难选白钨矿选矿新工艺的研究

依据白钨矿矿石性质,采用一次磨细的单一浮选流程,在Ｎａ２ＣＯ３碱性介质中用改性Ｎａ２Ｓｉｏ３和改性脂肪酸进行白钨矿粗选,采用水玻璃＋ＹＮ进行白钨加温精选,小型试验和工业试验均获得良好的指标。在原矿含ＷＯ３１．４５％的工业试验中,获得白钨精矿品位６８．１９％,回收率８２．１６％。     

某低品位复杂难选铜锌矿选矿工艺研究

某低品位铜锌硫化矿嵌布粒度细,共生关系复杂,磁铁 矿和磁黄铁矿含量高,主要目的矿物易选难分、选别难度大。 采用“磁选脱铁 优先浮铜 锌硫混浮 锌硫分离”的工艺流 程选别该矿石,在新型锌抑制剂SJ的作用下,实现了铜锌的 高效分离;当原矿含铜0.089%、含锌0.53%时,实验室闭路 试验获得了铜品位20.12%、锌品位5.24%、铜回收率为75.45% 的铜精 矿 和 锌 品 位 为 53.68%、铜 品 位 0.96%、锌 回 收 率 为 78.97%的锌精矿,为该矿石的选别利用提供了技术支持。     

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。     

广东某低品位白钨矿选矿试验研究

广东某矽卡岩型钨多金属矿矿物组成复杂,钨品位低,含钙脉石矿物多。针对该矿石特点,采用"优先硫化矿-常温粗选-加温精选"工艺,即钨粗选采用(731+油酸)作捕收剂,加温精选采用水玻璃和硫化钠作抑制剂。试验结果表明,在原矿含钨0.15%情况下,采用此工艺可获得含钨60.35%、钨回收率66.33%的钨精矿,与现场原工艺相比,钨品位提高了7.25个百分点,回收率提高了7.23个百分点。     

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12 g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46 g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。     

石灰法常温浮选低品位白钨矿的工艺研究

柿竹园低品位白钨矿原矿WO3品位为0.39%,采用石灰法常温浮选分离,经粗选闭路试验获得了WO3品位为3.53%,回收率77.01%的白钨粗精矿。精选开路试验,通过添加酸化水玻璃,获得了最终浮选精矿WO3品位为42.12%,回收率46.26%的良好指标。精矿产品XRD图谱分析表明,萤石和方解石在石灰法粗选段和精选段分别得到了强烈的抑制作用,白钨矿与含钙脉石矿物可实现有效分离,研究结果表明,石灰法是实现白钨常温浮选的一条有效途径。     

复杂难选含钨铁矿选矿工艺研究

对某WO₃ 0.23%、TFe品位22.09%的含钨铁矿进行了选矿工艺研究。采用先浮选回收钨、浮选尾矿磁选回收铁的工艺, 可获得含WO₃ 63.24%、回收率87.14%、TFe含量为0.48%的钨精矿和TFe品位62.03%、回收率41.67%的铁精矿, 钨和铁均得到了较好的回收。     

某低品位黑白钨矿选矿试验研究

以WO₃品位为0.23%的某低品位黑白钨矿为研究对象,按混浮黑白钨矿-彼得罗夫法分离白钨矿-摇床分粒级回收黑钨矿的原则流程进行了适宜的磨矿细度、合适药剂用量研究,最终获得的白钨精矿、黑钨精矿1和黑钨精矿2的WO₃品位分别为65.43%、50.11%、31.65%,回收率分别为51.21%、26.14%、13.76%,钨总回收率为91.11%。     

高硫难选白钨矿选矿回收技术研究

在工艺矿物学研究的基础上,对内蒙古东部某含硫低品位白钨矿提出了预先脱硫-钨常温浮选的回收流程。全流程闭路试验结果表明,在磨矿细度为64.5%时,丁基黄药、丁铵黑药和煤油的联合使用可使脱硫率达到86.14%;脱硫产物经过一段粗选、五段精选、两段扫选的常温闭路浮钨流程后可获得WO_3品位为55.31%,回收率为63.92%,硫品位为0.23%的最终产品。     

难选白钨矿重—浮选矿新工艺的研究

根据矿石工艺矿物学性质,采用棒磨一细筛闭路磨矿,螺旋溜槽重选,细泥浮选的重一浮联合流程选白钨矿,重选可丢弃约3／4的尾矿,对品位（WO3）30．5％的重选粗精矿,可用常温浮选精选;对产率不足1／5的细泥矿,用常规浮选工艺选白钨矿,原矿品位为1．47％时,可获得白钨精矿品位66．58％,回收率82．15％,与全浮流程相比,回收率接近,但重一浮工艺的选矿成本较低。     

湖南某难选高钙白钨矿选矿技术研究

对湖南某WO₃品位0.43%、CaO含量23.83%的高钙难选白钨矿选矿厂投产后回收率低的情况进行了现场调查,全面掌握了生产状况和影响技术指标的因素。并对该高钙钨矿进行了药剂制度开发,采用新型抑制剂FS和新型捕收剂CY-88^#,取得了产率5.27%、S品位21.87%、回收率90.17%的硫产品(银含量244 g/t、回收率69.20%)和产率0.51%、WO₃品位65.56%、WO₃回收率77.98%的钨精矿。     

ZL捕收剂浮选湖南某低品位白钨矿的试验研究

对湖南某低品位白钨矿(含WO3为0.36%)进行了系统的浮选探索试验,决定采用比731氧化石蜡皂和733氧化石蜡皂具有更强捕收能力、较好选择性的白钨高效浮选捕收剂ZL,确定了白钨矿常温粗选—改进的加温精选的工艺流程,相应的组合药剂制度分别为碳酸钠、改性水玻璃、新型ZL捕收剂和水玻璃、氢氧化钠、新型ZL捕收剂。在此基础上,对该矿进行全程闭路浮选试验,获得了含WO373.16%的一级Ⅰ类白钨精矿,回收率为89.32%。     

湖南某碳酸岩型白钨矿选矿工艺研究

针对湖南某碳酸岩型白钨矿进行了选矿试验研究。试验确定在磨矿细度为-74μm占75%,Na_2CO_3用量1 200 g/t,Na_2SiO_3+HW用量1 600+400 g/t,DL用量200 g/t条件下,对该白钨矿进行浮选回收。试验最终获得白钨精矿WO_3品位63.39%,WO3回收率79.89%。     

云南某低品位白钨矿常温浮选工艺研究

针对云南某细粒嵌布、低品位矽卡岩型白钨矿进行了选矿试验研究。试验采用常温浮选工艺在原矿磨矿细度-74μm粒级80%条件下,以NaOH为pH调整剂、Na2 SiO3+GS为组合抑制剂、YK-3为捕收剂对白钨矿进行回收。在原矿WO3品位0.20%条件下,获得WO3品位65.22%、回收率70.53%的白钨精矿,试验指标理想。     

广东某白钨矿选矿的试验研究

广东某钨矿的主要钨矿物为白钨矿,采用常温粗选—加温精选的浮选工艺回收钨矿物.当原矿品位WO3为0.593%时,以碳酸钠为调整剂,水玻璃为抑制剂,ZL为捕收剂,浮选闭路试验可获得品位W03 65.97%、回收率81.98%的白钨精矿.     

江西某白钨矿常温浮选精选工艺试验研究

对江西某白钨矿进行了常温浮选试验研究,确定了最佳工艺参数和工艺流程,粗选段采用“一粗三扫二精、中矿顺序返回”流程,精选段采用“一粗二扫四精、精精选尾矿集中返回到精粗选”流程,获得了钨精矿WO₃品位55.76%、回收率82.04%的浮选指标。     

柿竹园黑白钨混合精矿常温浮选分离试验研究

对WO₃品位36%左右的黑白钨混合精矿进行了常温浮选分离试验研究。以氢氧化钠为调整剂、水玻璃和硫酸铝为组合抑制剂、CYW-29为捕收剂,采用一粗一精两扫浮选闭路流程,最终得到了WO₃品位30.30%、回收率38.68%的黑钨精矿和WO₃品位42.04%、回收率61.32%的白钨精矿。为期2个月的工业试验指标为黑钨精矿品位33.31%、回收率25.44%,白钨精矿品位40.78%、回收率74.56%,成功实现了工业应用,为同类型混合钨精矿常温浮选分离提供了借鉴。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。     

某复杂难选铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

针对某复杂难选铜铅锌多金属矿样采用先选硫化矿后选氧化矿的原则流程,确定了"铜铅混浮—铜铅分离—再浮锌—选氧化铅"的浮选工艺,小型闭路试验可以获得含铜19.51%、铜回收率66.72%的铜精矿,含铅59.39%、铅回收率54.48%的硫化铅精矿,含锌40.98%、锌回收率64.29%的锌精矿,含铅44.78%、铅回收率21.22%的氧化铅精矿,实现了有价矿物铜铅锌矿的有效分离目标。