分级—重—浮—磁流程选别大吉山钨细泥的研究

本文阐述了大吉山混合细泥(原生和次生细泥)的生产现状,应用分级、重、浮、磁流程的小型试验及工业生产试验所获得的选矿技术指标。本工艺一旦全面用于生产实践,将提高钨精矿的质量和回收率,增加矿山的经济效益。     

“浮-磁-浮”联合工艺回收某黑钨细泥的试验研究

某黑钨细泥含WO_30.39%,细泥中的钨主要为黑钨矿,另含有少量硫化矿,且粒度较细,采用常规重选法和直接浮选法难以有效回收利用,造成黑钨资源严重浪费。针对黑钨细泥难选的问题,为了提高黑钨资源的回收,试验采用"预先脱硫—高梯度强磁选预富集—黑钨细泥浮选"的浮-磁-浮联合工艺流程,浮选流程采用碳酸钠作为调整剂、水玻璃和硫酸铝作为组合抑制剂、硝酸铅作为活化剂、GYB和TAB-3作为组合捕收剂的药剂制度。试验结果表明,最终闭路试验可以得到含WO_353.48%,回收率67.19%的黑钨精矿,有效回收该黑钨细泥中大部分的黑钨矿,为该矿山企业回收黑钨细泥提供借鉴。     

四川某稀土矿磁-重联合分选试验探索研究

以四川某矿区稀土矿为研究对象,通过对矿石工艺矿物学的分析,该矿石中稀土矿物以氟碳铈矿为主,有较高的回收价值。其他矿物主要为长石和石英,其次是重晶石、萤石、云母等。为合理回收稀土矿物,对其分选工艺进行了探索试验,结果表明,通过磁选-摇床重选-再磁选的工艺流程,在原矿品位6.21%左右,闭路试验可以得到REO品位55.43%、回收率79%左右的稀土精矿,回收指标较好。     

从某硫化矿尾矿中回收黑钨矿的选矿试验研究

针对某硫化矿尾矿含WO_3 0.32%,具有较大的回收价值,但采用常规的重选法难以回收的现实困难,研究以该尾矿为研究对象,在工艺矿物学研究的基础上,采用"预先脱硫—高梯度强磁选—黑钨矿浮选"的工艺流程综合回收该尾矿中的黑钨资源。结果表明,该工艺全流程闭路试验可获得含WO_3 50.93%,回收率68.44%的黑钨精矿,浮选作业回收率达81.93%,较好地实现了黑钨矿的有效回收。     

应用联合工艺综合回收微细粒钨锡物料的试验研究

针对某选厂废弃的钨锡精选溢流进行了选矿试验研究 ,采用振动矿泥摇床与离心机组合粗选,运用重选-浮选 -磁选(水冶)联合工艺流程 ,有效地解决了钨锡细泥综合回收问题。     

磁-重-浮联合工艺分选某黑白钨矿的试验研究

为了回收某碳酸脉型黑白钨矿中的钨矿资源,通过系统的工艺矿物学研究及在选矿试验的基础上,提出了黑钨强磁-摇床重选-白钨浮选-酸浸的选矿工艺流程。针对该矿中存在大量易浮方解石的问题,通过对组合捕收剂、抑制剂、pH值和加温酸浸的条件试验,研究了白钨粗选-白钨粗精矿加温精选-酸浸的选矿工艺,获得了高品位的白钨精矿。采用磁-重-浮联合工艺在原矿含WO30.55%的条件下,获得了含WO3为33.56%、钨回收率为15.92%的黑钨精矿,含WO3为66.56%、钨回收率为53.29%的白钨精矿,使钨总回收率达到了69.21%。     

湖南某金矿重-浮联合分选可行性研究

某金矿中金的分布情况复杂,在铁氧化物和硫化物中均有分布,亦有部分金以裸露和半裸露状态存在。为充分回收矿石中的金,通过重选、浮选以及硫化浮选联合工艺对该矿进行选矿试验研究,最终获得金品位为58.66 g/t,回收率为86.43%的精矿产品。试验结果表明,采用重选、浮选以及硫化浮选联合工艺处理该矿具有可行性。     

某低品位黑钨细泥浮-重-浮联合流程分选试验研究

对某低品位黑钨细泥,采用“预先脱硫浮选-离心机重选富集-黑钨细泥粗精矿再浮选”的工艺流程进行了选矿试验研究.试验结果表明,经二次浮选脱硫、一粗一扫离心机重选预富集、一粗三精二扫黑钨细泥粗精矿再精选的浮-重-浮联合工艺流程处理该黑钨细泥,最终可获得含WO3品位为38.01%、回收率为64.27%的钨精矿,较好地回收了该黑钨细泥中的钨矿物.该工艺由于采取了预先脱硫和离心选矿机的粗选富集措施,使整个浮选工艺药剂总用量大幅下降,更有益于节约选矿成本和环境保护.     

采用磁-重流程回收某原生钨细泥中的钨试验研究

采用强磁选机对某低硫原生钨细泥中的钨进行磁选预富集,然后将磁选预富集粗精矿分级上摇床重选回收钨;研究结果表明,试验指标理想、工艺流程简单,可供同类型钨矿借鉴.     

黑白钨强磁分选在柿竹园钨浮选回收中的应用

介绍了强磁分选黑白钨新技术在柿竹园多金属选厂钨浮选回收中的使用情况。针对该选厂原有工艺中黑白钨混浮、加温作业阶段黑钨矿物受到强烈抑制,导致黑钨矿精矿品位低、钨矿物总回收率不高的情况,经过了两个阶段的工艺改造。提出确定在钨粗选段引进强磁系统,通过强磁将黑白钨进行分离,磁性产品浓缩后再黑钨浮选,黑钨尾矿返回钨粗选的新工艺。采用黑白钨强磁分离新工艺后,黑钨精矿品位提高了8.78%,钨的总回收率提高了5.04%,创造了良好的经济效益。     

黑钨细泥浮选研究现状

简要介绍了黑钨细泥的选矿现状,对黑钨细泥浮选工艺、浮选药剂研究以及近年来的实际应用进行了综述。     

某难选黑白钨共生矿试验研究

某黑白钨共生矿中富钙、富镁的脉石矿物含量高,严重影响了钨矿物的回收利用。为了解决该技术难题,原矿经硫化矿浮选、磁选后对钨给矿(WO3 0.48%)进行试验研究,采用改性水玻璃、硝酸铅,螯合类捕收剂GYB和改性脂肪酸类捕收剂GYR组合进行粗选获得的黑白钨混合粗精矿,采用改进型彼得洛夫法-添加调整剂NC、NF、水玻璃和捕收剂GYR,进行加温精选分离,加温精矿经酸浸得白钨精矿,加温尾矿经摇床得重选黑钨精矿,摇床尾矿经浓缩添加调整剂NA、改性水玻璃和硝酸铅,组合捕收剂GYB和GYR得浮选黑钨精矿。小型试验获得指标:WO372.21%的白钨精矿,回收率59.08%。WO3 47.92%的重选黑钨精矿,回收率14.15%。WO3 55.72%的浮选黑钨精矿,回收率6.33%。钨的总回收率达79.56%。     

Recovery Enhancement of Ultrafine Wolframite through Hydrophobic Flocs Magnetic Separation

The recovery of ultrafine wolframite (<10 μm) by using flocs magnetic separation was investigated. Magnetic-separation results showed that recovery was closely correlated with the particle size of wolframite, where ultrafine particles were difficult to capture. Hydrophobic particles induced by octyl hydroxamic acid (OHA) could generate flocs, which enlarged the apparent size of particles. Furthermore, the recovery of ultrafine wolframite by flocs magnetic separation was higher than that by conventional magnetic separation. These findings indicated that the recovery was related to the increase in the magnetic force due to the particles’ size induced by hydrophobic flocculation.     

黑钨与锡石分离技术研究

介绍了笔者研究的三种黑钨与锡石混合粗精矿分离技术既干式强磁分离技术、湿式强磁分离技术、浮选分离技术.研究结果表明,采用三种黑钨与锡石分离技术均可获得较好的黑钨与锡石分离指标.     

黑白钨共生矿混合浮选药剂及工艺

概述了黑白钨混合浮选药剂,介绍了黑白钨混合浮选药剂机理,并简述了黑白钨混合浮选工艺。     

某难选铅锌矿石浮选分离新工艺试验研究

针对某难选铅锌矿的矿石性质，进行了较为系统的小型试验研究。结果表明：在铅循环中采用Bx SN—9^#组合捕收剂、石灰 ZL—01组合抑制剂，在锌循环中采用捕收剂磁处理浮选技术等措施，可以较好地解决该难选矿的浮选分离问题。     

我国白钨矿与黑钨矿浮选研究现状与趋势

随着"贫、细、杂,难"的钨矿资源的开发越来越多,研究开发高效的浮选药剂、新工艺及高效节能的新设备是提高钨矿选别回收率的重要途径。文章综述了我国白钨矿和黑钨矿选矿药剂、工艺流程及选矿设备的研究现状、应用成果和发展趋势,提出了三个方面的研究建议:根据组合用药原理研发新型组合药剂、利用浮选药剂的同分异构原理开发选择性更强的高效选矿药剂以及新型廉价环保的钨矿物专属选矿药剂研究;改进"彼德洛夫法"、常温法精选工艺、选冶联合工艺、化学选矿和生物选矿、微泡浮选等新技术新工艺研究;连选型和多复合力场离心选矿设备、高梯度磁场、多磁极磁系、大包角磁系等强磁选机以及离心力场、微泡析出式等浮选设备的研究。     

Flotation Mechanism of Wolframite with Varied Components Fe/Mn

Wolframite is a series of minerals belonging to the isomorphic (Fe, Mn)WO₄ with varied Fe/Mn ratios, for which the floatability changes with its composition. In this work, the effects of composition on floatability were studied using micro flotation, collector adsorption tests, infrared spectroscopy, and X-ray photoelectron spectroscopy (XPS). The results showed that with an increasing Fe/Mn ratio, the flotation recovery of wolframite increased when using benzohydroxamic acid (BHA) as collector, but decreased when sodium oleate (NaOl) was applied. The chemisorption differences of these collectors were observed on the surface of wolframite, i.e., adsorption of BHA is greater at the surface of high-Fe wolframite, while NaOl is more easily adsorbed on high-Mn wolframite. Moreover, XPS analysis indicates that a new ferric product was generated on the surface of wolframite in the presence of BHA. In contrast, a new manganese product was formed after the addition of NaOl. These results demonstrate that Fe is the adsorption site for BHA, while Mn is the site for NaOl.     

柿竹园预脱铁脱泥黑白钨混浮钨矿选矿新工艺研究

柿竹园多金属矿Ⅲ矿带西北角矿石,性质变化大,较难选。研究采用磁选脱铁-浮选脱泥-黑白钨混浮新工艺处理该矿石。新工艺与原工艺相比,在原矿、钨粗精矿WO3品位相近的对应条件下,小型闭路试验WO3回收率提高15.04%。工业试验在产出钨粗精矿WO3品位13%时,新工艺WO3回收率比原工艺提高2.11%;产出钨粗精矿WO3品位22%时,回收率提高5.23%。