浮选尾矿重选回收钨矿工艺

从硫化矿浮选尾矿中回收低吕位钨矿时，用旋流器预先脱泥，再用螺旋溜槽处理沉砂。试验表明，浮选尾矿预先脱泥后，重选指标高于不脱泥的指标。旋流器的沉砂可用细筛筛除器位比螺旋溜槽尾矿品位还低的部分。螺旋溜槽精矿带可分别截出两个粗精产品，一个可用摇床直接选出黑钨，另一产品浮选回收白钨。旋流器脱出的矿泥用离心选矿机、横流皮带溜槽粗选后，浮选也可获得较好指标。     

浮选尾矿预选钨矿的适宜脱泥率和重选产品的合理截取

从硫化矿浮选尾矿中回收钨矿物前，采用螺旋溜槽预选比较经济，螺旋溜槽给矿宜先用水力旋流器脱泥并掌握适宜脱泥率，旋流器沉砂筛除一部分粗粒后也有利于溜槽矿物分带。     

从硫化矿尾矿中回收钨矿一些问题的探讨

从矽卡岩型矿床的硫化矿石的浮选尾矿中回收钨矿物，用单一浮选工艺经济上不合算，用重选方法预选、重选、浮选方法结合可以提高经济效益。本文对浮选尾矿选前说泥最佳产率的确定，螺旋溜槽预选时产品的合理截取，螺旋溜槽丢弃尾矿的最佳产率，粗精矿与矿泥的合理处理，综合回收黑钨矿的合理方案以及硫化矿石浮选尾矿综合利用有经济效益的最低钨品位等问题进行探讨。     

用重选预选铅锌浮选尾矿中低品位钨矿的研究

研究用旋流器、螺旋溜槽及摇床富集浮选尾矿中的钨矿物,以便减少白钨浮选药剂消耗和及早回收黑钨矿。     

某难选氧化铜矿泥砂分选试验

为提高某难选氧化铜矿的回收率,采用了泥砂分选工艺,对氧化率为97.29%、铜品位为4.20%,且矿石含泥量大的氧化铜矿开展了试验研究。研究结果表明:采用常规直接浮选获得的回收率较低,为73.10%;采用旋流器脱泥、脱泥后泥砂分选、矿泥部分采用螺旋溜槽回收铜、沉砂部分采用浮选法回收铜工艺,可获得产率为12.12%、铜品位为27.01%、铜回收率为75.96%的综合铜精矿,比直接浮选铜品位提高了2个百分点,铜回收率提高了2.86个百分点。     

微细粒级锡矿选矿试验研究

云南某多金属选矿厂采用浮—重—浮选矿工艺流程进行铜、锌、锡的回收,铜锌浮选尾矿经脱硫、除铁处理后,通过Φ250旋流器进行分级,沉砂采用摇床回收粗颗粒锡石,溢流采用浮选回收细颗粒锡石,但是细粒浮选存在药剂用量大、浮选精矿品位低等问题,为解决这些问题,对生产现场Φ250旋流器溢流取代表性矿样进行试验研究,采用预先脱泥再浮选的方式,大大降低锡石浮选药剂用量,对浮选精矿采用新型复合力场式重力选矿设备——球面振旋选矿机进行精选,最终获得锡精矿含锡30.93%、回收率60.57%的良好试验指标。     

云锡某老尾矿回收锡等矿物的选矿工艺研究

所研究的尾矿是云锡公司历史上长期堆存于尾矿库的尾矿资源,从尾矿试料性质分析,结合尾矿选矿试验工艺研究和生产实践经验,对某尾矿库锡老尾矿进行预先分级,砂、泥分选,通过分级沉砂磁选、旋转螺旋溜槽预选、摇床重选等探索试验研究,最终采用Φ250 mm旋流器进行预先分级,沉砂两次磨矿、摇床两次选别,分级溢流离心机预选,皮带溜槽精选的工艺流程。试验获得入选试料含锡0.18%,沉砂产出含锡8.60%的粗锡精矿,锡回收率41.12%;泥矿产出含锡5.56%的富中矿,锡回收率5.22%。     

广西某钨锡细泥选矿试验

广西某钨锡矿选厂采用双曲波细泥摇床重选水力分级溢流,由于入选粒度微细,导致大量的钨锡矿物流失在尾矿中。为了充分回收其中以黑钨矿和锡石为主的钨锡矿物,以探索试验结果为基础,采用旋流器分级-悬振锥面选矿机重选沉砂-重选精矿浮选脱硫砷-重选尾矿与旋流器溢流合并浮选脱硫砷后再混合浮选钨锡流程对该尾矿试样进行再选试验,所获钨锡混合精矿的WO3、Sn品位分别为10.96%和6.82%、回收率分别为77.49%和63.79%。因此,粗细分级分选、重-浮联合选矿工艺流程是该尾矿的高效再选流程。     

浮-重联合流程处理铜硫矿泥的试验研究及应用

江西某铜矿矿泥含量大,且矿泥中铜硫品位高,为回收其中的铜硫资源,矿泥经预先分级后,沉砂进行铜浮选,溢流给入铜扫选一作业中,浮铜尾矿重选回收硫的"浮-重"联合工艺对铜硫进行综合回收。铜浮选系统以"Y-10+丁黄+丁铵"组合作为铜的捕收剂,闭路试验获得铜精矿铜品位20.12%,铜回收率61.74%的选别指标。硫回收系统采用"螺旋溜槽-摇床"联合工艺,获得硫精矿硫品位为36.15%,回收率为42.95%的选别指标。     

钢铁工业冶金含铁尘泥铁、碳、锌分选技术研究

在对冶金尘泥性质、矿物成分分析的基础上,提出絮团尘泥高效分散—水力旋流器脱锌—浮选回收碳—重选回收铁的成套工艺技术。工艺研究表明,对冶金尘泥的絮团采用自制药剂DW进行分散,用量为5 mg/L时,沉降率达到40.48%;冶金尘泥原料经水力旋流器脱锌后,可得到产率为16.78%,品位为22.31%的细粒级高锌产品,脱锌率达到74.52%;水力旋流器粗粒级产品通过一粗三精的浮选工艺,可以得到品位为72.36%,回收率为52.37%的碳精矿;浮选尾矿经两段摇床分选后,最终可以获得品位为54.25%,回收率为53.31%的铁精矿。该工艺分选指标较好,为大规模工程转化提供了可靠的技术支撑。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

从四川某铅锌矿尾矿中回收氧化锌的选矿工艺研究

四川某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中锌品位约为2%,其中氧化锌占90%左右。因含泥高、品位低、选矿难度大,而无法回收弃之于尾矿库中。本研究采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集(品位到4.5%左右)、浮选的联合流程解决了这一难题,获得锌品位33%、浮选作业回收率86%的氧化锌精矿。     

难选白钨矿重-浮选矿新工艺的研究

根据矿石工艺矿物学性质,采用棒磨-细筛闭路磨矿、螺旋溜槽重选、细泥浮选的重-浮联合流程选白钨矿,重选可丢弃约3/4的尾矿.对品位(WO3)30.5%的重选粗精矿,可用常温浮选精选;对产率不足1/5的细泥矿,用常规浮选工艺选白钨矿.原矿品位为1.47%时,可获得白钨精矿品位66.58%,回收率82.15%.与全浮流程相比,回收率接近,但重-浮工艺的选矿成本较低.     

提高某选厂钨细泥钨回收率的试验研究

某选厂钨细泥产品中,WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为41.85%、58.06%和0.09%,其中90%的钨分布于30μm以下的粒级,且该钨细泥为白钨加温精选-摇床重选后的尾矿,若直接浮选选别难度较大。经试验研究,确定采用预先脱泥脱药—浮选工艺流程。结果表明,可从含WO34.14%的钨细泥给矿,获得WO3品位为35.20%、回收率为86.34%的钨细泥精矿。     

铜硫浮选尾矿回收白钨的试验研究

为充分利用矿产资源，综合回收尾矿中的白钨，进行了从永平铜矿铜硫浮选尾矿中综合回收白钨的试验研究，对扩大试验推荐的工艺流程进行评述。扩大试验初段采用螺旋溜槽有效地丢弃大量尾矿，所得白钨粗精矿和摇床中矿经湿式强磁选机除石榴子石，浮选脱硫后再摇床选得合格白钨精矿，试验获得满意指标。     

某多金属资源中低品位钨锡浮选技术研究

采用"浮选富集—强磁分离"的技术路线,研究了工艺流程与药剂制度对钨锡资源的综合回收的影响。结果表明,采用旋流器脱泥可大量脱除细粒脉石矿物,优化钨锡矿物的浮选环境;以Pb(NO3)2为活化剂,BK411和BK412为组合捕收剂可实现低品位钨锡资源的高效混合浮选;混浮精矿重选富集后可采用强磁选分离得到钨精矿和锡精矿。采用"脱泥—浮选—重选—强磁"工艺流程,可得到含量42.36%的钨精矿和52.22%的锡精矿,较好地实现了钨锡资源的综合回收。     

从某铜矿尾矿中重选回收白钨矿的试验研究

某铜矿浮选尾矿WO_3品位为0.056%,可供综合回收。该尾矿矿物组分较复杂,其中钨矿物绝大部分为白钨矿,另有微量的黑钨矿及钨华,金属硫化矿物主要为黄铁矿,微量磁黄铁矿,其他金属矿物主要为褐铁矿、磁铁矿等,非金属矿物主要为石英,其次为钙铁榴石,少量的方解石、长石、绿泥石等。白钨矿可浮性较好,可以采用浮选方法回收,但浮选药剂在回水中残留会显著影响主流程主要金属的浮选指标,而重选流程不会影响回水复用。采用浮选开路试验脱硫后,再通过螺旋溜槽分级富集-磁选除杂-摇床回收粗粒级白钨矿-异形面溜槽回收微细粒级白钨矿,全流程试验获得了产率为0.05%,WO_3品位为30.11%,WO_3回收率为26.41%的钨精矿。     

难选白钨矿重—浮选矿新工艺的研究

根据矿石工艺矿物学性质,采用棒磨一细筛闭路磨矿,螺旋溜槽重选,细泥浮选的重一浮联合流程选白钨矿,重选可丢弃约3／4的尾矿,对品位（WO3）30．5％的重选粗精矿,可用常温浮选精选;对产率不足1／5的细泥矿,用常规浮选工艺选白钨矿,原矿品位为1．47％时,可获得白钨精矿品位66．58％,回收率82．15％,与全浮流程相比,回收率接近,但重一浮工艺的选矿成本较低。     

分级再磨方式对某铜尾矿再选指标的影响

内蒙古某铜尾矿含铜0.14%左右,具有再利用价值,但尾矿含泥较多,铜的再选难度较大。针对该问题,重点研究了分级再磨方式对尾矿铜再选的影响,对比了“直接浮选”、“再磨浮选”、“预先分级—粗粒再磨—合并浮选”和“预先分级脱泥—再磨浮选”等再选方案,发现再磨可以实现铜矿物的有效解离,大幅提升铜精矿的品位和作业回收率;预先脱泥可大幅提升铜精矿品位,有效改善铜浮选的作业指标。因此,确定最佳的再选方案为“预先分级脱泥—再磨浮选”,该方案获得的工艺指标最优,在给矿铜品位为0.139%的条件下,可获得铜品位和回收率分别为13.04%和44.73%的铜精矿。