下载文档原格式
安徽某低品位白钨矿浮选试验研究1.引言白钨矿是一种重要的钨矿石，广泛用于金属钨的提取和冶炼。
然而，一些白钨矿的品位较低，含杂质较多，使得其在提取和冶炼过程中效果不佳。
因此，研究低品位白钨矿的浮选技术对于提高钨矿石的品位和提取效率具有重要意义。
2.试验目的本次试验旨在探索适用于安徽低品位白钨矿的浮选工艺，以提高其品位和提取效率。
3.试验方法3.1试验样品的制备：从安徽矿区采集一定量的低品位白钨矿样品，经过研磨、分散等预处理工序后，制备成符合试验要求的试样。
3.2试验条件：试验采用实验室规模的浮选设备，主要包括浮选机、搅拌机、泡沫机等设备。
试验条件包括浮选时间、药剂用量、搅拌强度等。
3.3试验流程：3.3.1前调试试验：通过前调试试验确定最佳的试验条件，包括浮选时间、药剂用量等。
根据初步试验结果，反复调整试验条件，以获得更好的浮选效果。
3.3.2批量试验：根据前调试试验的结果，确定最佳的试验条件，进行批量试验。
在批量试验中，对试样进行多次浮选，分别浓缩和清洗物所得的白钨矿样品进行品位和回收率的检测。
4.试验结果与分析通过一系列的试验，我们得到了以下结果与分析：4.1最佳试验条件：经过前调试试验和批量试验，我们确定最佳的试验条件为浮选时间为10分钟，药剂用量为0.5kg/t，搅拌强度为600r/min。
4.2浮选效果：在最佳试验条件下，样品的白钨品位从原始样品的0.3%提高到2.5%，回收率达到80%以上。
5.结论本次试验研究了一种适用于安徽低品位白钨矿的浮选工艺。
经过试验结果分析，确定了最佳试验条件，并取得了较好的浮选效果。
通过本次试验的研究，为安徽低品位白钨矿的提取和冶炼提供了可行性研究的依据。
钨矿石可选性试验白钨实验室二零一五年一月一日一﹑实验目的1﹑了解某钨矿石的可选性二﹑实验条件本实验选定浮选流程为二次浮选，按照厂房对浓、细度要求，浮选浓度39%，细度76%。
三﹑实验内容1、调整剂用量白钨矿的浮选，要求在碱性介质中进行。
加入碱性调整剂，可改善白钨矿石的表面活性，加快浮游速度。
而矿浆PH值在9-10时，浮选效果最好。
所以为满足该条件碳酸钠约用1200g/t。
2、捕收剂用量初步水玻璃用量定为500g/t，粗选捕收剂分别用200g/t、300g/t、450g/t，扫选捕收剂都用80g/t做对比实验。
结果如下：由以上结果可知：水玻璃用量500g/t，粗选捕收剂用量450g/t，扫选捕收剂用80g/t时，效果相对较好，粗精品位0.356%，尾矿品位0.074%，回收率21.50%。
3、水玻璃用量捕收剂总量为580g/t时，水玻璃用量分别为500g/t、800g/t、1500g/t 做对比实验。
结果如下：由以上结果可知：水玻璃用量500g/t，粗选捕收剂用量500g/t，扫选捕收剂用80g/t时，效果相对较好，粗精品位1.215%，尾矿0.076%，回收率49.62%。
四﹑实验总结通过以上实验可知，此矿石浮选效果相对最佳的药剂用量为，碳酸钠1200g/t、水玻璃500g/t、捕收剂总用量580g/t。
各项指标为，粗精品位1.215%，尾矿0.076%，回收率49.62%。
假设选别此矿精选回收率能达到90%，精粉品位45%。
最终能得到精粉品位45%，精粉重量11.6t，换算成标吨是8.03t，每吨税后价格为6.8万元，能获得利益54.66万元。
每吨原矿加工成本为64.3元，处理1万吨原矿成本即为64.3万元。
因此选别此矿获利不足以支付成本。
某白钨尾矿浮选工艺试验杨茂;马子龙;宋兴伟;龙飞【摘要】某白钨矿浮选脱硫尾矿钨品位0.085％, 细度-0.074 mm 70％, 分布在-0.043 mm粒级中的WO3占74. 79％.为回收利用其中的钨, 采用浮选机与旋流-静态微泡浮选柱两种设备对该白钨尾矿矿样进行浮选试验.结果表明, 在适宜的浮选药剂制度下, 固定浮选柱循环压力0.10MPa, 浮选柱1粗1精—浮选机1次扫选柱机联合闭路流程可获得产率2. 42％、WO3品位4. 61％、回收率82. 65％的精矿, 尾矿WO3含量0.024％, 指标优于单一浮选机2次粗选和单一浮选柱1粗1精流程, 因此该柱机联合浮选工艺流程可为该白钨尾矿提供一种可行的回收手段.%The tungsten grade of a scheelite flotation desulphurization tailings is 0. 085％, whose fineness is-0. 074 mm70％, and the WO3 distributed in the-0. 043 mm size is 74. 79％. In order to recycle the tungsten in the tailings, the stellite tailings sample flotation experiment was carried out by using a flotation machine and a cyclone-static microbubble flotation column. The results showed that under the suitable flotation reagent system and flotation column circulation pressure of 0. 10 MPa, concentrate with yield rate of 2. 42％, WO3 grade of 4. 61％, recovery rate of 82. 65％ and tailings with WO3 content of 0. 024％ was obtained via flotation column one roughing-one cleaning-flotation machine one scavenging column-machine combination closed circuit flow. The indexes was better than single flotation machine two roughing and flotation column one roughing-one cleaning flow. Therefore, the column-machine combination flotation process could provide a feasible recovery method for the scheelite tailings.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2018(000)012【总页数】4页(P126-129)【关键词】白钨矿;浮选机;浮选柱;柱机联合【作者】杨茂;马子龙;宋兴伟;龙飞【作者单位】中国矿业大学化工学院;国家煤加工与洁净化工程技术研究中心;国家煤加工与洁净化工程技术研究中心;中国矿业大学化工学院;国家煤加工与洁净化工程技术研究中心;中国矿业大学化工学院;国家煤加工与洁净化工程技术研究中心【正文语种】中文目前我国大多数白钨矿选矿尾矿并未得到有效利用，主要堆存于尾矿库或用于回填矿井，造成钨资源的严重浪费，并且占用土地，污染环境[1]。
旋流-静态微泡浮选柱作为一种能高效回收微细粒矿物的浮选设备，已经在白钨矿尾矿选别得到实际应用[2-9]。
通过结合旋流-静态微泡浮选柱与浮选机在微细粒矿物回收的优势，能实现微细粒矿物资源的充分利用[10-11]。
采用浮选机、浮选柱和二者联合工艺对某白钨尾矿进行回收试验，以确定合适的浮选工艺与设备。
1 矿样性质取某白钨矿选矿脱硫尾矿(-0.074 mm 70%)的代表性矿样，进行化学多元素分析和粒度分析，结果分别见表1、表2。
表1 矿样化学多元素分析结果 %元素WClReRbMnPSTiO2含量0.0850.0130.0140.0470.0500.0560.0890.061元素CaOMgOK2ONa2OFe2O3Al2O3CO3SiO2含量0.5800.1504.5903.0801.76014.9905.87068.580表2 矿样粒度分析结果粒级/mm产率/%WO3含量/%WO3分布率/%+0.07430.000.0459.560.043～0.07410.860.19014.610.020～0.04325.270.17030.420.010～0.02022.230.21033.05-0.01011.640.15012.36合计100.000.140100.00由表1可知，矿样中主要有价组分为钨，WO3的含量为0.14%；脉石矿物种类较多，主要为石英和硅酸盐类的矿物，并含大量透长石。
矿样粒度较细，大部分目的矿物白钨矿分布在细粒级中；-0.043 mm粒级产率达到59.14%，WO3分布率达到74.79%。
2 试验方法2.1 浮选工艺矿样WO3品位较低，石英等硅酸盐类脉石矿物对白钨矿可浮性影响较大，且常规浮选机对微细粒白钨矿回收能力较弱。
因此通过采用浮选机和浮选柱分别进行浮选试验，以确定适合回收该白钨尾矿的浮选工艺流程。
2.2 浮选药剂与设备试验药剂主要有pH调整剂NaOH、抑制剂水玻璃、捕收剂GY-10、起泡剂2#油；主要设备有容积1.0 L的单槽浮选机和旋流-静态微泡浮选柱(中国矿业大学)。
3 试验结果与讨论3.1 磨矿细度试验白钨矿性脆，在磨矿过程中极易粉碎过磨，磨矿细度对浮选指标有着很大影响。
为确定合适的磨矿细度，按图1流程进行磨矿细度试验，结果见图2。
图1 磨矿细度试验流程由图2可知，随着磨矿细度-0.074 mm粒级含量由70%增加到85%，粗精矿WO3品位不断降低，WO3回收率未见明显提高，说明大部分白钨矿分布在细粒级中。
当磨矿细度为-0.074 mm 70%时，选别效果相对较好，即矿样不需要进行进一步细磨。
此时粗精矿产率4.11%、WO3品位1.91%、回收率61.62%，尾矿WO3品位0.051%。
图2 磨矿细度试验结果▲—粗精矿WO3品位；■—粗精矿回收率3.2 浮选机试验磨矿细度试验过程中发现，1次粗选粗精矿泡沫层较薄且泡沫量相对较少，分选效果较差，因此采用浮选机进行试验时将试验流程调整为2次粗选、分段加药，以提高分选效果。
浮选机条件试验流程见图3。
图3 浮选机条件试验流程3.2.1 水玻璃用量试验水玻璃是白钨矿浮选最常用的脉石矿物抑制剂。
在NaOH用量500 g/t、GY-10用量200 g/t的条件下进行水玻璃用量试验，结果见图4。
图4 水玻璃用量试验结果▲—粗精矿WO3品位；■—粗精矿回收率从图4可知，当水玻璃用量从1 000 g/t增大到3 000 g/t时，粗精矿WO3品位和回收率均呈先上升后下降趋势，并分别在水玻璃用量为2 500，2 000 g/t时取得最大值。
当水玻璃用量较小时，无法很好地抑制脉石矿物对白钨矿浮选的不利影响，粗精矿品位和回收率较低；水玻璃用量过大时，又恶化浮选环境，降低浮选指标。
考虑到粗选应尽可能回收白钨矿，因此选择最佳的水玻璃用量为2 000 g/t。
此时在矿样WO3品位为0.16%时，粗精矿WO3品位1.36%、回收率72.62%，尾矿WO3品位0.048%。
3.2.2 氢氧化钠用量试验在水玻璃用量2 000 g/t、GY-10用量200 g/t的条件下进行NaOH用量试验，结果见图5。
图5 NaOH用量试验结果▲—粗精矿WO3品位；■—粗精矿回收率从图5可知，随着NaOH用量的增加，粗精矿WO3品位和回收率均先呈逐渐上升趋势；当用量达到500 g/t时，再增大NaOH用量，粗精矿WO3品位和回收率均开始下降。
因此选择NaOH用量为500 g/t。
在矿样WO3品位0.14%的条件下，粗精矿产率为6.22%、WO3品位1.61%、回收率为71.77%，尾矿WO3含量降低至0.042%。
3.2.3 捕收剂用量试验GY-10是白钨矿的高效捕收剂，具有捕收能力强、选择性好的优点。
在NaOH用量500 g/t、水玻璃用量2 000 g/t的条件下进行GY-10用量试验，结果见图6。
图6 GY-10用量试验结果▲—粗精矿WO3品位；■—粗精矿回收率从图6可知，随着GY-10用量的增大，粗精矿WO3品位不断下降，回收率不断上升。
GY-10用量较大时，粗精矿泡沫较多，产率大，WO3品位低，尾矿WO3含量低；GY-10用量较小时，粗精矿WO3品位高，但回收率较低。
综合考虑，选择GY-10用量为200 g/t较为合适，此时在矿样WO3品位为0.13%的情况下，粗精矿产率5.65%、WO3品位1.61%、回收率72.86%，尾矿品位0.036%。
3.3 浮选柱试验根据浮选机条件试验确定的药剂制度，进行浮选柱试验，以确定浮选柱的选别效果和最佳设备条件。
3.3.1 粗选试验浮选柱(φ50 mm)试验采用1次粗选流程进行，流程见图7。
浮选柱循环压力是提高浮选柱分选效果的重要参数，循环压力对矿物浮选的指标影响很大。
浮选柱循环压力对浮选指标的影响见图8。
图7 浮选柱试验流程图8 循环压力试验结果▲—粗精矿WO3品位；■—粗精矿回收率从图8可知，随着浮选柱循环压力的逐渐增大，微细粒矿化程度增强，粗精矿回收率升高，尾矿WO3品位降低；循环压力小，粗精矿WO3品位较高，但压力过小和过大都不利于选别指标的提高。
当循环压力达到0.10 MPa时，再增大循环压力，粗精矿回收率升高幅度变缓，WO3品位则继续下降。
因此确定浮选柱最佳循环压力为0.10 MPa。
在矿样WO3品位0.14%的条件下，粗精矿WO3品位1.89%、回收率74.76%，尾矿WO3品位0.038%。
3.3.2 1粗1精流程试验在粗选条件的基础上，固定浮选柱循环压力0.10 MPa进行浮选柱1粗1精流程试验，流程见图9，结果见表3。
表3 浮选柱1粗1精试验结果 %产品产率WO3品位回收率精矿3.243.21072.41 中矿2.470.2303.96 尾矿94.290.03623.63 给矿100.000.140100.00由表3可知，在给矿WO3品位0.14%的条件下，浮选柱1粗1精流程精矿WO3品位3.21%、回收率72.41%，尾矿WO3品位0.036%。
