选钼尾矿回收低品位白钨矿的实践

介绍栾川山道庄矿区选钼尾矿回收低品位白钨工艺的改进和设备的新进展,从最初的白钨一粗三精三扫到目前的一粗一扫的工艺流程,从采用BSK-16充气式浮选机、SL-5000射流浮选机到采用CCF-4500浮选柱作为主要选别设备,节能高效地从选钼尾矿中综合回收低品位白钨矿。     

安徽省某低品位白钨矿选矿工艺试验

为高效回收利用安徽某低品位白钨矿,在对其矿石性质分析研究的基础上,采用先浮硫化矿-后浮氧化矿-白钨粗精矿加温解析工艺,试验获得了精矿WO₃品位为65.31%、回收率为78.16%的试验指标,实现了对钨的有效回收利用。     

某低品位白钨矿选矿试验

为综合回收利用WO3含量为0.045%的某低品位白钨矿,试验采用优先浮硫—白钨常温粗选—加温精选的工艺流程,以碳酸钠为调整剂,水玻璃为抑制剂,731为捕收剂进行浮选回收白钨矿试验,最终获得了含WO3为31.03%,对原矿回收率为75.38%的白钨精矿且经济效益显著。     

某低品位白钨矿浮选试验研究

为提高矽卡岩型白钨矿浮选粗精矿品位,降低后续加温精选成本,开展了低品位钨矿抑制剂研究。采用自主研制的WT-1有机抑制剂,通过两次粗选,粗精矿合并,可获得WO_3品位为4.04%,回收率为84.21%的白钨粗精矿。红外光谱分析结果表明WT-1分别在萤石和方解石表面上发生了化学吸附,未在白钨矿表面发生化学吸附。在保持粗精矿回收率不变的前提下,白钨粗精矿WO_3品位提高了1倍左右,精选加温成本可减少将近一半。     

低品位白钨矿的浮选实践

在白钨原矿含WO3约为0.06%的情况下,采用常温粗选—粗精矿浓缩—浓浆高温脱药—常温精选工艺,可得到品位为25%左右、回收率为70%的钨精矿。     

某低品位钼多金属矿矿石可选性研究

为查明某低品位钼多金属矿的矿石可选性,对该矿石进行了实验室选矿试验研究。结果表明：该矿石中主要可回收的金属矿物为辉钼矿,可综合回收的伴生金属矿物为辉铋矿和白钨矿;采用钼铋混浮-分离,混浮尾矿选白钨的全浮选流程,闭路试验可获得Mo品位为52.42%,钼金属回收率为95.11%的钼精矿以及Bi品位为15.16%,铋金属回收率为53.06%的铋精矿和WO₃品位为30.5%, WO₃回收率为36.60%的白钨精矿。研究结果为矿山日后的开发提供了必要的技术依据。     

西藏某复杂低品位白钨矿选矿试验研究

该矿石矿物种类繁多,主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿以及白钨矿等。原矿含WO3为0.19%,属低品位钨矿。在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行选矿小型试验研究,采用硫化矿浮选尾矿选钨—白钨粗精矿加温精选—精矿酸浸工艺流程,小型闭路试验结果为:钨精矿含WO362.58%,回收率为70.73%。     

低品位氧化钼钨精矿高温浮选工业实践

内蒙古某钼钨多金属矿是一个以氧化钼为主,伴生金和白钨的中型矿床,矿石性质复杂,浮选出的氧化钼钨精矿品位低(Mo 3%~5.5%,WO_3≤1.5%)。经过实验室试验,对低品位钼钨精矿采用泥沙分离,粗粒度的精矿采用"彼德洛夫法"加温浮选,在高温条件下,通过矿物颗粒间的相互碰撞使矿物颗粒表面的药剂脱落,再加入抑制剂、捕收剂、起泡剂等药剂,最后浮选富集得到高品位氧化钼钨精矿,经工业实践获得精矿钼品位30.19%、WO_3品位5.04%、钼回收率95.17%、钨回收率95.24%的良好指标。     

藏东某低品位铜钼矿石选矿试验

藏东某低品位斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.62%和0.028%,矿石中的主要金属矿物有黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黝铜矿、孔雀石、黄铁矿等,辉钼矿等微量,主要脉石矿物为石英等。矿石中铜钼矿物嵌布粒度微细,共生关系密切、复杂,铜钼分选回收难度大。为确定该矿石的高效开发利用工艺,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%的情况下进行1粗3精2扫铜钼混浮、铜钼混合精矿再磨至-0.045 mm占85%的情况下进行1粗4精2扫铜钼分离浮选,可获得铜品位为26.70%、铜回收率为87.23%的铜精矿和钼品位为47.59%、钼回收率为84.18%的钼精矿,高效地实现了矿石中铜、钼的回收与分离。     

某低品位铜钼矿石选矿试验

某铜钼矿石中钼和铜含量较低,分别为0.081%和0.19%,且铜矿物嵌布粒度较细并与钼矿物密切共生,给两者分离带来一定困难。采用钼铜混合浮选-混合精矿精选1次后再磨再精选-铜钼分离流程对该矿石进行选矿试验,混合浮选时以石灰和水玻璃为调整剂、煤油和丁铵黑药为捕收剂,铜钼分离时以石灰、水玻璃和SK为调整剂、煤油为捕收剂,在1段和2段磨矿细度分别为-0.074 mm占70%和-0.045 mm占95%条件下,获得了钼品位为45.30%、钼回收率为84.16%的钼精矿和铜品位为14.28%、铜回收率为89.59%的铜精矿,为该矿石的开发提供了技术依据。     

黄沙坪低品位多金属矿浮选回收白钨的试验研究

试验研究了黄沙坪低品位钼、铋、钨、萤石、铁(石榴石)多金属矿体浮选回收白钨的流程。利用小型试验流程进行了工业试验,工业试验取得了与小型试验几乎一致的指标。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

云南某低品位氧化铅锌矿选冶联合新工艺研究

针对云南某低品位氧化锌矿的性质特点,提出了一种选冶联合工艺,即脱泥—浮选预富集脱钙—湿法炼锌的流程。在磨矿细度-0.074 mm含量为85%,Na_2S用量为8 000 g/t、组合抑制剂用量六偏磷酸钠(100+100)g/t+水玻璃(500+500)g/t,HHA为捕收剂的条件下,经脱泥作业后两次粗选,最终获得了氧化锌粗精矿品位和回收率分别为18.09%和77.57%的良好指标,且粗精矿中的氧化钙含量由原矿中的21.71%降到了13.25%,高达63.50%的氧化钙杂质得到脱除。通过该工艺流程,实现了保锌脱钙的目标。全流程工艺总锌回收率为90.27%,每吨锌综合耗酸量仅为3.60 t,大幅度降低了湿法炼锌的耗酸量。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

云南某多金属矿白钨粗选浮选药剂制度改进及生产实践

云南某钨锡铁硫多金属矿白钨浮选采用粗选和精选分开的两段浮选流程,在原来粗选药剂配方的基础上增加了W189和733两种白钨捕收剂并适当调整药剂配比,使得白钨矿粗选回收率由65.59％提高至78.58％,总回收率由44.41％提高至65.31％,取得较好的经济效益。     

西藏某低品位类质同象铍矿石的回收试验研究

采用焙烧－加温酸浸方法对西藏某低品位类质同象铍矿石进行回收,考察了焙烧温度、磨矿细度、焙烧时间、浸出时间和酸矿质量比对铍浸出率的影响。对于原矿铍品位为0.1268%,确定磨矿细度-0.074mm含量为80.00%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为4h,酸矿质量比为0.8：1,加温温度为85℃,液固比为4：1,搅拌浸出时间为24h浸出工艺条件;最终获得铍浸出率为84.16%的良好指标。表明该低品位类质同象铍矿石采用焙烧－加温酸浸工艺是可以回收利用的。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

某钼铅锌多金属矿资源综合回收选矿工艺研究

原矿中主要有价金属为钼,伴生少量的铅、锌、银等,铅锌银品位太低而不具有单独回收价值。小型试验和半工业试验结果表明,大部分的铅锌银会随着辉钼矿的上浮而富集于钼粗精矿中,钼精选分离过程中铅锌银主要分布在分离尾矿中。综合回收选矿试验获得含钼45.03%、钼回收率84.54%的钼精矿、含锌55.43%、锌回收率67.56%的锌精矿,以及含硫35.53%的硫精矿,综合回收铅锌银可最大限度降低资源回收成本,提高资源综合利用率。