式对柏泉铁矿石铁、磷选别效果的影响试验

柏泉铁矿石铁品位为12.17%,P2O5含量为2.38%,金属矿物主要为磁铁矿、赤铁矿等,非金属矿物有磷灰石、斜长石等。选厂原采用球磨机通过阶段磨矿—阶段选铁、磁选尾矿1粗3精1扫浮选磷工艺流程处理该矿石,但磷品位及回收率明显偏低。分别采用球磨机和棒磨机对该矿石破碎产品进行磨矿—磁选选铁和磁选尾矿1粗1扫浮选回收磷试验。结果表明,相比球磨机,磨矿产品达到相同磨矿细度时棒磨机所需磨矿时间更短;球磨机和棒磨机产品磨矿细度-0.074 mm分别占35%、40%时,选铁指标各自达到最佳,且棒磨-磁选精矿比球磨-磁选铁精矿铁品位增加4.66个百分点,铁回收率减少1.66个百分点;球磨机和棒磨机产品磨矿细度均为-0.074 mm 35%时,浮选回收磷效果最好,尽管棒磨产品最终浮选磷精矿P2O5品位降低1.49个百分点,但P2O5作业回收率增加15.91个百分点。该试验结果可为该矿山选厂磨矿工艺的改进提供借鉴。     

江西某低品位白钨矿选矿试验研究

江西某低品位白钨矿WO_3品位为0.35%,矿石结构复杂,有用矿物嵌布粒度细,共伴生含钙脉石矿物含量较高,属于复杂难选低品位白钨矿。为开发利用该矿石资源,对该矿石进行了大量工艺条件及工艺流程试验研究。结果表明,采用羧甲基纤维素(CMC)为矿浆调整剂,Pb(NO_3)_2为白钨矿活化剂,Na_2SiO_3+Al_2(SO_4)_3为脉石矿物的组合抑制剂,苯甲羟肟酸(GYB)+改性脂肪酸类捕收剂(GYR)为白钨的组合捕收剂,经过"一粗三精二扫"的常温闭路浮选工艺流程可获得白钨粗精矿;在白钨粗精矿中加入水玻璃和硫化钠,将矿浆温度调至90℃,矿浆浓度浓缩至55%,搅拌1 h,再经过"一粗四精二扫"的加温精选闭路流程,最终获得WO_3品位为61.89%,回收率为63.83%的白钨精矿。     

尼日利亚某氧化铜矿石选矿试验

尼日利亚某铜矿石属于铜品位高、氧化程度深、含泥量大、铜矿物组成复杂且嵌布粒度粗细不均的难选氧化铜矿石。为确定矿石的合理开发利用工艺,分别进行了硫化浮选工艺和硫酸酸浸工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗4精3扫浮选流程处理,可获得铜品位为20.23%、铜回收率为74.35%的铜精矿;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%、硫酸浓度为74 g/L、矿浆浓度为33%、浸出时间为2 h、搅拌速度为300 r/min的情况下,铜浸出率可达77.22%。从节能、增效角度考虑,酸浸工艺相对更适合该矿石的处理,在磨矿细度-0.074 mm含量从90%降至55%的情况下,铜浸出率高出浮选工艺铜回收率2.87个百分点。