广西某白钨矿选矿试验研究

对广西某白钨矿进行了选矿试验研究。试验采用浮选脱硫-脱硫尾矿浮选选钨工艺。试验表明:采用碳酸钠做pH调整剂,硫酸铜做活化剂,丁黄药与丁铵黑药做捕收剂,脱硫效果好,硫脱除率90%以上;钨的浮选采用水玻璃、碳酸钠做抑制剂和G-O1做捕收剂效果佳。闭路试验采用一粗二扫二精浮选脱硫-脱硫尾矿一粗一扫五精选钨的浮选流程,可获得含硫51.22%的硫精矿,含WO371.27%、回收率为84.55%的钨精矿。     

河南某白钨矿选矿试验研究

根据河南某含WO₃品位为0.164%的矽卡岩型高泥高硅钨矿的特点,分析了原矿矿物组成及钨的赋存状态,制定了白钨粗选-白钨加温精选的原则流程,并在此基础上进行白钨矿回收试验研究,研究表明,采用采用碳酸钠调节矿浆pH,水玻璃为抑制剂,FW为捕收剂得到了白钨粗精矿,粗精矿在加温作用下进行白钨矿精选试验实现了白钨矿与含钙脉石矿物的分离,经闭路试验,最终得到了得到了WO₃品位47.97%,回收率为84.91%的钨精矿。     

云南某白钨矿浮选试验研究

采用由广州有色金属研究院研发的高效选钨新药剂FW,对含WO30.94%的重选粗精矿进行浮选,回收其中的白钨矿,最终获得了白钨精矿品位66.13%、回收率86.10%的良好指标。     

某白钨矿选矿工艺试验研究

针对新疆某白钨矿矿石性质,进行了实验室小型工艺试验研究。试验结果表明,重选法可获得钨精矿含WO367.34%、回收率为61.53%,浮选-重选联合工艺流程可获得钨精矿含WO3 75.50%,回收率为67.29%。     

云南某白钨矿浮选试验研究与生产实践

云南某石英脉型白钨矿原采用重选,生产工艺指标不理想。经分析针对性地进行浮选工艺试验,通过比较多种技术参数条件下的试验结果,选择最佳试验参数进行浮选工艺闭路试验,取得了良好的技术经济指标。在此基础上,对原选矿工艺进行了改造,改造后的技术经济指标与试验指标接近,获得了白钨精矿含WO,68．80％、回收率达81．91％的较好指标。     

某水质硬度较高地区白钨矿选矿工艺优化试验研究

某矿石可供回收的主要元素为钨,品位为0.75%,主要以白钨矿产出,白钨矿相占钨总量的95.85%,该地区水质较硬,水中Ca2+、Mg2+、Cl-离子含量极高,对浮选,尤其是精选效果影响很大。通过对该矿物的工艺矿物学、地区特点和实验研究结果分析得出采用浮-重联合流程处理工艺回收钨,获得白钨精矿品位75.50%,回收率67.29%,尾矿品位0.15%,回收率20.82%的良好指标。     

江西某白钨矿钨的选矿试验研究

针对江西某石英脉型白钨矿原先采用重选回收白钨回收率低的问题,对该白钨矿石进行了浮选工艺流程试验。通过小型闭路试验,对含钨0.43%的原矿,取得了钨精矿产率为0.56%、含WO362.41%、WO3回收率81.28%的选矿试验指标。以试验确定的工艺对原重选工艺进行了改造,改造后获得了白钨精矿含WO361.08%、WO3回收率达80.93%的选矿生产指标。     

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。     

江西某大型白钨矿钨的选矿试验研究

针对江西某大型白钨矿矿山选厂现有流程存在的不足,提出“优先浮铜脱硫-白钨粗选-粗精矿加温搅拌不脱药精选”的先进工艺流程,对含钨(WO3)0.75%的矿样,取得了钨精矿产率为1.03%、钨精矿(WO3)品位65.37%、钨回收率86.31%的选矿技术指标,达到了提高钨回收率的目的。加温搅拌时采用组合调整剂及加温后矿浆直接浮选是该流程的技术关键,既确保了选矿技术指标,又简化了流程。     

赣南某白钨矿工艺矿物学特征与选矿流程试验研究

赣南某白钨矿为白钨-夕卡岩型钨矿石,主要的金属矿物有白钨矿、黑钨矿、黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、磁黄铁矿、闪锌矿等。其中WO3含量较高,是主要回收的元素。白钨矿粒度范围较宽,总体属中细粒不均匀嵌布。矿石在+0.074mm时,白钨矿单体解离度达90%以上。针对该矿石性质,采用常温浮选工艺,即在Na2CO3或NaOH碱性介质中用Na2SiO3为分散剂,以调整分散矿浆中的细泥,采用733或改性脂肪酸类为钨矿石捕收剂,在原矿WO3含量为0.80%时,获得钨精矿品位WO3 61.17%、钨回收率80.29%的较好技术指标。     

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。     

湖南某白钨矿选矿试验研究

以高钙白钨矿为研究对象,针对矿石中与白钨矿可浮性相近的含钙脉石矿物含量较高的特点,对WO_3含量为0.296%的原矿进行常温粗选-加温精选全流程闭路试验,常温粗选段使用对含钙脉石矿物抑制力更强的改性水玻璃为抑制剂,粗选段和精选段均采用选择性好,捕收力更强的新型捕收剂ZL,获得WO_3品位为69.54%,回收率为87.30%的钨精矿,取得了理想的试验指标。     

云南某褐铁矿石选矿试验研究

主要对广西某褐铁矿进行选矿试验研究,针对该矿石铁品位相对较高,含S、P成分少的性质,采用了单一重选、磁选及氧化焙烧-强磁选和还原焙烧-弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明,采用单一摇床重选或强磁选,精矿铁品位和回收率都低,选别效果较差;采用氧化焙烧-强磁选工艺,氧化焙烧可以把原矿品位提高到57%,强磁选对提高矿石品位效果较差;采用还原焙烧-弱磁选工艺效果较好,可获得品位为59.77%、回收率为77.24%铁精矿。     

云南马关铜钨矿选矿试验研究

云南马关铜钨矿含铜0．197％,含钨0．212％,含硫6．32％。为进行选厂工艺改造及工业生产提供依据,对选矿工艺方案及选别工艺影响因素进行了考察。研究结果表明,采用石灰和水玻璃作抑制剂,硫酸铜作活化剂,丁基黄药和733作捕收剂的优先浮选工艺能够适应矿石性质及生产要求。采用该工艺可以获得铜精矿含铜20．613％,铜回收率82．88％;硫精矿含硫42．63％,硫回收率80．29％;钨精矿含WO,56．58％,钨回收率91．00％的指标。     

白钨矿选矿工艺研究现状及发展趋势

简述了白钨矿资源开发与利用现状,从白钨矿选矿方法、药剂和设备三个方面,介绍了白钨矿选矿工艺研究现状和发展趋势。重点探讨了联合工艺流程、组合药剂及新型浮选设备,在白钨矿选别中的应用价值。采用合理的联合工艺流程,不仅能提高白钨精矿的品位和回收率,还可以高效回收白钨矿中共伴生的各类有价金属,提高经济效益。新型组合药剂,对目的矿物的选择性和捕收性都大大增强,是未来浮选药剂开发的一个重要方向。新型细粒浮选设备的出现,尤其是针对白钨矿这种脆性矿物,极大地提高了微细粒白钨矿的回收率,避免了资源浪费。     

云南某低品位钛铁矿选矿工艺试验研究

通过对TiO2品位小于6％的钛铁矿进行磁选试验、螺旋溜槽试验、摇床试验等流程试验研究,最终采用原矿脱泥-弱磁除铁—强磁抛尾-摇床精选的联合工艺流程,可得到TiO2品位为46.18％,回收率为53.21％的钛精矿.     

江西某白钨矿浮选试验研究

江西某白钨矿为夕卡岩型矿石,含WO_30.39%,脉石矿物含量较高,属于低品位难选白钨矿。针对该矿特点,进行了磨矿细度试验,并对矿浆pH值、水玻璃用量、水玻璃模数、捕收剂种类及用量等对选矿指标的影响进行了研究。最终确定了以Na_2CO_3为p H调整剂、水玻璃(m=2.5)为抑制剂、ZL为捕收剂的药剂制度,经一粗三精二扫的粗选闭路流程得到白钨粗精矿;白钨粗精矿在经一粗四精三扫的加温精选闭路流程,最终可获得含WO_368.70%、WO_3回收率79.26%的白钨精矿选矿指标。     

云南某氧化铜矿选冶联合工艺试验研究

云南某氧化铜矿含铜1．20％,铜氧化率为89．16％,通过小型试验及经济分析,采用先浮选后湿法浸出的选冶联合流程,形成合格的铜精矿及阴极铜两个产品,铜的综合回收率为88．24％,实现了该矿样中铜的充分、经济回收。     

陕西某含铋白钨矿选矿试验研究

陕西某钨矿属于钨铋多金属矿,该矿中白钨矿与脉石矿物连生关系密切,含铋矿物氧化率较高,且辉铋矿等含铋矿物多沿白钨矿裂隙充填分布,白钨矿与辉铋矿均性脆易泥化,导致钨铋难以分离回收。研究确定采用分级—跳汰抛尾—摇床精选—粗精再磨—钨铋分离的工艺流程回收钨、铋。在给矿钨、铋品位分别为1.39%、0.096%时,可获得品位为66.79%、回收率为90.81%的Ⅰ级白钨精矿和品位为21.97%、回收率为68.91%的Ⅴ级铋精矿。通过试验该钨铋多金属矿获得了较理想的选矿指标。该研究对类似矿石的选别具有一定的参考意义。     

Physical Methods and Flotation Practice in the Beneficiation of a Low Grade Tungsten-Bearing Scheelite Ore

In this paper, beneficiation studies were carried out on a low-grade tungsten-bearing scheelite from Nezam Abad ore with total WO₃ grade of 0.11%. Mineralogical studies showed that scheelite is mainly distributed in the ore and gangue minerals include Quartz and Tourmaline. Liberation degree (d₈₀) of tungsten- bearing scheelite is achieved around particles size 150 μm. Gravity concentration, magnetic and flotation methods were conducted by using experimental designs including fractional factorial and response surface methodology. Gravity concentration results indicated that jig separator could not be able to improve tungsten grade in size fraction +600–1750 μm; however, shaking table increased feed grade up to 27.05% with total recovery more than 50% by using four stages concentration in the size range of +125–600 μm. Multi Gravity Separator (MGS) applied on the intermediate products, improved efficiently the total tungsten recovery of the circuit. The results of flotation practice on the pre-concentrated product demonstrated that WO₃ grade could be increased up to 9.2% with total recovery of 27.04% by using one stage rougher and four stages of cleaning. Different methods including MGS, wet and dry magnetic separation were considered for upgrading fines from grinding stages; however, only MGS result was satisfactory. The MGS produced a product with WO₃ grade 0.64% and total recovery 93%.