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浮选白钨尾矿废水初步试验

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絮凝法处理尾矿废水初步试验报告
摘要：我公司尾矿废水中含大量水玻璃，悬浮物难以沉降，采用氯化钙——聚合氯化铝絮凝法处理尾矿废水初步试验取得较好处理效果，显示了较好的工程应用价值。

关键词：氯化钙脱稳；絮凝剂；聚合氯化铝
1.前言
我公司选矿废水，日排放量很大，该废水通过管道流入尾矿库沉降，溢流水直接外排入下游水系。

钨矿选矿废水中含有大量的悬浮物长时间都难以沉降且pH值很高，如果不治理而直接排放，将对周边环境造成较大影响，寻求经济有效的处理方法就显得非常必要。

在公司成总和质控部周主任的安排和指导下，我们试验了一种氯化钙—聚合氯化铝絮凝法处理尾矿废水的方法。

2.废水水质
2.1静沉试验
取一个100mL的量筒分别装满废水，当装满刻度时开始计时，观察水静置沉淀现象。

当时间为5、10、20、30、40、50、60、70、80分钟时，分别从上层清液观察溶液的浊度。

通过实验现象看出，由于废水呈现胶体的物理化学性质，在不添加任何处理药剂时几乎无任何沉降效果，沉降速度极其缓慢。

由于在选矿中添加了硅酸钠（一种强分散剂）使矿浆中的微粒细泥形成了一个很稳定的胶体悬浮分散系，在自然状态下即使静置半个月，该废水也不会澄清。

该废水外观呈米汤色，浑浊。

需要处理后，废水才能达到污水综合排放标准（GB8978-1996）二级标准。

3.现行的处理方法
目前我公司的废水处理采用了加石灰破坏悬浮物的稳定性，最后用硫酸中和pH值的达到排放要求。

这种方法提供的钙离子能够很好地达到脱稳的作用，但是沉降速度不是很快，还有许多悬浮物需要靠在尾矿库沉降，而且同时废水碱性增大，然后加硫酸降低pH值又会使溶液变得浑浊，只有在尾矿库外排水后再用硫酸调整pH值效果会好些。

4.脱稳剂的选择
尾矿浆胶体的微粒处于悬浮均匀分布的状态而不被破坏，具有稳定性，胶体因分散微粒细小，布朗运动产生的扩散作用可以对抗重力而具有沉降稳定性。

如果直接往尾矿浆里加絮凝剂效果不明显，也破坏不了硅酸。

我们试验了加强酸、弱酸（亚硫酸）、强电解质、强碱都能达到破坏硅酸稳定性的作用，但加强酸要调整废水酸度到pH≈1才能使悬浮物沉淀下来，而且清液还是比较浑浊，最后还要调节PH6～9，才能满足排放标准；加强电解质（强酸强碱盐PH几近中性），既可破坏硅酸同时又不需要调节PH值。

硫酸亚铁、氯化亚铁都能快速沉淀，但是清液放置达两个小时以上溶液里亚铁离子就会慢慢被氧气氧化而显三价铁离子的棕褐色，达不到排放色度要求。

加氯化钙能快速沉降悬浮物，最后加一些助凝剂加快沉降速度，并沉降些细小微粒就可直接排放所以就采用了加氯化钙的作为脱稳剂。

5. 絮凝剂的选择
取一组100mL的尾矿浆，加入一定量的氯化钙，再分别加入聚
丙烯酰胺、明胶、聚合氯化铝，搅拌，观察现象，如表1所示。

表1 絮凝剂选择
絮凝剂类别沉淀速度上清液亮度实验现象
聚丙烯酰胺明胶
聚合氯化铝很快
慢
较快
很亮
较亮
很亮
5秒钟内形成很大絮状体，1分钟
后完成沉降过程，上层清液清亮
2分钟内形成细小沉淀，15分钟后
完成沉降过程，上层清液比较浑浊
15秒内形成较大絮状体，3分钟内
完成沉降过程，上层清液清亮
因为考虑到聚丙烯酰胺是有机絮凝剂并且价格是聚合氯化铝的十倍以上，而且聚合氯化铝偏弱酸性，能够调整尾矿浆废水的碱性，所以选择聚合氯化铝为絮凝剂。

聚合三氯化铝是一种高分子混凝剂，由氢氧根离子的架桥作用和多价阴离子的聚合作用而生成分子量较大，电荷较高的无机高分子水处理剂，适应的源水pH值宽，在pH5.0～9.0范围内均可凝聚，最佳效果为pH6.5～7.5。

6.条件选择
6.1 氯化钙用量的选择
咨询了我公司选矿技术人员的原矿处理量，水量，药剂量之间的大致关系进行氯化钙理论用量的计算。

1吨原矿——4吨水——7kg硅酸钠——4.48kg硅酸
废水中含硅酸浓度为1.12g/L。

反应式及计算如下：
Na2SiO3 + 2H2O = H2SiO3+ 2NaOH
H2SiO3+ CaCl2= Ca SiO3 + 2HCl
Na2SiO3—H2SiO3—CaCl2—Ca SiO3
12278 75.5
7 4.48
说明选1吨原矿的4吨废水中含有4.48kg的硅酸，也就是说废水中硅酸的浓度为1.12g/L。

H2SiO3—CaCl2
7875.5
1.12 X
X=1.08g
理论上处理1L的废水需耗1.08g的氯化钙。

取4个25mL尾矿浆，分别加入10.8mg，16.2 mg，21.6 mg，27.0 mg的氯化钙和同一量的聚合氯化铝搅拌进行实验，由于没有浊度仪采用了目视观察，结果如表2所示。

表2脱稳剂不同用量的效果
氯化钙用量（mg）沉降60%所需
时间（分钟）
清液亮度（目
视观察）
清液pH值
10.8 16.2 21.6 27.0 22
24
25
33
微浊
清亮
清亮
清亮
7.34
7.35
7.30
7.36
从清液亮度和经济角度出发决定采用16.2 mg/25mL，即648g氯化钙处理一吨水。

6.2 絮凝剂用量的选择
取4个25mL尾矿浆，分别加入16.2mg的氯化钙和聚合氯化铝0.0225 mg，0.0300 mg，0.0375 mg，0.0450mg，0.0525 mg搅拌进行实验，由于没有浊度仪采用了目视观察，结果如表3所示。

表3絮凝剂不同用量的效果
聚合氯化铝用量（g）沉降60%所需
时间（分钟）
清液亮度（目
视观察）
清液pH值
0.0225 0.0300 0.0375 0.0450 0.0525 11
13
23
25
28
比较浑浊
微浑浊
清亮
清亮
清亮
7.59
7.50
7.43
7.34
7.32
通过实验表明：请亮度与加入的聚合三氯化铝量成正比，沉降速度与加入的聚合三氯化铝量成反比。

综合考虑用量、沉降速度和清液亮度，决定采用0.0375 g/25mL的用量比较合理，即1500g聚合氯化铝处理一吨水。

7.经济预算
目前所用的药剂的大概价格如表4所示。

表4 水处理中各种药剂的现价
石灰（60%）
处理1L水消耗1.38g，选1吨原矿需要4吨水，那么消耗5.52kg
石灰。

处理一吨原矿需要资金=0.00552*400=2.21（元）
硫酸（98%）
处理1L水消耗0.5mL浓硫酸，选1吨原矿需要4吨水，那么需要8L硫酸，即 3.68kg硫酸，那么处理一吨原矿需要资金=0.00368*280=1.03（元）。

采用石灰-硫酸处理废水的方法处理1吨原矿需要耗3.24（元）。

氯化钙
处理1L水消耗1g氯化钙，处理一吨原矿需要资金=4.8（元）。

聚合氯化铝
处理1L水消耗 1.5g，处理一吨原矿需要资金=0.006*1200=7.2（元）。

7. 结语
针对我公司钨尾矿库废水中含有大量水玻璃，使得悬浮物难以沉降的问题，采用氯化钙—聚合氯化铝絮凝法处理尾矿废水破坏了废水的胶体稳定性，然后再通过絮凝剂絮凝吸附，去除废水中残留悬浮物及其他杂质，并加快了沉降速度，试验结果对工业废水处理具有一定的参考价值，可供进一步的工业实验。

参考文献：
汪幼民.石灰-絮凝剂沉降法处理选矿废水[J].湖南有色金属，2005，（4）:32-33 苗庆显.等水处理有机絮凝剂的研究进展[J].工业水处理，2006，（10）:14-16唐家黎等.物化絮凝处理技术最佳条件的确定.科技咨询导报，2007，（28）:15-16 王丰雨等.絮凝剂对尾矿沉降的影响[J].有色金属（选矿部分），2005，（6）:41-43。

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江西某硫尾矿中白钨矿的浮选回收试验

江西某硫尾矿中白钨矿的浮选回收试验

江西某硫尾矿中白钨矿的浮选回收试验罗文;邵辉【摘要】江西某硫尾矿中有用矿物主要为白钨矿，WO3含量为0.22％。

为确定该尾矿中白钨矿的回收工艺，在实验室进行了选矿试验。

结果表明：试样采用1粗3精3扫常温浮选，常温精矿以水玻璃为脱药剂在90℃下搅拌脱药，再采用1粗4精3扫加温浮选流程处理，最终得到WO3品位为67.03％、回收率为76.17％的白钨精矿。

%The sulfur tailings from Jiangxi contain 0.22% WO3 .For determining the recovery process of scheelite from tailings,the mineral processing experiments were investigated in lab.The results show the scheelite concentrate with WO3 grade of 67.03% and recovery of 76.17% can be got by adopting the normal temperature flotation of single-stage roughing,three-stage cleaning,three-stage scavenging,sodium silicate as reagent removal agent,stirring at 90 ℃,then the heating flotation of cleaning flowsheet of single-stage roughing,four-stage cleaning and three-stage scavenging process.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2016(000)007【总页数】3页(P186-188)【关键词】硫尾矿;白钨矿;常温浮选;加温浮选【作者】罗文;邵辉【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【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7钨是一种应用广泛的稀有金属。

安徽某低品位白钨矿浮选试验研究

安徽某低品位白钨矿浮选试验研究

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。

某白钨矿浮选试验研究

某白钨矿浮选试验研究

50产物品位金属分布率wo3cuwo3cu钨粗精矿252205100757976236硫精矿165020440880528433尾矿9583013300111197213310074mm所占比重产物wo3品位金属分布率6052钨粗精矿196220096657硫精矿1570314076尾矿9647021932677010钨粗精矿255192097559硫精矿0720288032尾矿9673016124097943钨粗精矿262195297896硫精矿2390390144尾矿9499013319608720钨粗精矿322163478123硫精矿1160274049尾矿956201241828水玻璃用量wo3品位200钨粗精矿529112149155硫精矿1710341090尾矿93000052500钨粗精矿472122178899硫精矿3440428227尾矿91840061500钨粗精矿381141478318硫精矿2800419181尾矿933901041501000钨粗精矿290175387849硫精矿2100312101尾矿950001402050cuwo3可浮性试验流程脱硫浮选粗选20500gt选用731氧化石蜡皂作浮选白钨矿捕收剂进行了用量分别为4006008001200gt的对比试验试验结果见表粗选731氧化石蜡皂试验结果结果可知随着氧化石蜡皂用量的增加回收率逐渐升高但精矿品位有所下降综合考虑731氧化石蜡皂用量以8001000gt左右为宜
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

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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。