福建某钨矿枱浮选矿工艺优化研究

为优化福建某钨矿枱浮选矿工艺,提高钨分选指标,采用“重-浮”联合工艺对其进行了试验研究.结果表明,原矿先采用摇床重选获得品位较高的钨粗精矿后,以Y-89+丁铵黑药作捕收剂浮选砷、硫等杂质矿物,获得了良好的试验指标.闭路试验获得了含钨55.56％、钨回收率92.89％,含砷0.05％、砷分布率3.02％,含硫0.36％、硫分布率2.55％的钨精矿.与原枱浮工艺相比,新工艺不仅提高了钨精矿质量,而且显著改善了选厂生产环境,实现了钨矿石的清洁高效分选.     

设备

<正> 我矿红卫选矿厂精选段处理的粗精矿含有70%以上的毒砂。建厂以来,曾用过普通枱浮摇床等设备枱浮脱砷,效果都不够理想,最近,我矿应用刻槽枱浮摇床(床面如下图)脱砷,获得较好效果。这种床面有利于浮起产物的排出,粗粒毒砂很少被撞沉。斜槽有利于硫化矿物与空气接触,浮起;纵槽则有利于细粒黑钨矿的回收。     

内蒙某多金属矿微细粒锡富中矿回收选矿试验研究

内蒙某含砷铁锌铜锡钨多金属矿选矿厂采用磁—浮—重—浮原则工艺流程综合回收铁、铜、锌、锡、钨后的尾矿中还含有Sn 0.25%的微细颗粒锡石,采用锡石浮选获得含Sn 3.58%的浮选精矿,即锡富中矿。锡富中矿虽然矿物组成简单,但主要有价矿物锡石结晶粒度细,与铁、脉石等矿物共生关系密切,这对锡石的回收影响较大;同时,富锡中矿中-5μm粒级产率高达40.03%,锡金属分布率达到10.22%,对锡石的分选极为不利,增加了锡石回收的难度。为了更好地回收这部分锡石,采用浮选、摇床+皮带溜槽重选及新型振旋球面选矿机选矿的方法进行了详细试验研究,结果表明,采用新型振旋球面选矿机进行全粒级入选获得的试验指标优于锡石浮选和重选。因此,最终推荐采用以新型振旋球面选矿机重选—重选精矿浮选除砷的联合选矿工艺流程,获得了锡精矿含锡32.59%、锡回收率为78.13%的良好指标。     

某矿黑钨矿、白钨矿、锡石分选试验研究

某矿精选流程由重选-枱浮-浮选-磁选联合流程改为重选-枱浮-磁选-浮选-电选联合流程进行黑钨矿、白钨矿、锡石分选,新工艺流程通过磁电选和浮选方法,解决了高硫、高磷、高钙、高锡、高钼钨精矿除杂难的工艺技术问题,并通过工业性试验验证了该分选流程的优越性,试验结果表明该分选技术加工的产品互含低,杂质元素含量低,大大提高了该矿石的综合回收率,每年增加产品附加值61.87万元。     

中矿选择性分级再磨工艺在武山铜矿的应用

浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿（中矿）由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。     

中矿选择性分级再磨工艺在武山铜矿的应用

浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿（中矿）由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。     

含钼,铜,铋硫化矿浮选分离的研究

本文论述采用亚硫酸盐作抑制剂,对黑钨粗精矿精选枱浮钼、铜、铋硫化矿浮选分离的研究。结果表明,该法药剂费用较低,分选指标良好,经济效益显著,完全可以取代有氰工艺,本文还对亚硫酸盐抑铋浮钼、铜工艺和矿浆加温等理论进行了初步探讨。     

某含石膏硫化钼尾矿中氧化钼钨的混合浮选试验

某优先浮硫化钼的尾矿Mo、WO₃品位分别为0.093%和0.12%,-0.074 mm占68.30%,钼钨主要以氧化矿物形式存在,单体解离度达85%,矿石中石膏释放的大量Ca²⁺和大量矿泥严重影响了氧化钼钨的回收。为高效回收这些氧化钼钨矿物,对现场优先浮硫化钼后的产品进行了选矿试验。结果表明,以硝酸铅为活化剂、苯甲羟肟酸为螯合捕收剂,采用1粗1预精2扫常温钼钨混合浮选,常温混合浮选精矿浓缩至浓度为55%,再在90 ℃恒温解吸45 min,然后采用1粗2精1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Mo、WO₃品位分别为15.98%、25.54%、回收率分别为51.54%、63.85%的钼钨混合精矿。     

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。     

云南某氧化铜矿石选矿试验

云南某难选氧化铜矿石氧化程度高、泥化严重,有用矿物嵌布粒度粗细不均,其中硫化铜矿嵌布粒度较粗。按先浮硫化铜矿物,再浮氧化铜矿物的原则流程进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,氧化铜矿物采用分级分选工艺可以有效解决矿泥通过中矿返回不断循环、积累的问题;闭路流程最终获得了铜品位为21.43%、回收率为47.73%的硫化铜精矿和铜品位为17.41%、回收率为19.39%的氧化铜精矿,综合精矿的铜品位为20.09%、回收率为67.12%。     

某富银高硫铜矿石的选矿工艺研究

对某富银高硫铜矿石有用组分多、金属分散、矿物嵌布粒度极不均匀、可浮性差异大且交互重叠等的特点,采用"铜硫等可浮—等可浮粗精矿再磨后铜硫分选—硫浮选—白钨矿分选"流程进行选别,可获得铜精矿含铜24.62%、银1 432.60 g/t,铜、银回收率分别为94.36%、76.11%;硫精矿含硫48.39%(43.28%)、硫回收率81.79%(91.19%);处理钨(WO3)含量为0.15%硫浮选尾矿,可获得钨(WO3)含量为57.74%、作业回收率50.85%的白钨精矿,实现了铜、银、硫、钨多金属资源的综合回收利用。     

提高黑钨精矿质量的初步试验

<正> 莲花山钨矿是中型矿山。自1985年投产以来,一直按国家标准生产一级和二级黑白钨精矿。近年来,由于用户对钨精矿质量要求提高,按原工艺流程生产,产品质量不能满足用户需要。为此,我们做了提高黑钨精矿质量研究工作。试验采用黑钨精矿再磨浮选-重选流程降低黑钨精矿中硫、砷、磷、钙等杂质含量,取得了显著效果。硫、砷、磷、钙在黑钨精矿中的含量分别由3.47%、1.13%、0.054%和4.38%降至0.12%、0.084%、0.035%和0.23%。(一)试料性质试料取自磁选工段单盘磁选机中矿(即高杂质黑钨精矿),其中除白钨矿、黑钨矿外,还有磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂及少量的独居石、磷钇矿、磷灰石等矿物。其含量分别为(%):WO_360.7、S3.47、As1.13、P0.054、     

高砷硫化铜矿降砷试验研究

本文分析了矿石工艺矿物学特点,即原矿含金属矿物量大、同一种金属矿物可浮性差异大。经试验研究,采用抑砷浮铜的优先浮选工艺,选用对砷矿物抑制作用较强的组合药剂,及选择性较好的铜矿物捕收剂,实现了铜与硫砷分离。获得品位21.10%、回收率83.95%、含砷0.838%的铜精矿指标。     

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。     

某作业区尾矿品位高的问题分析及优化措施

某赤铁矿作业区增产改造后存在尾矿品位偏高,对该区流程考查结果表明:原矿中的磁性铁含量偏低、中矿量大的问题是该作业区赤铁矿石选别工艺中尾矿品位高的主要原因,建议在生产操作中增大粗螺精矿、精螺精矿和筛下的产率,使已单体解离的铁矿物及时分选出去,以减少中矿量,同时改善二次磨矿分级作业的效果,降低尾矿品位。     

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。     

青海某铁铜矿铜、硫综合回收试验研究

青海某难选铁铜矿,矿物嵌布关系复杂,脉石矿物中蛇纹石、橄榄石、绿泥石等易泥化的镁质硅酸盐矿物含量高。针对该矿石易泥化的特点,对第一段中矿进行"扫精选",大幅度降低了中矿的循环量,减弱了泥质矿物的循环累积,提高了分选指标。最终采用"混合浮选—铜硫分离"工艺综合回收铜、硫等有价元素,闭路试验获得了铜品位16.39%、回收率73.04%的铜精矿和硫品位31.70%、回收率58.32%的硫精矿。      

某石英细脉型钨锡矿重-浮-分级磁选试验研究

针对国外某石英脉型钨锡矿中钨矿物以黑钨为主、钨锡矿物嵌布粒度不均匀的矿石特性,采用重-浮-磁联合工艺流程处理该钨锡矿,即螺旋溜槽抛尾-摇床重选产出锡钨混合精矿,锡钨混合精矿浮选脱硫砷矿物,再分级强磁分离,分别产出锡精矿和钨精矿。全流程在原矿含Sn 0.64%、WO_30.35%的条件下,得到了含Sn 60.21%、WO_3 1.64%,Sn回收率为81.73%的锡精矿和含WO_3 65.64%、Sn 0.69%,WO_3回收率为69.42%的钨精矿。     

含易浮钙镁矿物的某黄铜矿的浮选试验

某低品位铜矿石中易浮钙镁矿物含量非常高,磨矿过程中这些钙镁矿物极易泥化,罩盖在黄铜矿等矿物颗粒表面,影响铜矿物的正常选别。为了解决该矿石的高效分选问题,采用泥、矿分选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-74μm占52%的情况下进行脱泥浮选,矿泥经1粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,槽内产品再磨至-74μm占75%的情况下经1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为18.13%、回收率为80.86%的铜精矿。良好的试验指标表明,该闭路流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52％的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00％左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。