广东某黑白钨矿选矿试验研究

工艺矿物学研究结果表明,广东某黑白钨矿属石英脉型钨矿,嵌布粒度较粗,钨为主要回收金属,钼、铋可综合回收。试验室采用粗粒重选、细粒浮选的重选-浮选联合选矿工艺,对含WO30.58%的原矿进行选别,最终获得钨精矿含WO365.10%、回收率可达82.18%,产品指标较高。     

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%。     

某钼铋矿石选矿试验研究

对某钼铋矿石进行选矿工艺试验研究,经过工艺方案探索试验后决定采用“浮钼-铋硫混浮-化学浸铋”的联合工艺流程。闭路试验获得含Mo50．72％、Bi2．88％,Mo回收率67．84％的钼精矿和含Bi9．02％、No0．82％,Bi回收率64．60％的铋硫粗精矿,铋硫粗精矿采用化学浸出,获得的氯氧铋品位为70．06％,铋回收率为57．69％。     

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。     

黄沙坪低品位多金属矿钼铋浮选回收的试验研究

文章研究了黄沙坪低品位钼铋钨萤石铁多金属矿中矿物含量低、粒度嵌布不均匀、氧化程度高的钼铋矿的浮选回收小型流程试验及工业试验研究。工业试验指标可从含Mo 0．108％,Bi0．03％的给矿得到含Mo 45．89％、回收率84．74％的钼精矿;含Bi 5．10％,回收率50．88％的铋精矿。     

白沙子岭锡石硫化矿选矿工艺试验研究

通过对试样的工艺矿物学研究,着重进行了先浮选脱硫、重选丢尾和摇床尾矿脱泥浮选的选矿工艺试验研究,获得较好选矿指标(原矿含锡0.41%)。摇床锡精矿:锡品位63.65%,回收率65.52%;浮选锡精矿:锡品位8.32%,回收率5.10%,锡总回收率为70.62%。试验中综合回收的铜精矿铜品位18.62%,回收率69.47%,提供了最佳选矿工艺流程,为选矿厂设计提供了科学依据。     

某高品位钼铋硫化矿选矿试验研究

内蒙古某钼铋多金属硫化矿,含钼0.65 %,含铋1.12 %,钼铋品位较高,有较大的工业回收价值.采用“混合浮选—钼铋分离”的选矿工艺回收该矿石中的有用矿物,以乙硫氮和煤油作为捕收剂进行混合浮选,以硫化钠和亚硫酸钠作为组合抑制剂,煤油为捕收剂进行钼铋分离,最终实验室小型闭路试验可以获得含钼47.31 %,钼回收率89.52 %的钼精矿以及含铋42.64 %,铋回收率86.04 %的铋精矿,较好地实现了钼铋分离.      

西藏某铜铅锌多金属矿选矿试验研究

西藏某铜铅锌银多金属矿含铜1.77%、铅0.97%、锌1.8%、银118.26g/t。为综合回收各种有用矿物,对不同选矿工艺流程进行对比研究,确定采用"铜铅混浮—铜铅分离—锌浮选"工艺流程,CMC+水玻璃+重铬酸钾作为铅矿物的组合抑制剂,有效实现了铜铅分离。闭路试验获得铜品位29.35%,铜回收率93.55%的铜精矿;铅品位45.78%,铅回收率76.14%的铅精矿,含银4 692.00 g/t,锌品位45.5%,锌回收率72.75%的锌精矿,银在铅精矿和铜精矿中的总回收率达88.81%,有效实现了资源的高效综合利用。     

甘肃某含钛磁铁矿选矿试验研究

甘肃某含钛磁铁矿含钛6.58%,含铁21.46%,具有较大的回收价值.在工艺条件试验研究的基础上,采用"弱磁选铁-强磁预富集-钛浮选"的工艺流程回收有价金属,最终,实验室小型闭路试验可获得含铁61.75%,全铁回收率43.45%（磁性铁回收率达86.47%）的铁精矿和含钛50.10%,钛回收率60.23%的钛精矿,浮选作业回收率为85.94%,选别指标较好.      

某钨矿石的选矿试验研究

对某钨矿石采用三级手选、三级跳汰-分级摇床粗选、粗精矿浮选脱硫、磁选回收黑钨矿的选矿工艺流程试验,可获得钨精矿WO3品位66.49%、回收率60.22%,次精矿WO3品位16.98%、回收率20.61%的指标。     

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。     

某夕卡岩型白钨矿选矿试验研究

原矿品位1.86%的国外某夕卡岩型白钨矿,通过试验研究,采用"浮硫-常温浮钨粗选-加温精选"的选矿工艺流程,试验用赣州水可获得钨精矿品位74.18%,回收率79.15%;用矿山本地水可获得钨精矿品位67.60%,回收率66.60%。     

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。     

云南文山某白钨矿选矿试验研究

云南文山某选矿厂矿石主要有用矿物为白钨矿,矿石WO3品位为0.28%,白钨矿与脉石矿物的嵌布关系复杂,属难选低品位白钨矿。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm含量占82.90%条件下,进行脱硫浮选,再以氢氧化钠为p H调整剂、硅酸钠+硫酸亚铁为脉石组合抑制剂、733为捕收剂经一粗五精三扫流程进行钨矿浮选后,获得了WO3品位为69.87%、回收率为87.34%的钨精矿,可为该矿石资源的开发利用提供技术依据。     

从铜尾矿中回收白钨的选矿试验研究

依据某矿山的矿石性质,进行了原矿化学分析与白钨矿单体解离度测定,测定该选铜尾矿含WO30.21%,S6.09%,试验研究以原矿工艺矿物学研究结果为基础,采用先脱硫再浮选的选矿工艺流程回收钨。试验结果表明:铜尾矿磨矿细度为-0.074 mm含量75%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选脱硫工艺流程,可获得含硫48.98%、回收率98.15%的硫精矿;选硫尾矿通过两次钨粗选,两次钨扫选,五次钨精选的闭路浮选流程获得含WO355.88%,WO3回收率为80.35%的白钨精矿。     

从选铁尾矿中回收白钨选矿试验研究

对某选铁尾矿中的白钨进行了综合回收试验研究。根据试料性质,采用了弱磁选-重选-强磁选、弱磁选-重选、弱磁选-重选-浮选等3种方案进行白钨选矿试验,最终确定弱磁选-重选-浮选工艺。试验结果为铁精矿品位Fe65.89%,回收率22.07%,钨精矿品位WO351.64%,回收率为10.94%的分选指标。     

从硫尾矿中回收低品位白钨矿粗选试验研究

白钨浮选技术是当前钨领域中的研究热点之一。本文对柿竹园硫尾矿进行了白钨矿综合回收粗选试验研究,进行了"GY法"、"低碱度731法"、"高碱度731法"浮选工艺对比试验。结果表明:"高碱度731法"比较适合该矿体白钨矿浮选,对于钨给矿WO_3品位0.20%的脱硫尾矿,采用"高碱度731法",以NaOH作为矿浆的pH调整剂,水玻璃作为脉石矿物的抑制剂,731为捕收剂,经过一粗两精三扫的粗选闭路试验流程,获得白钨粗精矿WO_3品位6.43%、作业回收率为80.54%的选别指标。     

从钼尾矿中回收低品位白钨矿选矿试验研究

对钼尾矿中的白钨进行了综合回收试验研究。采用适宜于低品位白钨浮选的新型捕收剂EP进行白钨粗选试验研究,采用"彼得罗夫法"对白钨进行了加温精选试验,研究表明,粗精矿中含有大量的方解石、白云石是影响白钨精选的主要脉石矿物,入选粗精矿品位是影响最终精矿品位的关键因素。对WO3品位为2.88%粗精矿最终闭路试验结果为白钨精矿WO3品位32.34%,回收率为71.10%。     

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。     

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%.