采用钨锡分选工艺 提高经济效益

本文介绍了湖南省郴州地区雷坪有色金属矿选矿厂采用钨锡分离选矿工艺,提高了锡精矿品位,综合利用了钨矿资源,增加了企业的经济效益.     

某重选钨锡混合精矿精选分离试验研究

某钨锡多金属矿原矿锡品位低于0.1%,因原矿锡品位低、可浮性差,采用摇床回收钨精选尾矿中的锡矿物,获得重选钨锡混合精矿.该重选钨锡混合精矿品位WO341.09%、Sn7.50%,WO3、Sn金属主要分布在0.010~0.045mm粒级.对该混合精矿进行试验方案比较后,本研究采用自主研发的脂肪酸类捕收剂TA-3药剂以及“白钨浮选-湿式磁选”工艺,获得了白钨精矿品位WO351.39%,WO3回收率44.43%;黑钨精矿品位WO345.09%,WO3回收率47.71%;钨锡混合精矿品位WO315.41%、Sn23.05%,WO3回收率7.86%、Sn回收率64.48%,达到了获得较高Sn品位精矿的目的,为后续分离和利用创造了有利条件.     

黑钨与锡石细泥浮选药剂(书)

这是我国冶金工业出版社最近出版的新书。此书作者是中南矿冶学院朱逢光和朱玉霜同志。此书是作者根据多年教学、开展科研工作经验和现场调查编写而成的。全书介绍了浮选黑钨与锡石细泥所用的捕收剂和抑制剂;介绍了苄基胂酸的制法和用它作捕收剂对我国一些钨矿黑钨细泥的浮选、精矿中铅锡的分离、中矿中钨锡的分离、高钨锡矿中钨锡的分离的实践数据。书中并附有浮选锡石细泥或黑钨细泥常用的抑制剂。     

新疆某难选钨锡矿石选矿工艺研究

新疆某钨锡矿石可回收的有价元素主要为钨和锡。矿石WO_3含量为0.63%,钨主要以黑钨矿的形式存在,92.76%的钨存在于黑钨矿中;Sn品位为0.24%,78.26%的锡存在于锡石中。矿石钨、锡矿物种类多,且容易过粉碎;脉石矿物有褐铁矿、电气石、孔雀石、磁黄铁矿、绿泥石等中等密度的矿物,这些矿物的磁性与黑钨矿相近,增加了钨、锡分选的难度。为实现该钨锡矿石的有效回收利用,开展了选矿工艺研究。结果表明:矿石磨细至-1.0 mm条件下,采用粗选段分粒级单一重选、精选段脱硫—重选—磁选—中矿再磨—重选的工艺流程进行选别,获得的钨精矿WO_3含量为65.23%、对原矿回收率为78.04%,锡精矿Sn品位为42.40%、对原矿回收率为66.04%,实现了钨、锡资源的有效回收。     

低品位硫化镍矿选矿中矿加压浸出试验研究

进行了低品位硫化镍矿选矿中矿的加压浸出试验研究,重点考察了初始硫酸用量、氧气压力、浸出温度、浸出时间、搅拌速度和液固比对镍浸出率的影响;在最佳工艺条件下,浸出渣中镍含量平均为0.082%,镍浸出率平均为93.35%。     

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。     

黑钨精矿真空蒸馏脱锡的研究

<正> (一) 前言我国是“钨资源大国”,但我国许多钨矿含锡较高,呈钨锡矿床。这样一来,就黑钨精矿来说,钨含量达到了要求(WO_365％),且在各种杂质中,除锡外均合格,仅因锡含量高达1.5％—2.5％,而成为次品。若将此黑钨矿作为精矿出售或出口,价格大减,若作为深加工原料,则严重影响产品的质量,使生产这类高锡精矿的单位经济效益显著变差,因此,有必要进行钨锡分离。     

云锡某难选锡铁矿选矿工艺试验研究

对云锡某难选锡铁矿开展选矿试验研究,根据矿石性质,采用阶段磨矿、阶段选别的磁重工艺流程有效地回收了矿石中的锡矿物和铁矿物;流程试验获得粗锡精矿品位11.37%、回收率30.25%,锡富中矿品位3.8%、回收率5.51%,贫中矿品位15%、回收率9.85%,锡综合回收率45.61%;铁精矿产率28.92%、铁品位60.78%、铁回收率67.21%的良好指标。     

改革扫选流程 降低尾矿品位

<正> 大吉山钨矿选矿厂针对-60目精选流程尾矿品位较高(WO_3l-2.8%)的情况,改扫选摇床中矿为扫选摇床尾矿,取得较好的效果。该厂-60目钨精选流程为浮选-重选流程。重选部分为:粗选尾矿进浓密机,沉砂与粗选中矿入分级斗,其沉砂进入一次扫选,得精矿,中矿与尾矿进行二次扫选,得精矿和尾矿,中矿返回分级斗。该流程在生产中尽管精工细作,尾矿品位WO_3仍达1-2.8%。为此,1975年对流程进行了改进。将二次扫选中矿与尾矿改为二次扫选尾矿,其中矿与一次     

钨渣综合利用研究现状

随着钨矿资源的大量开发和利用造成钨渣的露天堆存,这不仅会造成有价金属资源的浪费,而且堆存占用大量土地,导致土壤和地下水系严重的污染。阐述了钨渣浸出毒性与特征污染物,分析钨渣资源化存在的问题,对现有钨渣回收钨、钽、铌、铁、锰、钪、锡和铀工艺与钨渣减量化处理研究现状进行了综述,并对未来钨渣资源化与减量化研究方向提出了建议。      

高梯度磁选高锡钨细泥的研究

<正> 瑶岗仙钨矿精选工段的难选高锡钨细泥,粒度细,含锡较高,钨锡分离困难,长期堆存未能合理利用。该矿委托我们对此种钨细泥进行高梯度磁选的研究。要求达到钨精矿含锡0.6％左右,WO_3回收率70％左右。 1981年6月完成实验室型试验。试验指标为:当原矿含WO_235.48％、含锡4.05％时,一次粗选所得钨精矿含WO_364.04％,含锡0.32％,WO_3回收率90.25％。     

铁山垅钨矿重选工艺流程的先进

介绍了铁山垅钨矿重选工艺流程的改进及效果，重选原工艺流程为两段磨矿、中矿小闭路再磨再选，该工艺处理低品位、粗细不均匀嵌布细胞带型为主的脉钨矿石，选矿技术指标不高。     

从低品位锡钨混合粗精矿中提取钨

采用碳酸钠氧压浸出工艺处理低品位锡钨混合粗精矿, 研究了碳酸钠用量、添加剂A用量、氧分压、浸出液固比、浸出时间、浸出温度及搅拌速度等因素对钨浸出率的影响。结果表明, 最佳工艺参数为: 碳酸钠加入量为化学反应理论量1.5倍, 添加剂A用量为原矿质量的15%, 液固比为5∶1, 氧分压0.5 MPa, 温度180 ℃, 时间2 h, 搅拌速度700 r/min, 此时钨浸出率可达99%以上。     

豫西某金钨矿综合利用试验研究

豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。     

云南某白钨矿常温浮选工艺研究

云南某钨矿的萤石、方解石含量较高,采用常温浮选回收钨难度较大.针对矿石性质,采用“优先浮硫-白钨常温浮选”的工艺,用新型捕收剂FW作白钨矿的捕收剂,常温精选段用水玻璃作调整剂回收白钨矿.对钨品位0.32％的原矿,获得钨精矿品位51.78％、回收率81.44％的选矿技术指标.     

赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

赣州某选钨尾矿Li_2O品位为0.34%,锂主要赋存在云母矿物中。为确定锂的回收利用工艺,对有代表性试样进行了浮选工艺及浮选锂精矿焙烧—浸出工艺条件研究。结果表明,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理试验原料,可获得Li_2O品位为1.18%、回收率为58.69%的锂精矿;浮选锂精矿与氯化剂(氯化钙与氯化钠的质量配合比为1∶1)按质量比1∶0.6混合后在900℃焙烧1 h,焙烧产物在液固质量比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2 h情况下水浸,锂浸出率达到98.80%。因此,浮选—氯化焙烧—浸出工艺可实现赣州某选钨尾矿中锂的综合回收。     

光电拣选在某钨矿应用过程中的工艺研究

根据国内某钨矿光电拣选工业试验,对光电拣选原矿给料粒度、抛废率及设备处理能力进行了系统性分析研究,该钨矿在原矿拣选入料品位0.22%,入料粒度10～40 mm的情况下,采用K-108光电拣选设备,可获得钨品位0.26%的钨精矿,拣选尾矿钨品位为0.046%,拣选抛废率21.84%,拣选精矿钨金属回收率95.38%,光电拣选工艺对该钨矿有明显分选效果。研究发现分析矿取样不规范是造成工业试验抛废精矿回收率过高的根本原因,拣选循环负荷量是影响拣选工艺稳定性的关键因素。     

低品位锡精矿直接烟化新工艺

实验研究了低品位含硫锡精矿和锡中矿的直接烟化新工艺,并对SnO_2的硫化进行了热力学讨论。实验结果表明,在中性气氛及高温条件下,FeS可以直接硫化SnO_2。采用硫化烟化法处理低品位含硫锡精矿和锡中矿在技术上是可行的,锡的挥发率可以高达97.83～99.89%,烟尘含锡达75.71～76.01%。根据所得结果提出了相应的工艺流程。     

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。     

云南某钨锡矿选矿试验研究

云南某钨锡矿含钨0.323%,锡0.140%,二氧化硅63.13%,三氧化二铝17.44%,氧化钙2.92%,氧化镁2.44%,在矿石工艺矿物学及试验研究的基础上,采用一段磨至-0.5mm,针对不同的床型,开展水力分级,进行摇床粗选,混合精矿脱硫、除铁、常温浮选分离钨锡的选矿工艺,获得了钨精矿产率0.31%,钨品位71.06%,钨回收率67.69%,含锡0.56%;锡精矿产率0.12%,锡品位58.18%,锡回收率50.94%,含钨3.80%,锡富中矿产率0.21%,锡品位4.22%,锡回收率6.87%,含钨2.69%,综合锡回收率57.81%的技术指标。