湖北某白钨矿提高选矿精矿品位研究
一种提高白钨精矿品位的装置[实用新型专利]
专利名称:一种提高白钨精矿品位的装置专利类型:实用新型专利
发明人:陈金明,王进
申请号:CN201621445645.7
申请日:20161227
公开号:CN206731318U
公开日:
20171212
专利内容由知识产权出版社提供
摘要:一种提高白钨精矿品位的装置,包括两组浮选机、加水管、格栅板及白钨矿浆导管,其中,两组浮选机之间通过白钨矿浆导管连接组成富集白钨精矿和提高其品位的循环系统,并在其中的一组浮选机内设置有三级精选层,另一组浮选机内设置有四级精选层,同时在设置四级精选层的浮选机内设置有格栅板,四级精选层之间分别设置有加水管;且在设置四级精选层的浮选机一侧设置有电磁开关,电磁开关内设置有电磁开关阀与浓度测量计。
本实用新型通过优化原工艺装备,设置多级精选层与电磁开关,以实时精选白钨精矿,白钨回收率稳定在80%以上的前提下,白钨精选产品品位保持在65%以上,有效提高了白钨精矿品位,且运行稳定可靠。
申请人:方圆(德安)矿业投资有限公司
地址:330408 江西省九江市德安县尖峰坡锡矿区
国籍:CN
代理机构:南昌新天下专利商标代理有限公司
代理人:朱平
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某白钨矿浮选试验研究
型矿 石 国 内外 选矿 处 理 的方 法 . 为对 该 矿 采 出矿 认
2 试 验 及 结 果
由表 1 知 . 矿 采 出矿 石 中有 回 收价 值 的矿 可 该 物主 要 为 WO 、 u ,C 。针 对 该矿 采 用 重选 工 艺选矿 的
结果. 通过对 白钨矿嵌布粒度及原矿中矿物成分的 分析 . 照 对 比 目前 国 内外对 白钨 矿在 各 种 不 同条 参
难选低品位白钨矿选矿试验研究
难选低品位白钨矿选矿试验研究1前言江西某多金属矿山矿产资源丰富,除铁矿石外,还共生有白钨、铅、锌、铜等多种有色金属,探明铁矿石表内储量600多万吨,表外储量500多万吨,尤其是白钨,查明WO3储量1.66万吨,其平均品位达0.155%左右。
到目前为止,仅对铁矿石进行了选矿回收,白钨等矿石作为选铁尾矿未作回收。
为保护国家矿产资源,提高资源利用率,节能减排,保护环境,提高矿山经济效益,矿方决定对矿山尾矿中的白钨开展回收工作。
本试验是受矿山的委托而进行的,其目的是对矿山尾矿中的白钨进行可选性试验研究,评价其可选性,提出回收白钨的工艺流程。
试验中进行了重选法、浮选法、重浮联合工艺等多个方案的比较试验。
试验表明,较好的分选方案为离心机作粗选浮选精选的重浮联合流程。
经离心机转速,浮选药剂种类用量等多个条件试验后,进行了闭路试验。
试验研究后,推荐的工艺流程如图1-1所示。
在图1-1的流程条件下,取得了较为理想的选别指标,可获得WO3为50.16%,回收率为70.22%的白钨精矿,实现了对白钨的分选回收。
2 矿石性质矿石中金属矿物主要为白钨矿、赤铁矿、褐铁矿和磁铁矿,含有少量闪锌矿、黄铜矿、方铅矿。
非金属矿物主要有透辉石、透闪石、石榴子石、粒硅美石、萤石及滑石等。
矿石中的铁主要含在赤铁矿、褐铁矿和磁铁矿中,少量含于含铁硅酸盐矿物和硫化物中。
白钨矿多图1-1 推荐的工艺流程图产于透辉石粒间和萤石、滑石脉中,少数与磁铁矿共生。
矿石的结构主要有交代结构,半自形—自形晶结构。
矿石的构造主要有条带状构造,柔皱构造和浸染状构造。
试样的多元素分析结果以及钨的物相分析结果分别见表2-1和表2-2。
表2-1试样多元素分析结果元素Fe WO3SiO2CaO MgO Al2O3含量/% 15.27 0.30 46.65 2.44 0.78 12.46 元素S Au含量/% 0.05 0.13注:金的含量单位为g/t。
表2-2试样钨的物相分析结果名称钨华黑钨白钨总钨含量/% 0.006 0.014 0.296 0.3163 脱泥与不脱泥方案确定对试样采用沉降水析法分别做了脱除–0.038mm以及–0.020mm粒级矿泥的试验。
某白钨矿伴生多金属硫化矿选矿试验研究
某白钨矿伴生多金属硫化矿选矿试验研究
《某白钨矿伴生多金属硫化矿选矿试验研究》
一、研究背景
1、某白钨矿伴生多金属硫化矿,是一种常见的硫化矿,其开采难度较大。
主要因其中所含白钨矿具有比较高的品位,所以,加工利用这类硫化矿自然就成了一类重要选矿试验研究的内容。
同时,某白钨矿伴生多金属的分布也是本次研究的重点。
2、由于某白钨矿伴生多金属硫化矿是以层状分布的,从而影响了选矿工艺,
因此研究表明,应十分仔细地分析其伴生金属与白钨矿的层状分布特征,从而为后续的矿物加工提供参考依据。
二、施工和研究内容
1、开垦前某白钨矿伴生多金属硫化矿的矿脉特征:主要采回一定数量的样品,对某白钨矿伴生多金属硫化矿矿脉的形态、尺寸及其类型做出合理判断。
2、矿物加工选矿工艺:根据前期研究结果,确定矿物分布情况并制定适合当
地成矿区划分的矿物加工选矿工艺,以取得满足要求的结果。
3、研究结果分析:利用各种测试和分析技术,对本次研究所采取的矿物加工
选矿工艺进行定量分析,并得出结论。
三、结论
1、A某白钨矿伴生多金属硫化矿矿脉结构具有特殊的层状分布特征,这对选
择适宜的磨矿工艺有一定的影响,故应着重研究。
2、该研究结果显示,矿物加工选矿工艺能够明显提高A某白钨矿伴生多金属
硫化矿的精矿品位,从而满足相应的市场需求。
四、后续建议
1、在后续的研究中,应开展深入的矿物加工技术研究,以期望获得更优异的
结果。
2、在研究中,还可以引入其他相关内容,例如环境保护、资源效益等问题,认真探讨、进行改进和加强。
某白钨矿选矿工艺试验研究
摘 要 :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WO ,
63 7 4%、 回收率为6 . 1 3%,பைடு நூலகம்5 浮选一 重选联合工艺流程可获得钨精矿含 WO 7 . ,5 0%, 5 回收率为 6. 7 9%。 2
关键词 : 白钨矿; 重选法; 浮选; 选矿工艺
中图分 类号 :D5 T 94
文献标 识码 : A
0 引 言
某钨 矿 床含 WO 07 . 5%, 矿 物 主要 以 白钨矿 钨
白钨矿只有在一 . m粒级 中才 能得 到较好 02 m 5 的单体解 离 ,在 一 . m+ . 5 m 一 . 5m + 0 5r O1 、 01 m 2 n 2m 2 00 6m D 一 .7 m+ .5m 个 粒 级 中 ,钨 的单 .7 i、 00 6m O0 m 3 _
害杂质矿物主要有磷灰石 。原矿化学多元素分析结 果见 表 1矿 石 中钨 的物 相 分析结 果见 表 2 , 。
表 1 原矿 多元 素分析 结果
元 素 WO P Z B T e S 3 b n i F
%
P A 23 C SO 1 a 0 i2
含 量 07 .l 00 00 33 01 006 1 . 3 75 . .6 0O 1 .3 .2 .0 .5 . 3 4 1 . 32 4 7 2 2
体解 离度 分别 为 8 .9%、 33 8 7 9. 4%、 65 9. 5%。
产 出, 占钨总金属量的 9 . %, 5 5 含少量钨华和分散 8
相钨 , 少量 硫 化矿 , 脉石矿 物 主要 为符 山石 、 石 、 长 石 英 。根据 矿石 性质 , 行 了重 选法 和浮 选法试 验 , 进 由
某白钨矿选矿工艺及指标分析
某白钨矿选矿工艺及指标分析白钨矿是一种重要的钨矿石,在现代工业中有广泛的应用。
为了获取高品质和高纯度的钨产品,需要采用适当的选矿工艺来提取和分离钨矿石中的钨矿物。
一般来说,白钨矿选矿工艺可以分为物理选矿和化学选矿两种类型。
物理选矿采用重选、浮选、磁选等物理方法来分离钨矿石中的钨矿物。
首先进行破碎和磨矿操作,将钨矿石颗粒细化,然后通过重选技术将钨矿石中的钨矿物与其他矿物进行分离。
重选通常采用重力分选机或离心机进行,利用不同密度和颗粒大小的矿石在重力场中的不同运动特性来分离矿石。
浮选是利用气泡附着在矿石颗粒上的原理,将钨矿石中的钨矿物与其他矿物分离。
磁选则是利用磁场作用将磁性差异较大的钨矿物和其他非磁性矿物分离。
化学选矿则是利用化学反应将钨矿石中的钨矿物转化为可溶性物质,然后通过浸出和萃取的方法来分离钨矿石中的钨矿物。
化学选矿工艺通常包括酸浸、氧化焙烧、碱浸和溶剂萃取等步骤。
首先,将钨矿石进行酸浸或碱浸处理,使钨矿物转化为可溶性物质。
然后,通过溶剂萃取或其他分离方法将溶液中的钨矿物与其他矿物分离。
在选择合适的白钨矿选矿工艺时,需要考虑以下几个指标:1.钨品位:白钨矿中的钨含量直接影响到选矿工艺的效果和成本。
一般来说,钨品位较高的白钨矿适合采用物理选矿工艺,而钨品位较低的白钨矿则适合采用化学选矿工艺。
2.破碎度和颗粒细度:钨矿石的破碎度和颗粒细度对选矿工艺的效果有重要影响。
较细的颗粒易于分选,但过细的颗粒可能会对选矿设备造成磨损。
因此,需要根据破碎度和颗粒细度选择适当的选矿工艺。
3.矿石精矿回收率:白钨矿选矿工艺的目标是尽可能提高矿石的精矿回收率,获取更高品质和高纯度的钨产品。
因此,需要选择能够提高矿石精矿回收率的选矿工艺。
4.环保要求:在选择白钨矿选矿工艺时,还需要考虑对环境的影响。
一些化学选矿工艺可能会产生废水或废气,需要采取相应的环保措施。
总之,选择适合的白钨矿选矿工艺需要综合考虑钨品位、破碎度和颗粒细度、矿石精矿回收率和环保要求等因素。
白钨精矿升级实验结果
1.74
2.52
摇X1
201
2.08
4.18
YG2kg/t水玻璃93kg/t
精矿
2.5
1.68
14.73
0.368
11.39
尾矿
146
1.96
2.862
摇X2
148.5
2.17
3.230
YG1kg/t水玻璃79kg/t
精矿
10
6.8
12.45
1.245
33.23
尾矿
138
1.38
1.904
摇X2
148
2.12
3.149
YG1kg/t水玻璃66kg/t
精矿
46.3
21.81
3.03
1.403
30.45
尾矿
166
1.93
3.204
摇X1
212.3
2.17
4.607
YG1.89kg/t水玻璃87kg/t
精矿
33
20.72
2.74
0.904
26.85
尾矿
126.3
1.95
2.463
摇X1
159.3
品位(%)
金属量(克)
回收率(%)
纯碱0.5kg/t
水玻璃69.5 kg/t
精矿
42
20.59
3.77
1.583
40.26
尾矿
162
1.45
2.349
摇X1
204
1.93
3.932
纯碱0.5kg/t
水玻璃114kg/t
精矿
44
21.25
2.18
0.959
湖北通城高岭土矿提纯和增白试验研究
第33卷第4期非金属矿V ol.33 No.4 2010年7月Non-Metallic Mines July, 2010高岭土可用于造纸工业、涂料工业、塑料工业、农膜、电缆、橡胶工业、合成4A沸石、耐火材料等领域。
近年来,我国高岭土行业迅速发展,由于高岭土资源的不可再生以及应用领域的扩展,目前世界范围内造纸涂料用高岭土资源十分紧缺,在供不应求的市场格局下,2005年美国ENGELHARD公司和法国IMERYS公司大幅度提高高岭土的价格,国际最大的非金属矿组织美洲联盟也宣布将优质高岭土价格提高100美元/t左右[1]。
白度和含铁量等是影响高岭土应用的主要因素,国内很多高岭土矿资源都必须经过加工和漂白[2-4]。
湖北通城有着丰富的高岭土资源,本实验对通城高岭土矿的4例代表性样品进行了研究,主要目的是脱除样品中的有害元素铁,提高高岭土的白度及综合性能,使其具有较高的可利用价值。
1 实验原料和测试仪器1.1 原料湖北通城高岭土矿样品T-01、T-02、T-04、T-05,T-01和T-05采样位置近地表,T-02和T-04在矿槽中。
1.2 化学试剂保险粉(Na2S2O4),化学纯;硫酸,化学纯;盐酸,化学纯。
1.3 仪器180-70原子吸收光谱仪,日本;UV-754紫外可见分光光度计,中国;X'pert MPD Pro型X射线衍射仪,Cu靶,仪器电压40kV,管流40mA,扫描速度25(。
)/min,扫描步宽0.0167。
,扫描范围3。
~ 65。
,日本;数字白度仪,SBD-1B;HN101-2数显电热鼓风干燥箱,上海冠港仪器设备电炉;SX-2箱式节能电阻炉,湖北英山建国电炉厂;TDL5M台式大容量冷冻离心机;电动搅拌器;大小烧杯若干。
2 实验2.1 提纯工艺采用重力自然沉降法对高岭土样品进行提纯,具体工艺为:将原矿破碎研磨至200目,配制成浓度为20 %的矿浆,静置2 h后,虹吸法取上层悬浮液,离心沉淀,沉淀物再次配制成浓度为20 %的矿浆,静置4 h,虹吸法取上层悬浮液,离心沉淀,干燥即得提纯的高岭石样品。
提高某白钨矿石浮选指标试验
提高某白钨矿石浮选指标试验彭会清;焦文亚;吴迪【摘要】A skarn type scheelite in Jiangxi,China,have a WO3 grade of 0. 26%. Most of the sheelite was disseminated in the quartz,fluorite and calcite particles,resulting in difficulty to liberate. When the grinding fineness was 0. 074 mm passing by 80% in the field,sheelite concentrate with the grade and recovery of WO359. 31% and 58. 64% respectively could be ob-tained by the process of 1 roughing and 2 scavenging in normal temperature flotation,1 roughing,5 cleaning and 2 scavenging in heated flotation,and the middling back to the flow-sheet in order. To improve the flotation results, the mixture of benzo-hydroxamic acid and sodium oleate was used as the collectors to be applied in condition tests of the stage grinding process. The results indicated that sheelite concentrate with the grade and recovery of WO362. 31% and 71. 62% respectively could be ob-tained by the process of 1 roughing and 2 scavenging in normal temperature flotation with grinding fineness of 0. 074 mm pass-ing by 80%,and 1 roughing,5 cleaning and 2 scavenging in heated flotation with grinding fineness of 0. 074 mm passing by 90%. Compared with the results in field,sheelite concentrate index has been significantly improved with the grade and recovery of sheelite concentrate improved by 3 percentage points and 12. 98 percentage points.%江西某矽卡岩型白钨矿石WO3品位为0.26%,白钨矿大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中,单体解离困难.现场在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,1粗5精2扫加温浮选,中矿顺序返回流程处理,仅能获得WO3品位为59.31%、WO3回收率为58.64%的钨精矿.为了提高该矿石的选矿指标,试验以苯甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选混合捕收剂,进行了阶段磨选工艺条件研究.结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,常温浮选精矿再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下采用1粗5精2扫加温浮选,最终获得了WO3品位为62.31%、WO3回收率为71.62%的钨精矿,钨精矿WO3品位提高3个百分点,WO3回收率提高12.98个百分点,精矿指标提高显著.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2017(000)009【总页数】5页(P106-110)【关键词】白钨矿;组合捕收剂苯甲羟肟酸+油酸钠;常温浮选粗精矿再磨【作者】彭会清;焦文亚;吴迪【作者单位】武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北武汉430070;武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北武汉430070;武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北武汉430070【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7钨在航空航天、原子能、电气、电子、船舶、汽车和化工等领域都有广泛的应用,是重要的稀有难熔金属[1-2]。
湖北某低品位白钨矿浮选捕收剂的试验研究
GYW A : L DZ
4:1 wi t h t h e b e s t d o s a g e o f 5 0 0 g/t . Th e r o u g h c o n c e n t r a t e g r a d e i s 1 . 2
Байду номын сангаас
a n d t h e
Ab s t r a c t :Th i s p a p e r t a k e s a l o w— g r a d e s c h e e l i t e o f c o p p e r a n d s u l f u r f l o t a t i o n t a i l i n g s i n Hu b e i a s
第2 3卷 第 3 期
2 0 1 4年 3月
中 国 矿 业
CHI NA MI NI NG M AGAZI NE
Vo 1 . 2 3 ,No . 3
Ma r . 2 O1 4
湖 北 某 低 品 位 白钨 矿 浮 选 捕 收 剂 的 试 验 研 究
谭 国超
( 北京 首矿 工程技 术 有限公 司,河 北 迁安 0 6 4 4 0 6 )
r e s e a r c h o b i e c t .S y s t e mi c e x p e r i me n t i s d o n e t O a n a l y z e t h e s e r i o u s e r o s i o n o f t u n g s t e n ,t h e r e s u l t s h o ws
摘 要 :以 湖 北 某 矿 山铜 硫 浮 选 尾 矿 的 低 品 位 白钨 矿 为 研 究 对 象 , 针 对 钨 流 失 严 重 的 现 象 做 了 系 统
提高某低品位白钨矿石选矿指标的试验研究
0前言湖北省黄石市某白钨矿,原矿含WO30.20%~0.25%,Cu0.21%左右,产品有铜精矿、白钨精矿和硫精矿三种产品。
生产采用铜硫混合浮选-铜硫分离-再浮白钨矿的选矿工艺流程,其中硫化矿浮选工艺和流程都比较成熟,选别指标较好,而白钨矿浮选则由于矿区开采条件发生变化,入选白钨矿品位下降较多,选别指标波动较大,不能获得合格的白钨精矿产品,丢弃的钨浮选尾矿中WO3品位还相对偏高,钨金属流失仍较严重,选矿回收率低,钨的实际回收率55%左右。
因此,探清生产指标下降的原因,确定适应矿石性质变化的白钨浮选工艺条件,为生产提供指导,改进现行生产工艺,进一步提高企业经济效益,是矿山的当务之急。
受矿山委托,我们进行了提高该白钨矿选矿技术指标的试验研究工作,确定了浮选工艺条件,通过小型闭路试验,对含钨0.23%的矿样,取得了钨精矿产率0.28%、钨精矿品位61.46%、钨回收率74.82%的选矿技术指标,达到了提高钨回收率的目的。
1矿石性质该白钨矿中金属矿物以黄铁矿为主,次为白钨矿、磁铁矿,其他金属矿物有黄铜矿和少量的辉铋矿、闪锌矿、赤铁矿、磁黄铁矿,偶见方铅矿。
由于辉铋矿粒度太细,回收难度较大,因此矿石中有价回收的矿物为白钨矿和黄铜矿。
非金属矿物有石榴石、萤石、绿帘石、透辉石、透闪石、石英等。
方解石、碳酸盐矿物、石榴石含量最多,其他矿物都较少,萤石含量也不高。
试样取自生产矿样,在实验室经过破碎、筛分、混样、堆环、缩分加工后制出化学分析样及试验样,原矿多元素分析结果见表1。
表1的化验结果与生产矿石的主要有价组分含量基本相近,认为具有足够的代表性。
表1原矿多元素分析结果w/%2选矿试验研究与结果本研究以现场浮选硫化矿工艺流程为前提,以731氧化石蜡皂常温浮选法为基础,旨在明确合适的磨矿细度和调整剂及用量,选定适合该矿石的水玻璃模数及其用量,验证白钨精选的工艺条件,以提高白钨浮选的选别指标[1]。
粗选条件试验流程见图1。
如何提高精矿品位
如何提高精矿品位要提高浮选精矿品位,首先要弄清哪些因素影响精矿品位。
主要有:一、目的矿物与其它矿物或脉石没有充分解离,也就是说目的矿物单体解离度不够。
解决的办法是增加现有磨矿物料细度,或者增设精矿再磨作业,以提高目的矿物单体解离度。
二、原矿含泥过多影响精矿品位。
解决的办法是:(一)破碎前增加洗矿作业,洗去矿泥。
(二)利用水力旋流器或分级箱,将入选原矿进行分级,将不同粒级的原矿分别浮选或重选,即泥砂分选。
(三)选用合适的矿泥抑制剂如水玻璃,六偏磷酸钠,羧甲基纤维素等来抑制矿泥。
(四)单用2#油,氧化石腊皂等进行脱泥浮选,再用其它药剂来分选目的矿物。
三、磨矿作业中产生大量过粉碎物料。
解决的办法是对症下药:(一)处理矿量太小,可适度增加矿量,缩短磨矿时间。
(二)球磨机内小球太多,可合理调整磨矿介质比例,适当减少小球。
(三)球磨机选型不当,可通过磨矿试验以选定适合被磨矿物的磨矿机的规格型号,特别是长度。
(四)适度提高分级机返砂量,以增加球磨机总给矿量,达到提高磨矿质量、减少过粉碎物料产生之目的。
四、由于多种矿物可浮性相近,导致在精矿中互含高而影响精矿品位。
解决的办法是:(一)采取有效的抑制剂来抑制一种矿物,浮选另一种矿物。
(二)改变选矿流程,最大程度的利用矿物的可浮性差异,减少矿物互含,从而提高精矿品位。
(三)在优先浮选或等可浮选流程中,对第一种矿物或第二种矿物采用捕收力较弱,选择性较好的捕收剂或实行饥饿式给药的弱捕收原则,最大限度的减少无用矿物的上浮,以便提高第一种矿物的精矿质量。
五、精矿产率过大导致精矿品位降低。
对精选作业员工培训,提高技术操作水平,以既能提高精矿品位,又能保有用矿物的回收率。
六、选矿药剂使用不当造成精矿品位不高。
主要原因:(一)2#用量过大使泡沫发粘,形成机械的夹杂脉石,使品位降低。
调整方法是适当减少2#用量。
(二)扑收剂选择性差或过期、用量不足等。
调整方法是对症下药解决问题。
(三)介质调整剂选择不当或用量不当。
探究白钨矿选矿工艺技术
油气、地矿、电力设备管理技术1262017年8月上 第15期 总第267期尽管我国的钨资源存储较为可观,但随着经济的快速发展,我国对钨资源的消耗情况也非常严重,已经面临钨矿资源紧缺的窘境。
黑钨矿和白钨矿是两种获取钨资源的重要来源,由于黑钨矿的开采较为容易,因此我国早年获取钨资源主要是通过对黑钨矿的开采。
目前由于黑钨矿的开采已经到达一定程度,白钨矿成为我国钨资源的主要来源。
白钨矿的开采具备一定的特点,同时具有一定的难度,因此对白钨矿进行分析,寻找合理的选矿工艺,对于提高钨资源的利用率具有重要意义。
1 白钨矿浮选工艺由于白钨矿具有天然可浮性的重要特点,因此浮选工艺仍在在白钨矿的选矿中占有重要地位。
粗选段和精选段是浮选工艺的两大流程,淘汰大部分脉石矿物同时保证白钨矿的回收率是粗选段的目的,通过相关工艺的不断改进,在当前的工业加工中,粗选段已经不断提高了白钨矿的回收效率。
精选段的主要目的是为了提高白钨矿的最终品位。
通常需要5次以上的精选过程,才能满足工业需要。
加温浮选和常温浮选是白钨精选中常用的两种手段。
顾名思义,加温浮选是在加温的矿浆中对白钨进行浮选的一种方式,在具体的流程中可以通过加入相应调整剂的方式,保证白钨矿的回收率同时提高品位。
加温浮选对于提高白钨矿的品位缺失有一定的优势,但是这种方式造价较高,在生产中也会存在一定的应用难度。
相比于加温浮选方式,常温 浮选在经济成本和环保等方面也表现出一定的优势。
因此如何使用常温浮选对白钨矿进行一定的加工,是当前的重要工作。
通过研究实践表明,使用常温浮选的方式,也可以较好的保持钨的品位以及白钨矿的回收率。
2 白钨矿磁选工艺磁选工艺也是白钨矿的一种重要选矿工艺,白钨矿本身不具备任何磁性,但在矿中通常会含有一定的磁性物质,这些磁性物质对于白钨矿的选矿具有重要的影响。
因此可以利用磁选工艺对白钨矿中的黑钨矿、磁黄铁矿等磁性矿物进行一定的预处理,从而在保证白钨矿品位的同时,加强对其他用价值金属矿物的获取和利用。
某白钨矿伴生多金属硫化矿选矿试验研究
某白钨矿伴生多金属硫化矿选矿试验研究1. 背景介绍某白钨矿开发过程中发现有大量伴生的多金属硫化矿,由于该矿种中包含的硫化物种类繁多,矿石性质也各异,因此对该矿种进行选矿处理存在很大的挑战。
本文旨在对该矿种进行选矿试验研究,探究合适的矿石处理方法。
2. 试验过程本次试验选用某白钨矿伴生多金属硫化矿为原料,进行了浮选和重选两个阶段的试验。
2.1 浮选试验首先将矿石进行磨矿和分级,然后进行浮选试验。
试验中参照现场工艺流程,采用黄药添加剂进行浮选分离,浮选条件如下:•矿浆pH值为7.5-8.5;•浮选药剂用量为0.3-0.5kg/t;•浮选时间为6-8min;•排渣速度为400-500r/min;•洗煤速度为500-600r/min。
试验结果表明,浮选精度不高,各种硫化物的回收率均不理想,且硫化物之间的影响较大,难以实现理想分离。
2.2 重选试验由于浮选效果不佳,故进行了重选试验。
在重选前,采用钩端规制作矿石矿物学分型,将原料矿石分为3类进行重选。
重选试验中,计算机自动去除大废石和细泥,然后将其他矿石送入颚式破碎机破碎至-12mm。
再将中等粒径的矿石送入圆锥球磨机进行进一步破碎和细磨,磨细度为-38um。
随后再加入超细颗粒选择机进行选择,选择结果如下:•由颚式破碎机分选的4-12mm粒度原矿,重选后可得到一级铅锌、铜、银、金精选品,品位分别为35.68%、0.41%、368.67g/t、203.39g/t。
•由圆锥球磨机磨细和分选的-12+1mm粒度矿石,重选后可得到铅锌精选品,其品位为59.64%,尾矿品位为9.63%。
•由圆锥球磨机磨细和分选的-1+0.074mm粒度矿石,重选后可得到铜、银、金精选品,其品位分别为0.42%、245.44g/t、121.31g/t。
3. 结果分析试验结果表明,浮选处理效果不佳,而重选能够有效分离各种硫化物,达到预期效果。
本次试验可以作为该矿种后续生产工艺的参考。
4. 结论本次试验以某白钨矿伴生多金属硫化矿为原料,进行了浮选和重选试验。
某低品位白钨矿选矿试验研究
某低品位白钨矿选矿试验研究
倪章元;纪道河
【期刊名称】《中国钨业》
【年(卷),期】2014(000)005
【摘要】非洲某夕卡岩型白钨矿,主要有用矿物为白钨矿,含少量辉钼矿、辉铜矿等硫化矿物,脉石矿物主要有透闪石、阳起石、石英等。
用浮选法回收,通过流程探索试验,磨矿细度试验,抑制剂、调整剂、捕收剂种类和用量等条做试验,确定了试验流程和条件。
通过常温和加温精选试验对比,确定加温精选效果好。
通过预先脱硫,以氢氧化钠+碳酸钠+水玻璃作抑制剂,ZL作捕收剂,通过常温粗选、加温精选,对原矿品位为0.21%的单一白钨矿,可获得品位63.58%,回收率为82.60%的白钨精矿。
闭路试验结果表明,该工艺能很好地回收该低品位单一白钨资源。
【总页数】4页(P21-24)
【作者】倪章元;纪道河
【作者单位】中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙 410083; 五矿有色黄沙坪矿业分公司,湖南桂阳 424421;五矿有色黄沙坪矿业分公司,湖南桂阳424421
【正文语种】中文
【中图分类】TD923
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果 见表 5 。 表 5 氰化 钠 用量试 验 结果
Ta l 5 be T s e u t fs d u c a i e d sg e tr s l o o i m y n d o a e s f %
度 的提 高 。但 距 6 %还 有差 距 ,且 没有 除 硫 ,尚不 5 能 作 为最 终精 矿 。
制 ,不但 回收率偏低 ,而且精矿品位也差 。故选择 水玻 璃用 量 为 20 k / . g。 t
222 硫 化 钠+ . . 氰化 钠试 验 由于硫 化钠 用量 大 时有 脱 药作 用 ,用 量 固定 为 50 gt 要对 氰化 钠 用量 进行 4组对 比试验 。结 0 /,主
从 表 2可 知 ,直 接 酸浸 后 试 样 重 量 大 为 减 少 , 绝 大部 分 的 C C 以除去 ,主 品位也 得 到 了大 幅 aO 可
Ta l 2 be T s eut fd rc cd la h n e tr s l o ie ta i e c ig s
从 表 4的结 果 可 知 ,当水 玻 璃 用 量 在 20 k/ . gt
左右时 ,白钨矿 的回收率较高 ,精矿 品位也较好 ,
当用 量超 过 3 gt ,白钨矿 可 浮性 受 到 明显抑 . k/时 0
关 键 词 :白钨精矿 ;品位 ;浮选 ;盐酸酸浸除碳酸钙
中图分类号 :T 94 D 5
文献标识码 :A
文章编号 :17 —4 221 )502— 3 6 199(0 0—0 10 1
M i r lPr c si g Re e r h o mpr vng t n e t a e Gr de o c eie i b i ne a o e sn s a c n I o i he Co c n r t a fS he l n Hu e t L/ Ze o g , U h n WA NG i Zhp
最 后 添加 氧化 石 蜡皂 作捕 收 剂 。进 行 了水 玻璃 用 量 及氰化 钠 用量 条 件试 验 。 221 水 玻璃 用 量试 验 。 ..
由于本 试 验不 需 要使 用 大量 的捕 收 剂 ,在 浮选 过 程 中定 量 添加 5 /氧化 石蜡 皂 。所 以没 有 进行 O gt
收 稿 日期 :2 1- 2 2 0 10 — 5 修 回 日期 :2 1 - 6 3 010~0 作者简介 :刘泽洪 (9 8 ) 17 一 ,男 ,江西南康人 ,助理工程师 。
・
2 2・
有 色金 属 ( 选矿部 分)
2 1 年第 酸 酸 浸 除 去 的 办 法 。 另 外 含
c r o ae a b n t
湖 北 某 矿 业 公 司 浮 选 产 出 白钨 精 矿 , 主 品 位
2 %左右 ,达不到精矿配矿 的标准。对该粗精矿进 0
行 精选 以提高精 矿 品位 ,先 后 采用 重选 、浮选 等 方
该产品经过一次浮选、再进行酸浸除钙 ,能使 白钨 精矿品位达 ̄6 . %,满足配矿要求。 19 5 5
Ta l 3 be Te t e uls f foa in s r s t o t to l / %
如表 5所 示 ,氰 化钠 对硫 化 矿有 较 明显 的抑制
作 用 ,随着其 用量 的增加 效果 更 加 明显 ,但 考 虑到
对 浮 选 粗 精 矿 进 行 酸 浸 , 得 到 精 矿 品 位 5 .0 ,说 明精矿 中还有 大 部分 杂质 没有 被 抑制 而 63 % 上 浮 ,有 必要 添 加药 剂来 进行 试 验 。 氰 化 钠 是 剧 毒 药 品 ,不 宜 用 量 过 多 ,选 择 用 量 为
22 浮 选试 验 .
由于该试样 是经过浮选后 的产 品 ,有残余药
剂 ,我 们先 不加 任 何药 剂 进行 浮 选试 验 。试 验 采用 3L 的试 验 浮选 机 ,一 次 粗选 ,产 生 粗 精 矿 和 尾 矿
两 种产 物 。试验 结 果见 表 3 。
表 3 浮选 试 验 结果
・ 3・ 2
皂 ,经一 次粗 选 主 品位 为 2 .%的钨 精 矿 来进 行 酸 55 浸试 验 。试验 结果 如表 6 。
表 6 浮选 精矿 酸浸 试验 结 果
Ta l 6 be Te tr s ls o la a in c nc n r t a i s e u t f fo t t o e tae c d o la hn e c ig | %
表 1 。
7 m 占 7% ,且 经 过药 剂处 理 ,采用 重 选 时 矿 4 6
物表 面 已经 附着 选 矿 药 剂 ,易 上 浮 ,精 矿 难 富集 , 且 易 随尾 矿溢 流损失 ,效果 差 。采 用 浮选 进行 选 别 时 ,由于使 用 活性 炭和 硫化 钠 均难 以脱 药 ,该 产 品
用 量 试验 。
23 浮 选精 矿 酸浸试 验 . 对 该 试 样 浮 选 过 程 中 添 加 20 k/ 水 玻 璃 , . gt 5 0 gt 化 钠 + 0 / 的氰 化钠 ,5 氧 化 石蜡 0 /硫 20g t 0
2 1 年 第 5期 01
刘 泽洪 等 :湖北 某 白钨 矿提 高选 矿精 矿 品位研 究
质 含量 。
2 试 验 研 究
首 先采 用直 接 酸浸 的方 法 。其 次采 用 浮选 一精 矿 酸浸 ,但 在 浮选 过程 中是 否添 加药 剂 及其 用 量须
进行 试 验 。 21 直接 酸 浸试 验 .
将 20 g 0 试样直接倒入有 50 m 水 的 2 L 0 L 烧
a i e c i g c n p o c un se o c n r t t e o e a e o . 8 a d g a e o 95 % .I ddto c d la h n a r du e t g tn c n e tae wi r c v r r t f 711 % n d f 6 .5 h y r n a iin,
研 究 ,找 出 了影 响精矿 质量 的主要 原 因 ,最终 确 定
重
含量
生 兰
!
1. l 9 . 33 26 64 20 01 .1 03 95 J 01 5 . 4 5 9 .4 .4 .9 .3 02 4 .7
从表 1 可知 , 该产品中含 C C , a O 特别高 ,碳酸 钙是影响 白钨精矿品位最主要 的原 因。如果要降低
20 g 左 右 。 0 / t
223 7 氧化 石蜡 皂用 量试 验 ._ 3 1
采 用 水玻 璃 抑 SO ,硫 化 钠 + 化 钠 抑 硫 ,少 i 氰 量 7 氧 化石 蜡 皂 为捕 收剂 进 行选 矿 试 验 ,一 次 粗 3 1 选 。加药 顺序 为 先加 水玻 璃 ,再 加硫 化 钠+ 化 钠 , 氰
2 1 年第 5 01 期
DOI1 .6 9 . s 6 1 9 9 .0 1 5 0 :03 3 /i nl 7 - 4 22 1 . . 6 js 0 0
有色 金属( 选矿部 分)
・ 1・ 2
湖北某 白钨矿提高选矿精矿品位研究
刘 泽 洪 ,汪 志 平
(. 1安徽 鼎胜矿 业发展有 限公司 ,安徽 青 阳 22 0 ;2 荡坪钨 业有 限公司 ,江西 大余 3 11) 4 80 . 45 4
表 1 试 样 多元素 分析 结果
Ta l 1 be An lssrs lso l- lme to a l / ay i e ut fmut ee n fs mpe % i
进入浮选机一经充气各种矿物易上浮 ,也无法提高 精 矿 品位 。 为了提高该产 品的精矿品位 _ ,使之能达到 1 精矿配矿要求 ,我们对这部分产品进行 了选矿试验
t e e o e f ti n o ai n i 7 5 h r c v r o al g f tt s 2 . % w t g a e f 4 2 . wh c c n lo b s d s u g tn i e y i l o i r d o 1 . % h i h a a s e u e a t n se f n d p st h d e a u o t e p o u t c n b x mie . e oi .T e a d d v l e t h r d c s a e ma i z d
s h e i .T s e e r h r s h s o t a o ai n o o g t n se wi r a e t ol w d b h d o h o i c e l e e t r s a c e u s h w h t f tt f r u h u g t n t l o t e g n fl e y y r c l r h o c
( . h i n s e g Miea o,L d ,Qig a g An u 4 8 0 hn ;a Da g ig 1 An u g h n n r l . t. Di C n y n h i2 2 0 ,C ia n pn T n se n u ty Co ,Lt . u g tn I d s r . d ,Da u Jin x 41 1 y a g i3 5 4,Chn ) ia
摘 要 :由于原矿含 CC , ,白钨粗精矿难 以提高 品位 ,试验研究 先加药剂浮选 出钨粗精矿 ,再加盐 酸酸浸 , aO高
可 以产 出回收率 为 7 . %、品位为 6 . %的钨精矿 。另外 浮选 尾矿 回收率为 2 . 18 1 95 5 7 %、品位为 1 . 5 4 %,还 可作为钨细泥 , 2 最大限度提高产品附加值 。
A bsr c : Du o t e hg o tn f C C n p i r r , i i o a y t i rv h rd o ta t e t h ih c ne t o a O3i rmay oe t s n t e s o mp o e t e ga e f