黑钨细泥的强磁精矿浮选试验

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某黑钨细泥重选回收钨试验研究

ＳｅｒｉａｌＮｏ．６２１Ｊａｎｕａｒｙ２０２１现　代　矿　业ＭＯＤＥＲＮＭＩＮＩＮＧ总第６２１期２０２１年１月第１期中国地质调查局地质调查项目（编号：ＤＤ２０２０１１７４）。

常学勇（１９８２—），男，工程师，４５０００６河南省郑州市陇海西路３２８号。

某黑钨细泥重选回收钨试验研究常学勇１，２，３　张艳娇１，２，３（１．中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所；２．自然资源部多金属矿综合利用评价重点实验室；３．西北地质科技创新中心）摘　要　某黑钨矿由于成分较为复杂，致使细泥段ＷＯ３回收率较低，为了进一步回收该尾矿中的钨，开展了试验研究工作。

试验研究确定了筛分—离心选矿机粗选—悬振锥面选矿机精选流程，可从ＷＯ３含量０．１４２％的尾矿中获得ＷＯ３含量２８０４％、ＷＯ３回收率４９２０％的黑钨精矿。

关键词　钨矿　细泥　重选　尾矿ＤＯＩ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１６７４６０８２．２０２１．０１．０３０ＲｅｓｅａｒｃｈｏｎｔｈｅＲｅｃｏｖｅｒｙｏｆＴｕｎｇｓｔｅｎｆｒｏｍａＷｏｌｆｒａｍｉｔｅＳｌｉｍｅｂｙＧｒａｖｉｔｙＳｅｐａｒａｔｉｏｎＣＨＡＮＧＸｕｅｙｏｎｇ１，２，３　ＺＨＡＮＧＹａｎｊｉａｏ１，２，３（１．ＺｈｅｎｇｚｈｏｕＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＭｕｌｔｉｐｕｒｐｏｓｅＵｔｉｌｉｚａｔｉｏｎｏｆＭｉｎｅｒａｌＲｅｓｏｕｒｃｅｓ，ＣＡＧＳ；２．ＫｅｙＬａｂｏｒａｔｏｒｙｆｏｒＰｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃＯｒｅｓ′ＥｖａｌｕａｔｉｏｎａｎｄＵｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ，ＭＮＲ；３．ＮｏｒｔｈｗｅｓｔＣｈｉｎａＣｅｎｔｅｒｆｏｒＧｅｏｓｉｅｎｃｅＩｎｎｏｖａｔｉｏｎ）Ａｂｓｔｒａｃｔ　Ｂｅｃａｕｓｅｏｆｔｈｅｃｏｍｐｌｅｘｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｏｆｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｒａｗｏｒｅ，ｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｏｆＷＯ３ｉｓｌｏｗｉｎｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｓｌｉｍｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎｓｔａｇｅ．Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏｒｅｃｏｖｅｒｔｕｎｇｓｔｅｎｆｒｏｍｔｈｉｓｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｓｌｉｍｅｔａｉｌｉｎｇ，ａｒｅｓｅａｒｃｈｗｏｒｋｈａｄｄｅｖｅｌｏｐｅｄ．Ｔｈｅｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇｆｌｏｗｓｈｅｅｔｏｆｓｃｒｅｅｎｉｎｇ，ｒｏｕｇｈｉｎｇｂｙｃｅｎｔｒｉｆｕｇａｌｓｅｐａｒａｔｏｒａｎｄＨＶＣｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｏｒｒｅｃｏｖｅｒｉｎｇ．Ｂｙｔｈｉｓｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇｆｌｏｗ，ａｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈＷＯ３ｇｒａｄｅｏｆ２８．０４％ａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆ４９．２０％ｃａｎｂｅｒｅｃｅｉｖｅｄ，ａｎｄｔｈｅＷＯ３ｇｒａｄｅｉｎｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｓｌｉｍｅｔａｉｌｉｎｇｓｉｓ０１４２％．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ　ｗｏｌｆｒａｍｉｔｅ，ｓｌｉｍｅ，ｇｒａｖｉｔｙｓｅｐａｒａｔｉｏｎ，ｔａｉｌｉｎｇｓ钨是我国的优势矿产资源，在世界钨资源供需方面我国一直处于主导地位，黑钨矿在钨资源的开发利用中占有很大比重。

黑白钨混合浮选新技术研究及应用

黑白钨混合浮选新技术研究及应用吕清纯;毛文明【摘要】The new technology of the bulk wolfram flotation is to replace the"GYB+GYR"combined collector with a metal organic complex collector with very strong selective collecting ability.The key factors affecting the new technology are studied.The results show that the new technology in the pre removal of magnetite and pyrite,pulp concentration 50%-55%,pH value 9.5-10.0,the collector dosage is above 550 g/t,the WO3containing 0.3%-0.4% ore,mixed flotation of wolframite concentrate WO3grade can reach more than 40%,tungsten the recovery rate increased by 7 percentage points or more.And it greatly simplifies the tungsten ore dressing process and has a strong adaptability to the change of the nature of the raw ore.%黑白钨混合浮选新技术主要是用具有极强选择性捕收能力的金属基有机配合物捕收剂代替"GYB+GYR"组合捕收剂.针对该新技术的关健影响因素进行了研究,结果表明该新技术在预先脱除磁铁矿与硫铁矿,矿浆浓度50%~55%、pH 值9.5~10.0、捕收剂用量550 g/t以上的条件下,对品位 WO3为0.3%~0.4%的原矿,混浮的钨精矿WO3品位可达到40%以上,钨的回收率提高了7个百分点以上,极大简化了钨选矿工艺流程,对原矿性质变化具有较强的适应性.【期刊名称】《材料研究与应用》【年(卷),期】2018(012)001【总页数】5页(P59-63)【关键词】黑白钨;浮选;金属-有机配合物捕收剂【作者】吕清纯;毛文明【作者单位】湖南柿竹园有色金属有限责任公司,湖南郴州423037;湖南柿竹园有色金属有限责任公司,湖南郴州423037【正文语种】中文【中图分类】TD91柿竹园多金属矿是以钨、铋为主，伴生有钼、锡石、萤石、石榴子石等复杂多金属矿床，矿石以矿种多、规模大、矿体集中、共生组分丰富、成矿条件复杂而闻名于世，矿物种类多达143种，被联合国专家誉为“世界有色金属博物馆”.针对柿竹园多金属矿石的高难度分选特性，“八·五”和“九·五”期间柿竹园公司与多家科研院所共同成功研制了以主干全浮流程为基础、以螯合捕收剂为核心的钼铋等可浮、黑白钨混合浮选、萤石浮选的综合选矿技术—柿竹园法[1-2].柱机联合浮选工艺与黑白钨强磁分离技术是在柿竹园法基础上的新突破，使柿竹园钨的选矿回收率提高了3%以上[3-5].柿竹园多金属矿经过多年开发，原Ⅲ矿带富矿段资源利用已经接近尾声，占大部分资源储量的低品位矿石成为以后开发的主体.该部分矿石具有更加复杂的赋存特征，如钨、钼、铋品位降低，含钙脉石矿物含量越来越高，矿物组成更加复杂、共生关系复杂及嵌布粒度更细等.该矿体的选矿难度进一步加大，资源综合利用更加困难，“柿竹园法”越来越难以适应矿石性质的变化，这对钨的选矿工艺提出了更高的要求.针对传统钨选矿技术存在的上述问题，由柿竹园有色金属有限责任公司和中南大学共同开发出基于“金属离子配位调控分子组装”原理的黑白钨混合浮选新技术，包括具有高度选择性的金属基有机配合物钨矿捕收剂、泡沫调整剂及黑白钨常温混合浮选新技术等.其特点是在粗选作业可获得黑白钨混合精矿产品，后续精选作业无需丢尾，即通过加温浮选分离出白钨精矿及低度钨精矿，或者直接作为中度钨出售，即钨粗选作业的回收率等于钨的总回收率，提高了钨的回收率.1 原矿性质1.1 化学成分分析原矿主要化学成分分析结果列于表1.由表1可知，原矿中主要化学成分为SiO2，CaF2，CaCO3，其次为Al2O3，K2O，MgO，K2O，WO3等.主要有价成分为WO3和CaF2.表1 原矿化学成分分析结果Table 1 Analysis result of chemical compositionof raw ore元素WO3CaF2CaCO3SiO2Al2O3MgONa2OK2OS含量w/%0．3625．3211．7443．126．830．960．912．210．0841.2 矿物组成原矿中主要矿物及其相对含量列于表2.由表2可知，原矿中主要有用矿物为白钨矿和萤石，主要脉石矿物为硅酸盐矿物和方解石等.表2 原矿中主要矿物及其相对含量Table 2 The main minerals and their relative content in the raw ore矿物相对含量w/%矿物相对含量w/%硫化矿0．2石榴子石35．6白钨矿0．24云母2．5黑钨矿0．11长石2．5萤石25．32角闪石2．6石英4．4符山石0．8方解石11．74粘土矿物6．0白云石3．5其它2．99绿泥石1．22 浮选影响因素研究在柿竹园法的基础上开发出黑白钨混合浮选新技术，其特点是用选择性捕收能力极强的金属基有机配合物捕收剂代替传统的脂肪酸类“GYB+GYR”组合捕收剂[6-8]，减少了萤石在钨粗精矿中的富集，提高了黑白钨粗精矿品位，简化了工艺流程.黑白钨混合浮选的关健影响因素主要有矿浆pH、矿浆浓度、磁铁矿含量及捕收剂用量，为考察这些因素对钨浮选影响的规律，采用XFG挂槽浮选机进行试验研究，试验流程如图1所示，其中起泡剂、水玻璃和硫酸铝用量分别固定为2，100，20 g/t.图1 浮选条件试验流程Fig.1 Flotation condition test flow2.1 矿浆pH对钨选矿指标的影响矿浆pH值是影响浮选工艺的重要因素之一，pH值不仅影响矿物的表面性质，还会影响药剂的作用.在矿浆浓度为50%、金属基有机配合物钨矿捕收剂用量为550 g/t的条件下，进行矿浆pH对黑白钨浮选影响的试验.试验结果如图2所示.由图2可知，矿浆pH对黑白钨混合浮选的影响显著.在pH 9.5～10.3范围内钨精矿品位和回收率较高；当pH值超过10.3，钨粗精矿的品位和回收率逐渐降低，钨粗精矿中石榴子石含量明显升高.因此，建议pH值控制9.5～10.0为宜.图2 矿浆pH对钨浮选指标的影响Fig.2 Effect of pH on the flotation index of tungsten2.2 矿浆浓度对钨浮选指标的影响矿浆浓度对浮选时间及选矿过程都有极大影响.在矿浆pH值为9.85、金属基有机配合物捕收剂用量为550 g/t的条件下，进行矿浆浓度对黑白钨浮选影响的试验.试验结果如图3所示.由图3可知，随矿浆浓度的升高，钨精矿回收率迅速上升.当矿浆浓度为50%～55%时，回收率可保持80%以上.因此，生产中矿浆浓度应保持50%～55%.图3 矿浆浓度对钨浮选指标的影响Fig.3 Effect of pulp concentration on the flotation index of tungsten2.3 磁铁矿含量对钨浮选指标的影响金属基有机配合物钨矿捕收剂对铁氧化物也具有较强的捕收能力，选钨过程中磁铁矿一方面会消耗大量药剂，另一方面会形成竞争吸附，从而影响钨的回收.在矿浆浓度为50%，pH为9.85、金属基有机配合物捕收剂用量为550 g/t的条件下，在矿浆中加入与原矿粒度相当的磁铁矿进行试验，以考察磁铁矿含量对黑白钨浮选的影响.试验结果如图4所示.由图4可知，磁铁矿含量对钨浮选的影响非常显著.随磁铁矿含量的增加，钨精矿品位与回收率降低.因此，生产中对磁选作业要严格控制，以保证磁铁矿含量保持较低的水平.同样，硫铁矿也存在类似的现象.图4 磁铁矿含量对钨浮选指标的影响Fig.4 Effect of magnetite content on the flotation index of tungsten2.4 捕收剂用量对钨浮选指标的影响金属基有机配合物捕收剂具有极强的选择性捕收能力，可减少萤石在钨粗精矿中的富集.在矿浆浓度为50%、pH为9.85的条件下，进行金属基有机配合物捕收剂用量对钨浮选影响的试验.试验结果如图5所示.由图5可知，捕收剂用量对钨浮选的影响显著.当捕收剂用量低于500 g/t时，随捕收剂用量增加钨回收率大幅提高；当捕收剂用量高于500 g/t时，钨回收率提高缓慢.因此，生产过程中应保证捕收剂用量为500 g/t以上.图5 捕收剂用量对钨浮选指标的影响Fig.5 The effect of the amount of collector on the flotation index of tungsten3 生产应用情况黑白钨混合浮选新技术于2015年6月在柿竹园多金属选矿厂进行工业化生产应用，钨浮选给矿前有脱磁、脱硫作业.钨浮选给矿浓度为52%～55%，矿浆pH值为9.8～10，金属基有机配合物捕收剂用量为540～580 g/t，粗选和扫选作业添加少量起泡剂CU，钨精选加入少量水玻璃以提高精矿品位，工艺流程为一粗二精三扫，如图6所示.在原矿品位WO30.3%～0.4%的条件下，经浮选柱粗选和二次精选可获得品位WO3 40%左右钨精矿(可作为中度钨直接出售)，尾矿品位WO3低于0.08%，钨综合回收率由原流程63%提升至70%以上.与传统GY法相比，新技术具有显者提高钨回收率、工艺流程简单、对原矿性质变化适应性强、极低的水玻璃用量有利于水的循环回用等优点.图6 黑白钨混合浮选的工艺流程Fig.6 The process flow of the mixed floatation of wolfram4 结论(1)该新技术主要是用具有极强选择性捕收能力的金属基有机配合物捕收剂代替“GYB+GYR”组合捕收剂，对品位WO30.3%～0.4%的原矿，在预先脱除磁铁矿与硫化矿后，在矿浆浓度50%～55%、pH值9.5～10.0、捕收剂用量550 g/t的条件下，采用浮选柱一次粗选和二次精选就可获得品位WO3 40%以上的钨精矿，直接作为最终产品出售.(2)该新技术在柿竹园多金属选矿厂与东波多金属选矿厂的生产应用效果极其显著，钨回收率提高了7个百分点以上，并且工艺流程简单、对原矿性质变化具有较强适应性、以及生产过程易于控制与管理.[1] 孙传尧，程新朝，李长根．钨铋钼萤石复杂多金属矿综合选矿新技术—柿竹园法[J]．中国钨业，2004(5)：8-14．[2] 付广钦，何晓娟，周晓彤．黑钨细泥浮选研究现状[J]．中国钨业，2010(1)：22-25．[3] 曹登国，石志中，李晓东，等.黑白钨强磁分选在柿竹园钨浮选回收中的应用[J].中国钨业，2014，29(3)：17-20.[4] 陈玉林．强磁分选黑白钨新工艺在柿竹园的工业化应用[J]．中国钨业，2013(4)：34-35．[5] 陈克锋，李晓东，石志中，等．柱机联合浮选在柿竹园钨粗选作业中的应用研究[J]．有色金属：选矿部分，2012(2)：58-60.[6] 孙伟, 宋韶博.水玻璃及其在白钨矿浮选中的应用和分析[J].中国钨业，2013，28(4): 22-25.[7] 杨应林，周晓彤，汤玉和.黑白钨共生矿混合浮选药剂及工艺[J].中国钨业，2011，26(1)：23-26.[8] 张忠汉，张先华，叶志平，等.柿竹园多金属矿GY 法浮钨新工艺研究[J].矿冶工程，1999，19(4)：22-25.。

钨细泥选矿现状及试验研究分析

以下特点：
（）１产率、钨金属占有率高低不一。均产率为平出窿原矿的８８．５％，金属占有率为ｌ．钨１０％。３
（）品位比出窿原矿高。出窿原矿平均品位２
率较原生产工艺提高了１～６个百分点，合回收３３综
归队率低，细泥混入重选段选别回收效果差，浓密机
的浓缩效果差，将造成溢流金属损失。１２４对钨细泥回收重视不够．．
钼的指标提高了５～２３８个百分点。铜的指标提高了
３～Ｏ百分点，铋的指标提高了４～１百分点。６８个１６个
０５而原、生细泥平均品位为０３．％，２次．２％。（）度较细，级范围宽。一．６ｍ的含量３粒粒００７ｍ为７０％～０％，中一．１ｍ的含量１８其００ｍＯ％左右。有的选厂细泥分级脱泥效果差，有跑粗现象。
第２期
李平，：细泥选矿现状及试验研究分析等钨
２１
之间比重差较大。细泥中几乎都含有黑钨矿、钨白钨
细泥矿量，以致造成生产指标往往偏高，表现在流程
矿、钨华三种钨矿物，但各选厂钨矿物的含量不同，大部分细泥中伴生有辉钼矿、铋．５细泥回收率约占总回收率的２％～８％，钨细泥作业回收率平均为４％Ｏ左右。各钨矿选矿厂细泥
回收率高低相差较大，泥回收率高的达到６细７％左
右，的仅为２低２％左右。通过对典型矿山钨细泥的试验研究。钨的回收

钨矿选矿试验

钨矿选矿试验我国是世界上钨选厂最多的国家，因此在钨的选矿方面积累了不少经验，采用了不少新技术和新设备：1、如光电选矿和重介质旋流器代替了部分人工手选。

2、2型跳汰机处理＋4.5m/m的矿石。

3、离心机用于处理细泥。

4、刻槽摇床得到普遍推广。

5、黑钨浮选开始用于生产。

6、白钨浮选创造了常温精选的经验。

我国最常见的矿床工业类型为黑钨－石英矿系（包括云英岩型、长石－石英型、石英型）和白钨－石英矿系（包括矽卡岩型和石英型）两大类型，共五种类型。

石英脉黑钨矿床埋藏量最大，也是我国钨生产的主要来源。

所以在选矿方面的经验比较丰富，下面介绍其主要经验。

一、选矿方法因黑钨矿石一般粒度较粗，黑钨矿物同脉石矿物比重差异也很大，所以通常采用重选法选别。

由于我国钨矿几乎都是多金属矿床，共生矿物较多，经重选得出的粗精矿，由于比重较大的伴生矿物如锡石及各种硫化物等随同或部分随同进入钨精矿，致使精矿指标很低，满足不了冶炼要求，故粗精矿尚需采用粒浮、磁选、电选、浮选、冶金等联合工艺精选才能得到多种合格产品。

同时也解决了综合利用问题。

二、选矿工艺流程及设备选矿工艺流程主要由粗选段，重选段和精选段三段组成。

粗选段包括洗矿、破碎、脱泥、手选作业。

我国黑钨矿多呈薄矿脉赋存，分支、复合、尖灭变化较多，贫化率高，大量废石在重选前需预先选出，目前采用的主要方法是：大型选厂将出窿原矿经洗矿筛分手选，丢弃＋250m/m大块废石，－250m/m破到－150m/m分三级进行反手选，其中150～40m/m工效高，－40m/m低；中小型选厂由于出窿原矿粒度上限较小，一般手选扒拦丢＋80m/m废石，－80m/m分三级进行反手选，一部分矿山细粒级用正手选。

有的选厂对50～20m/m粒级原矿采用光电选矿，选出废石，用人工复选，拣出块钨和少数花石。

有的矿山坚持试验，终于试验成功了重介质旋流器和重介质涡流分选器，前者已用于生产，后者目前处于试生产阶段。

各钨矿原矿石中－0.074毫米矿泥的含量一般约为0.5%～7%。

微细粒黑钨矿选别工艺及浮选药剂研究现状

微细粒黑钨矿选别工艺及浮选药剂研究现状曹惠昌【摘要】由于钨矿资源过度开采,钨矿呈品位低、嵌布粒度细、成分复杂等特点,给回收带来困难.目前微细粒黑钨矿的重选工艺设备有摇床、离心选矿机和螺旋溜槽,浮选除传统浮选工艺外,选择性絮凝、载体浮选、油团聚浮选及剪切絮凝浮选新工艺也在微细粒黑钨矿的选别中得到应用,并逐渐形成了强磁选—浮选、重选—浮选等联合分选工艺.黑钨矿浮选药剂中,脂肪酸类捕收剂主要通过化学吸附作用在矿物表面,可浮性较好但选择性不佳,胂酸类和膦酸类捕收剂选择性好但毒性大,污染环境;使用螯合类捕收剂能够得到较好的选别指标但药剂成本高、性质不稳定.硝酸铅和硫酸亚铁是微细粒黑钨矿浮选的常用活化剂,水玻璃是使用较多的抑制剂.加强联合选别工艺的应用,开发新型高效药剂与组合药剂是提高微细粒黑钨矿选别技术经济指标的关键.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2017(000)006【总页数】7页(P110-116)【关键词】细粒黑钨矿;联合工艺;浮选药剂【作者】曹惠昌【作者单位】中煤科工集团沈阳设计研究院有限公司【正文语种】中文我国钨资源储量占世界的41%，居世界第一。

我国目前已探明20多种含钨矿物，其中钨酸盐和氧化物是钨的主要存在形式，少量的钨存在于硫化钨(WS2) 中。

考虑到当前的技术条件，目前自然界中只有白钨矿和黑钨矿具有开采价值。

白钨矿(CaWO4)是钙钨酸盐，黑钨矿主要包括钨锰矿(MnWO4)、钨铁矿(FeWO4)和钨锰铁矿((Fe，Mn)WO4) 3种矿物。

钨华和白钨华也较为常见，但和钨铅矿(PbWO4)、钨钼铅矿(Pb，Mo)WO4、钨华(WO3·H2O)、铜钨华(CuWO4·H2O)等含钨矿物一样目前暂无工业开采价值[1]。

我国黑钨储量占全国钨储量的29%[2-4]，是绝大多数钨精矿的加工原料[5]。

随着近年来钨矿的不断开采，高品位黑钨矿储量越来越少，但对钨资源的需求却日益增加，因此低品位细粒级黑钨矿及含钨细泥尾矿也逐渐被回收利用。

白钨矿黑钨矿的浮选药剂方案

白钨矿、黑钨矿旳浮选药剂方案实例钨旳矿物可分为白钨矿和黑钨矿两大类。

一般来说白钨矿要比黑钨矿易浮得多。

A 白钨矿浮选（1）白钨矿旳浮选措施。

白钨矿旳分子式为CaWO4，由于分子式中具有钙，对脂肪酸类轻易发生化学吸附和化学反应。

常用旳捕收剂为植物油酸和731氧化石蜡皂。

植物油油酸中山苍子油酸有优良旳选择性和捕收性。

731氧化石蜡皂有很好旳选择性，不过捕收力较差。

近年来生产旳白钨矿新药剂中南选钨剂ZN633具有耐低温、选择性和捕收性能好旳特点，大大提供品位和回收率。

白钨矿由于常和多种钙镁旳磷酸盐、硫酸盐、碳酸盐、氟化物共生，它们旳可浮性相似，往往难以选出合格精矿。

为了加强过程旳选择性，可以使用下列措施：1）用硫化钠、氰化物、铬酸盐等克制其伴生硫化矿物（硫化矿物多时，必须先单独浮选）；用水玻璃、单宁、多聚偏磷酸钠、铬酸盐等克制其脉石矿物：用水玻璃或碳酸钠将矿浆旳PH值调至9.5~10，精选时可为11~12。

2）“石灰—浮选”法。

其要点是：用石灰（约0.5kg/t）调浆，再加入碳酸钠（约0.15kg/t）和水玻璃（约2.2kg/t），最终用油酸和环烷酸（两者之比为1：1)捕收。

该法旳特点是使矿浆中旳Ca2+先吸附在脉石矿物旳表面，当加入碳酸钠后来，吸附在脉石表面旳Ca2+就变成较易被克制旳CaCO3薄膜。

因而能大大地提高精矿品位。

3）采用大量水玻璃加温精选法（即彼得罗夫法）。

即将低品位旳粗精矿，加入40~90kg/t旳水玻璃，升温到60~90℃煮一段时间，搅拌，脱水（实质上脱去了脉石表面过量旳药剂），然后调浆，再精选4~8次，即可得到品位较高旳精矿。

假如精矿中还具有较多旳重晶石，可用烷基硫酸盐或磺酸盐在PH值等于1.5~3如下反浮选重晶石，当精矿含磷不合格时，可以用盐酸浸出精选精矿，以溶解其中旳磷酸盐矿物，固液分离和洗涤后来，白钨精矿中旳含磷量，即可合格。

在白钨矿床中，往往也有某些共生矿物（如锡、钼等），这些共生矿物在重选过程中都会进入到白钨精矿，影响精矿旳质量，因此，在白钨矿浮选时，也有钨锡和钨钼分离旳问题。

磁选—浮选联合流程在黑钨细泥回收中的应用研究

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２４・
有色金属（选矿部分）
２０１３年第４期
ｄｏｉ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１６７１－９４９２．２０１３．０４．００７
磁选一浮选联合流程在黑钨细泥回收中的应用研究
高湘海，肖宏，雷晓明
ＴｈｅＡｐｐｌｉｃａｔｉｏｎｏｆｔｈｅＣｏｍｂｉｎａｔｉｏｎＦｌｏｗｓｈｅｅｔｏｆＭａｇｎｅｔｉｃＳｅｐａｒａｔｉｏｎａｎｄＦｒｏｔｈＦｌｏｔａｔｉｏｎｉｎｔｈｅＲｅｃｏｖｅｒｙｏｆＴｕｎｇｓｔｅｎｆｒｏｍＦｉｎｅＳｌｉｍｅｓｏｆＷｏｌｆｒａｍｉｔｅ
ｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｉｆｎｅｓｌｉｍｅｓｗａｓｄｉｓｃｕｓｓｅｄｉｎｔｈｉｓｐａｐｅｒ．Ｔｈｅｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｗａｓｅｆｉｆｃｉｅｎｔｌｙｒｅｃｏｖｅｒｉｅｄｆｒｏｍｔｈｅｓｌｉｍｅｓｂｙｔｈｅｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎｏｆｐｒｏｃｅｓｓｌｆｏｗｓｈｅｅｔａｎｄｏｐｅｒａｔｉｏｎｐａｒａｍｅｔｅｒｓ，ａｎｄｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｇｒａｄｅａｎｄｒｅｃｏｖｅｒｙ
（湖南柿竹园有色金属有限责任公司，湖南郴州４２３０３７）

微细粒黑钨矿浮选研究现状

微细粒黑钨矿浮选研究现状胡文英;余新阳【摘要】Gravity separation is an important method to wolframite separation, but its effect on the microgran-ular mineral separation is poor. Flotation is the best way to ultrafine mineral separation. In recent years, the research of ultrafine wolframite in China has achieved certain progress, but there are many problems in respect of actual production yet. Based on the characteristics of the ultrafine wolframite, this paper introduces the new technology in the flotation of ultrafine wolframite, flotation reagents, etc., by discussing their characteristics and applicability. The theoretical researches and application cases of ultrafine wolframite are reviewed and can be used for reference in the rrelavent manufacturing process of the tungsten mines.%重选一直是黑钨矿选别的主要方法，但其对微细粒矿物分选的效果却较差，浮选法才是解决细粒级矿物分选的较好途径。

黑钨细尾矿强磁试验(2011年5-6月)

47.50 矿品位一般,尾矿有少量黑钨 52.50 57.54 42.46
放矿不稳,精矿品位一般,尾矿有少量黑钨矿小沉槽,稳定后泡沫形
43.24 态较好,精矿中硫化矿杂 56.76 质较多,尾矿有不少黑钨
放矿不稳,大部分时间在
42.20 涨。稳定后精矿中磁铁 57.80 矿不多,尾矿有少许黑钨
细泥尾矿强磁磁性产品再下浮选磁浮联合工业试验（细泥尾矿强磁磁性产品再下浮选磁浮联合工业试验（5月）
产率(%) 回收率(%) 日期条件产品名称品位(%) 现象
（对给矿）（对给矿）
浮选药剂条件大体与细泥相当，强磁磁场不变
5.17
5.23
浮选药剂条件大体与细泥相当，强磁磁场不变
给矿浮精浮尾磁精磁尾给矿浮精浮尾磁精磁尾
产率(%) 回收率(%) 7.10 92.90 6.25 93.75 8.00 92.00 6.36 93.64 5.43 94.57 12.52 87.48 4.58 95.42 4.19 95.81 4.44 95.56 4.82 95.18 74.73 25.27
现象
亮黑色泡沫,上浮量较大，精矿品位好，含磁铁矿较多，尾矿无黑钨时而有涨,泡沫黑亮,精
3.2 28.19 0.65 0.95 0.4 1.55 11.94 1.15 1.35 0.82
9.26 90.74 41.25 49.49 3.71 96.29 59.96 36.34
81.57 18.43 12.24 6.19 28.56 71.44 52.22 19.22
浮选的上浮量少，泡沫厚实，精矿品位高，尾矿有少许黑钨，估计在一度以下
稳定后精矿品位较好,磁
70.71 铁矿不多,尾矿有丁点黑 29.29 钨

白钨浮选尾矿回收黑钨矿的强磁选试验研究

白钨浮选尾矿回收黑钨矿的强磁选试验研究周晓彤，邓丽红，廖锦(广州有色金属研究院，广东广州 510650)摘要：某大型黑白钨矿含0.44％WO3，WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中分布率分别为65.61％、29.41％和 4.98％，采用先浮选白钨矿，其尾矿回收黑钨矿的选矿方法。

因为白钨浮选尾矿品位低，所以直接浮选黑钨矿难度较大。

为了提高黑钨浮选入选品位，经试验研究，采用高梯度磁选机，经一次粗选、一次扫选、强磁选，可获得较好的黑钨强磁精矿选别指标。

小型试验指标：对含0.235％WO3的强磁给矿，获得黑钨强磁精矿品位0.47％WO3，钨回收率90.64％。

工业试验指标：对含0.20％WO3的强磁给矿，获得黑钨强磁精矿品位0.43％WO3，钨回收率73.26％。

关键词：黑钨矿；高梯度磁选机；磁选某大型钨矿山含0.44％WO3左右，白钨矿与黑钨矿比例为6.5：3.5，采用先浮选回收白钨矿，其尾矿再黑钨浮选。

由于白钨浮选尾矿钨品位低，直接浮选黑钨矿效果不理想。

因此，提高黑钨浮选的入选品位是提高黑钨浮选指标的关键。

1 矿石性质该矿石为矽卡岩型多金属矿，主要金属矿物为白钨矿、黑钨矿、辉铋矿、辉钼矿，其次为自然铋、钨华、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、锡石、镜铁矿，少量钛铁矿、锡钙钛矿等；主要脉石矿物为萤石，其次为石英、长石、钙铁榴石、白云母、黑云母，少量绿帘石、高岭石、绿泥石、硅灰石、叶腊石、磷灰石、锆石等。

原矿多元素分析见表1。

WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中金属分布率分别为65.61％、29.41％和4.98％。

表1 原矿多元素分析结果元素WO3Mo Bi Sn Fe Mn Pb Zn Cu Be CaF2元素222322ω/%0.016 1.04 5.80 0.11 0.75 35.81 11.86 1.36 0.48 0.25 4.132 试验研究及讨论采用广州有色金属研究院研制的SSS-I型高梯度磁选机进行实验室试验研究，分别对白钨浮选尾矿进行高梯度磁选机的磁介质、脉动冲次进行试验研究，并在不同磁场强度的条件下进行试验比较，以及对白钨浮选尾矿回收黑钨矿强磁选工艺流程进行试验研究。

提高某原生钨细泥选矿指标的研究

１．４１％，ａｎｄｔｈｅｇｒａｄｅａｎｄｒｅｃｏｖｅｙｒｏｆＷ０１ｗａｓ２５．５Ｏ％ａｎｄ７９．９Ｏ％ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ．
Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｗｏｌｆｒａｍｉｔｅ；ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ；ｔｕｎｇｓｔｅｎｉｆｎｅｓｌｉｍｅ；ｓｈａｋｉｎｇｔａｂｌｅ；ｇｒａｖｉｔｙｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ
Ｙ／Ｙｕｎｌａｉ，ＬＩＵＺｈｏｎｇｒｏｎｇ，ＷＥＩＱｉａｎ（ＨｕｎａｎＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅＤ厂ＮｏｎｆｅｒｒｏｕｓＭｅｔａｌｓ，Ｃｈａｎｇｓｈａ４１００１５，Ｃｈｉｎａ）
ｔｅｃｈｎｉｃａｌｒｅｓｅａｒｃｈｏｆｉｍｐｒｏｖｉｎｇｔｈｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎｉｎｄｅｘｏｆｉｆｎｅｓｌｉｍｅｓｏｆｐｉｍａｒｒｙｔｕｎｇｓｔｅｎｗａｓｃａｒｒｉｅｄｏｕｔ．Ｔｈｒｏｕｇｈｃｏｎｄｉｔｉｏｎｌｔａｅｓｔｓ，ｔｈｅｐｒｅ－ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｂｙｓｔｒｏｎｇｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎｗａｓｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ，ａｎｄｔｈｅｒｏｕｇｈｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｏｆｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎｗａｓｔｒｅａｔｅｄｂｙｃｌａｓｓｉｉｆｃａｔｉｏｎｆｏｌｌｏｗｅｄｂｙｓｈａｋｉｎｇｔａｂｌｅｓｅｐａｒａｔｉｏｎｔｏｒｅｃｏｖｅｒｔｈｅｔｕｎｇｓｔｅｎｍｉｎｅｒａｌｓ．Ｔｈｅｃｌｏｓｅｄ— ｃｉｒｃｕｉｔｔｅｓｔｒｅｓｕｌｔｓｓｈｏｗｅｄｔｈａｔｔｈｅｙｉｅｌｄｏｆｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗａｓ

某低品位黑钨细泥浮-重-浮联合流程分选试验研究

ｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｂｙｌｏｆｔａｔｉｏｎ．ｔｈｅｔｕｎｇｓｔｅｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈｔｈｅｇｒａｄｅｏｆ３３．８０％ａｎｄｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆ６１．０８％ｃｏｕｌｄｂｅｏｂｔａｉｎｅｄ．Ｔｈｅｔｕｎｇｓｔｅｎｍｉｎｅｒａｌｓａｒｅｗｅｌｌｒｅｃｏｖｅｒｄｆｒｏｍｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｓｌｉｍｅｗｉｔｈｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｏｆ６４．２７％．Ｔｈｅｌｏｆｗｓｈｅｅｔｉｓｃｏｓｔ－ｅｆｆｅｃｔｉｖｅａｎｄｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ－ｒｉｆｅｎｄｌｙｆｏｒｒｅｄｕｃｅｄｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎｒｅａｇｅｎｔｓｄｏｓａｇｅｓｂｙａｄｏｐｔｉｎｇｒｏｕｇｈｉｎｇｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔｍｅａｓｕｒｅｓｏｆｐｒｅ — ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎａｎｄｃｅｎｔｒｉｆｕｇａｌｓｅｐａｒａｔｏｒ．
中图分类号：ＴＤ９５４
文献标志码：Ａ
Ｃｏｍｂｉｎｅｄｌｏｆａｔａｔｉｏｎ－ｇｒａｖｉｔ
ｏａｔａｔｉｏｎｌｏｆｗｓｈｅｅｔｏｆａｌｏｗｇｒａｄｅｗｏｌｆｒａｍｉｔｅｓｌｉｍｅ

从某硫化矿尾矿中回收黑钨矿的选矿试验研究

从某硫化矿尾矿中回收黑钨矿的选矿试验研究聂庆民;李立园;李继福;艾光华【摘要】针对某硫化矿尾矿含WO30.32%，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WO350.93%，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。

%The WO3 content in a sulfide ore tailing reaches as high as 0.32%. However, it is difficult to recover by conventional gravity concentration. On the basis of the process mineralogy, the process of"pre desulfurization-high gradient magnetic separation-wolframite flotation" was put forward. The results indicated that the whole process closed circuit test can obtain the wolframite concentrate with WO 3 grade of 50.93%and recovery of 68.44%. The flotation recovery rate is 81.93%, achieving the effective of wolframite.【期刊名称】《中国钨业》【年(卷),期】2016(031)004【总页数】6页(P45-50)【关键词】黑钨矿;磁选;浮选;辅助捕收剂;尾矿;脱硫【作者】聂庆民;李立园;李继福;艾光华【作者单位】江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州 341000;江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州 341000;江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州 341000;江西理工大学资源与环境工程学院，江西赣州 341000; 江西省矿业工程重点实验室，江西赣州 341000【正文语种】中文【中图分类】TD952钨是我国重要的战略金属，具有广泛的应用领域。

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黑钨细泥强磁分离的精矿浮选试验研究1.1 黑钨细泥的强磁精矿水玻璃用量试验
精矿
黑钨细泥磁性产品
2009-7-27
试验条件产物名
称
重量产率品位
产率*品
位
回收率精矿 19 3.55 26.7 0.948 16.90 精尾 136.1 25.43 13.3 3.382 60.30 扫精 265.1 49.53 2.5 1.238 22.08 尾矿 115 21.49 0.19 0.041 0.73
水玻璃 100g/t
给矿 535.2 100 5.609 100
精矿 31.1 5.57 28.4 1.582 30.65
精尾 116.6 20.89 10.7 2.235 43.30
扫精 263.9 47.28 2.7 1.276 24.73
尾矿 146.6 26.26 0.26 0.068 1.32 水玻璃 200g/t
给矿 558.2 100 5.162 100
精矿 141.1 26.92 16.5 4.441 50.32
精尾 21.5 4.10 4.9 0.201 2.28
扫精 233.8 44.60 9 4.014 45.48
尾矿 127.8 24.38 0.7 0.171 1.93 水玻璃 300g/t
给矿 524.2 100 8.827 100
精矿 142.1 27.34 16 4.374 53.11
精尾 15.1 2.90 4.9 0.142 1.73
扫精 235.7 45.34 7.8 3.537 42.94
尾矿 126.9 24.41 0.75 0.183 2.22 水玻璃 400g/t
给矿 519.8100 8.236 100
收稿日期：2009-12-9
作者简介：毛文明
1.2 黑钨细泥给矿磁性产品硝酸铅用量试验
黑钨细泥磁性产品
扫精尾矿药剂单位：克/吨
2009-8-11
试验条件产物名
称
重量产率品位
产率*品
位
回收率精矿 41.1 5.63 10.5 0.591 24.12 扫精 158.4 21.69 8.1 1.757 71.72 尾矿 530.7 72.68 0.14 0.102 4.15
硝酸铅 100g/t
给矿 730.2 100.00 2.450 100
精矿 48.2 7.67 12.8 0.982 26.35
扫精 141.2 22.47 9.6 2.157 57.90
尾矿 439 69.86 0.84 0.587 15.75 硝酸铅 300g/t
给矿 628.4 100.00 3.726 100.00
精矿 74.3 11.37 12.5 1.421 58.67
扫精 250.1 38.27 2.3 0.880 36
尾矿 329.1 50.36 0.24 0.121 4.99 硝酸铅 500g/t
给矿 653.5 100.00 2.422 100.00
精矿 112.7 21.16 9.2 1.946 67.07
扫精 286 53.69 1.7 0.913 31.45
尾矿 134 25.15 0.17 0.043 1.47 硝酸铅 800g/t
给矿 532.7 100.00 2.902 100
1.3 黑钨细泥给矿磁性产品GYB用量试验
黑钨细泥磁性产品
扫精尾矿药剂单位：克/吨
2009-09-8
试验条件产物名
称
重量产率品位
产率*品
位
回收率精矿 31.8 3.98 10.6 0.422 5.31 扫精 272.7 34.13 14.8 5.051 63.55 尾矿 494.5 61.89 4 2.476 31.14
GYB 100g/t
给矿 799 100 7.949 100
精矿 41.2 5.32 9.5 0.505 8.39
扫精 153.8 19.86 18 3.575 59.33
尾矿 579.4 74.82 2.6 1.945 32.28 GYB 200g/t
给矿 774.4 100 6.026 100
精矿 88.7 15.47 19.1 2.955 40.27
扫精 199.1 34.72 10.9 3.785 51.58
尾矿 285.6 49.81 1.2 0.598 8.15 GYB 400g/t
给矿 573.4 100 7.337 100
精矿 129.7 23.05 15.5 3.572 49.51
扫精 195.4 34.72 9.3 3.229 44.75
尾矿 237.7 42.24 0.98 0.414 5.74 GYB 600g/t
给矿 562.8 100 7.215 100。