选矿流程产品

2024-07-14

选矿流程产品（精选五篇）

选矿流程产品篇1

1样品的采集

本次试验工作以现有生产流程为依据,选厂72h连续取样,共选取选矿流程中10个主要工序产品为研究对象,其样品组成情况如下:(1)原矿;(2)选铁流程:选铁一段尾矿、选铁二段尾矿、铁精矿;(3)选钛流程:选铁一段尾矿溢流、强磁一段尾矿、强磁二段尾矿、硫钴精矿、浮钛尾矿、钛精矿。

2 样品的化学成分

在钒钛磁铁矿中最主要的组成元素是铁、钛以及氧、钒、硅、钙、铝和镁;其次是钾、钠、硫、钴、镍、铜和磷等。本次试验样的化学多项分析结果见表1、2。

由表1、表2可以看出,原矿中TFe的含量为28.90%,TiO2的含量为12.54%;铁精矿中TFe的含量为54.06%,TiO2含量为13.41%;钛精矿中TiO2的含量为47.51%,TFe为33.59%;强磁一段尾矿中TFe及TiO2含量最低,分别为9.54%和3.71%。V2O5的含量范围为0.002%～0.46%;Co的含量为0.0098%～0.125%;S的含量范围为0.115%～7.22%。

3 样品的矿物成分

3.1 矿物组成

本次试验经过显微镜下鉴定、重砂分析、电子探针、X光衍射及扫描电镜等多种方法,确定了本样的矿物组成。根据矿物利用价值和工艺性质,对本样的矿物组成划分为三种矿物类型;其一为铁钛的氧化物类矿物,主要组成矿物有钛磁铁矿、钛铁矿、赤铁矿、褐铁矿等;其二为硅酸盐类矿物,主要的组成矿物有辉石、长石、绿泥石等;其三为硫化物类矿物,由黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等矿物组成。

构成矿石的主要矿物为钛磁铁矿、钛铁矿,对该类矿物的选别将直接影响矿石的利用程度;硫化物矿物是本样中具有综合利用价值的矿物,对其主要矿物黄铁矿的利用可以进一步提升该矿的利用价值。硅酸盐矿物是样品中的脉石矿物,需作为尾矿剔除。

3.2 主要矿物含量

对本样的主要组成矿物含量测定结果见表3。

3.3 硫化物的组成

硫化物主要呈黄铁矿形式存在,主要分布于硫钴精矿、强磁尾矿中。强磁性矿物磁黄铁矿含量很低,其分布亦较分散,在铁精矿、硫钴精矿和浮钛尾矿中见到。黄铜矿的含量很低,在各个样品分布较分散。

3.4 主要矿物(组)的化学成分

对主要矿物(组)进行了电子探针分析及单矿物化学分析,其结果见表4。

4 样品的粒度组成

4.1 粒度分布

粒度分布结果显示,选别流程中不同产品的粒度组成差别较大,根据其粒度组成情况将流程产品分为两类:其一由分选尾矿组成,其粒度较粗,0.074mm以下粒级的含量仅在30%～45%之间,其中选铁尾矿最粗,0.074mm以下含量为28.6%～29.7%;其二由选别精矿组成,0.074mm以下的含量占60%～80%之间,其中铁精矿最细,0.074mm以下含量为80.25%。

4.2 主要矿物解离度

主要矿物的解离度测定结果如下:

钛磁铁矿除在铁精矿中含量很高外,在其他产品中的含量很低;

钛铁矿在相同粒级中的矿物单体含量接近,其中+0.154mm粒级单体含量在65%～75%之间,-0.154+0.074mm粒级单体含量在85%左右,-0.074mm粒级矿物单体含量在90%以上。本次各产品的解离效果较好,除个别样品外单体含量均在80%以上。与钛铁矿呈连体的矿物主要是脉石矿物,其连生体含量占连体总量的80%左右;

黄铁矿在较粗粒级中的解离度较差,+0.154mm粒级单体含量一般不超过60%,-0.154+0.074mm粒级单体含量为68%～75%,-0.074+0.044mm粒级单体含量为80%～87%,-0.044mm粒级矿物单体含量在90%以上。黄铁矿的连生体主要与脉石相连,其中金属矿物大于1/2的粗连体在60%以上。

5 对流程的选别效果分析

5.1 铁矿物的分选

本流程选别铁的目的矿物为钛磁铁矿,在选铁流程各产品中钛磁铁矿的分布情况见表5。表5结果显示,钛磁铁矿93%以上得以回收于铁精矿中,同时铁精矿中亦回收了50%以上的赤、褐铁矿。因此,该流程对铁的分选回收取得了较好的结果。

5.2 钛矿物的分选

本流程选别钛的目的矿物为钛铁矿,在选钛流程各产品中钛铁矿的分布情况见表6。结果显示,本流程对钛的回收率为51.25%,有近一半的钛铁矿损失。在溢流产品中有15.12%的钛铁矿,矿物分析显示这部分钛铁矿96%呈单体,但矿物粒度偏细,0.044mm以下占80%。强磁一段尾矿中钛铁矿的矿物含量为10.50%,且呈连生体的含量较大,在现有选别条件下属合理损失。强磁二段尾矿中钛铁矿含量为6.86%,因产品粒度较粗,使目的矿物的分选受到影响。硫钴精矿中钛铁矿含量较高,矿物单体含量为93%。浮钛尾矿中钛铁矿含量亦较高,主要与矿物粒度较粗有关。通过工艺矿物学分析,在选钛流程中目的矿物损失较大,除少量为合理损失外,大部分可以回收,其中需要加强细粒级矿物的分选,以及控制合理的分选粒度。

5 结论

1.太和铁矿矿石是经济价值较高的矿石类型,主元素铁、钛的含量较高,伴生组分钒、钴、镍、铜、硫等可供综合利用。

2.在目前的选铁流程中,对钛磁铁矿取得了较好的回收利用。但矿样中钛磁铁矿约50%发生磁赤铁矿化,磁赤铁矿在氧化条件下易于形成赤铁矿,而后者是尾矿中最常见的铁矿物损失形式,因此应密切监视入选原矿的成分变化。

3.选铁一段尾矿与选铁二段尾矿中矿物含量、粒度分布、解离状况等方面接近,二者应合并为选钛流程的入选原料,以减少钛铁矿的损失。钛铁矿在选铁一段尾矿及选铁二段尾矿中矿物含量分别为17.57%、20.37%,钛铁矿呈单体的含量分别为84.10%和83.53%。

4.钛铁矿在强磁二段尾矿、硫钴精矿、浮钛尾矿中损失较大,其矿物解离状况较好,受榍石、白钛石交代的量低,可以通过优化选矿流程得以部分回收。钛铁矿在强磁二段尾矿、硫钴精矿、浮钛尾矿中的矿物含量分别为7.95%、34.57%、9.03%,呈单体的含量分别为86.40%、93.30%、92.42%。

5.伴生元素硫、钴、镍、铜主要以硫化物形式存在,但其含量低,独立利用价值不大,需采用多元素综合回收提高其利用价值。在选矿产品中除硫钴精矿外,强磁尾矿的硫化物分布率较高,可作为硫等元素的回收对象。

参考文献

[1]袁国红.重钢太和铁矿选钛流程技术改造[J].金属矿山,2001(6):39~40.

选矿工艺流程介绍篇2

[导读]:选矿是冶炼前的准备工作，从矿山开采下来矿石以后，首先需要将含铁、铜、铝、锰等金属元素高的矿石甄选出来，为下一步的冶炼活动做准备。选矿一般分为破碎、磨矿、选别三部分。其中，破碎又分为：粗破、中破和细破；选别依方式不同也可分为：磁选、重选、浮选等。本专题将详细向大家讲述选矿的一些具体工艺常识，以及主要选矿设备的大致工作原理，主要控制要点等知识。由于时间的仓促和编辑水平有限，专题中难免出现遗漏或错误的地方，欢迎大家补充指正。

选矿的目的：提高矿石品位。

选矿方法：

◆重力选矿法。根据矿物密度的不同，在选矿介质中具有不同的沉降速度而进行选矿。

◆磁力选矿法。磁力选矿法是利用矿物的磁性差别，在不均匀的磁场中，磁性矿物被磁选机的磁极吸引，而非磁性矿物则被磁极排斥，从而达到选别的目的。

◆浮游选矿法。浮游选矿法是利用矿物表面不同的亲水性，选择性地将疏水性强的矿物用泡沫浮到矿浆表面，而亲水性矿物则留在矿浆中，从而实现不同矿物彼此分离。

选矿后的产品：精矿、中矿和尾矿。

◆精矿是指选矿后得到的含有用矿物含量较高的产品。

◆中矿为选矿过程中间产品，需进一步选矿处理。

◆尾矿是经选矿后留下的废弃物。

选矿的流程：

（一）矿石破碎

我国选矿厂一般采用粗破、中破和细破三段破碎流程破碎铁矿石。粗破多用1.2ｍ或1.5ｍ旋回式破碎机，中破使用2.1ｍ或2.2ｍ标准型圆锥式破碎机，细破采用2.1ｍ或2.2ｍ短头型圆锥式破碎机。通过粗破的矿石，其块度不大于1ｍ，然后经过中、细破碎，筛分成矿石粒度小于12ｍｍ的最终产品送磨矿槽。

（二）磨矿工艺

我国铁矿磨矿工艺，大多数采用两段磨矿流程，中小型选矿厂多采用一段磨矿流程。由于采用细筛再磨新工艺，近年来一些选矿厂已由两段磨矿改为三段磨矿。采用的磨矿设备一般比较小，最大球磨机3.6ｍ×6ｍ，最大棒磨机3.2ｍ×4.5ｍ，最大自磨机5.5ｍ×1.8ｍ，砾磨机2.7ｍ×3.6ｍ。

磨矿后的分级基本上使用的是螺旋分级机。为了提高效率，部分选矿厂用水力旋流器取代二次螺旋分级机。

（三）选别技术

１.磁铁矿选矿

主要用来选别低品位的“鞍山式”磁铁矿。由于矿石磁性强、好磨好选，国内磁选厂均采用阶段磨矿和多阶段磨矿流程，对于粗粒嵌布的磁铁矿采用前者（一段磨矿），细粒、微细粒嵌布的磁铁矿采用后者（二段或三段磨矿）。我国自己研制的系列化的永磁化，使磁选机实现了永磁化。70年代以后，由于在全国磁铁矿选矿厂推广了细筛再磨新技术，使精矿品位由62％提高到了66％左右，实现了冶金工业部提出精矿品位达到65％的要求。

２.弱磁性铁矿选矿

主要用来选别赤铁矿、褐铁矿、镜铁矿、菱铁矿、假象赤铁矿或混合矿，也就是所谓的“红矿”。这类矿石品位低、嵌布粒度细、矿物组成复杂，选别困难。80年代后，选矿技术方面对焙烧磁选、湿式强磁选、弱磁性浮选和重选等工艺流程、装备和新品种药剂的研究不断改进，使精矿品位、金属回收率不断提高。如鞍钢齐大山选矿厂采用弱磁—强磁—浮选的新工艺流程，获得令人鼓舞的成就。

３.多金属共（伴）生矿选矿

这类矿石成分复杂、类型多样，因此采用的方法、设备和流程也各不相同，如白云鄂博铁矿采用反浮选—多梯度磁选、絮凝浮选、弱磁－反浮选－强磁选、弱磁－正浮选、焙烧磁选等不同的工艺流程，以提高铁的回收率，并综合回收稀土氧化物。攀枝花铁矿通过磁选获得TFｅ53％左右的钒铁精矿，磁选后的尾矿通过弱磁扫选－强磁选－重选－浮选－干燥电选，获得钛精矿和硫钴精矿，回收钛和钴。大冶铁矿采用弱磁－强磁和浮选，综合回收铁、铜和钴、硫等元素。

选矿的主要设备及介绍：

（一）矿石破碎设备：

鄂式破碎机:

颚式破碎机工作原理: 鄂式破碎机(颚式破碎机)，具有破碎比大、产品粒度均匀、结构简单、工作可靠、维修简便、运营费用经济等特点。

颚式破碎机常用电气设备: 软启动器

低压电器（接触器、断路器等）

锤式破碎机：

锤式破碎机工作原理：锤式破碎机是冶金，建材，化工和水电等工业部门中细碎石灰石，煤或其它中等硬度以下脆性物料的主要设备之一，具有破碎比大，生产能力高，产品粒度均匀等特点。

锤式破碎机常用电气设备: 软启动器

低压电器（接触器、断路器等）

电磁耦合器

液力耦合器

（二）磨矿工艺设备：

球磨机:

球磨机工作原理:物料由进料装置经入料中空轴螺旋均匀地进入磨机第一仓，该仓内有阶梯衬板或波纹衬板，内装不同规格钢球，筒体转达动产生离心力将钢球带到一定高度后落下，对物料产生重击和研磨作用。

球磨机常用电气设备: 低压电器（接触器、断路器等）

减速机高压电动机

水电阻

螺旋分级机：

螺旋分级机工作原理：螺旋分级机是借助于固体粒大小不同，比重不同，因而在液体中的沉降速度不同的原理，细矿粒浮游在水中成溢流出，粗矿粒沉于槽底。

螺旋分级机常用电气设备: 低压电器（接触器、断路器等）

减速机电动机

（三）选别工艺设备：

浮选机：

浮选机工作原理：浮选机工作时，由电动机传动带动叶轮旋转，产生离心作用形成负压，一方面吸入充足的空气与矿浆混合，一方面搅拌矿浆与药物混合，同时细化泡沫，使矿物粘合泡沫之上，浮到矿浆面再形成矿化泡沫。

浮选机常用电气设备: 低压电器（接触器、断路器等）

减速机电动机

磁选机：

磁选机工作原理：磁选过程是在磁选机的磁场中，借助磁力与机械力对矿粒的作用而实现分选的。

磁选机常用电气设备: 低压电器（接触器、断路器等）

玻璃用硅石选矿工艺流程研究篇3

关键词：硅石,选矿,磁选

硅石作为玻璃工业的主要硅质原料, 其中主要有害杂质为含铁杂质矿物。由于这些含铁杂质的存在大大降低了石英砂的使用价值,影响产品的质量,例如在玻璃生产中,含铁杂质对玻璃的生产和质量都会产生较大的危害,特别是对玻璃熔制过程中的热力学性质和玻璃成品的透光性[1]。

硅石主要分为4个矿种:脉石英、石英岩、石英砂岩和石英砂。不同矿种之间矿物含量差异较大,以石英为主,其次为长石、云母、岩屑、重矿物、黏土矿物等。在不同硅石中,铁的赋存状态不同,一般有以下几种形式存在[2]:以微细粒状态赋存在粘土,或者高岭土化的长石中;以氧化铁薄膜形式附着在石英颗粒的表面;含在重矿物和铁矿物等颗粒中;以包裹体形式存在于石英晶体内部。此外,加工过程中也会混入一定量的机械铁。磁选是降低硅石中Fe2O3含量最有效的选矿方法,是硅石选矿工艺流程中必不可少的环节。

1 脉石英

脉石英是由地下岩浆分泌出来的SiO2的热水溶液填充沉淀在岩石裂缝中形成的。外观呈乳白色、白色,杂质成分很小,含铁矿物多数以大颗粒单体存在。脉石英要经过磨矿、分级等作业才能将粒度控制在玻璃粒级范围内。对于脉石英中含铁杂质和磨矿作业引入的机械铁采用弱磁选进行选别。以广东佛冈脉石英为例,采用“磨矿-筛分-分级-磁选”选矿工艺流程,其化学分析结果见表1。

化学分析结果表明,磨矿将会在大块脉石英工艺引入大量机械铁,分级不仅有效控制脉石英粒度级配以满足玻璃工业的需求而且降低产品中Fe2O3含量,并通过磁选去除脉石英中磁性矿物以及机械铁以降低产品中Fe2O3含量,获得满足要求的超白玻璃用石英砂。

2 石英砂岩

石英砂岩是沉积岩中沉积碎屑岩中的砂岩引,硅石的一种。形成于砂岩峰林地貌的地史时期,是由于地壳缓慢的间歇性抬升,经受流水长期侵蚀切割的结果。石英砂岩是一种含硅丰富,中等莫氏硬度,熔点高,高温下熔化形成的玻璃态物质。其中铁通常存在于粘土胶结物中,或以氧化薄膜形式附着在石英颗粒表面,因此通常采用“机械擦洗-分级”工艺,借助机械外力和砂粒间的碰撞与摩擦来除去石英砂表面的薄膜铁及粘附在石英砂表面的含铁矿物。以江西乐平石英砂岩为例,采用“擦洗-分级-弱磁选-强磁选”,其化学分析结果见表2。

江西乐平石英砂岩化学分析结果表明,擦洗-分级能将石英颗粒与粘土矿物以及胶结物充分分离,并采用第一道磁选去除加工过程中引入的机械铁和样品本身的弱磁性矿物,采用第二道磁选去除样品本身的弱磁性矿物,充分降低了样品中Fe2O3含量。

3 石英岩

石英岩是一种主要由石英组成的变质岩,是石英砂岩及硅质岩经变质作用形成。一般是由石英砂岩或其他硅质岩石经过区域变质作用,重结晶而形成的,或是在岩浆附近的硅质岩石经过热接触变质作用而形成石英岩。由于石英岩形成的环境不同,其矿物组成复杂多样,主要矿物为石英,其次含有长石、云母类矿物及赤铁矿、针铁矿等。

石英岩质量介于脉石英与石英砂岩之间,以佛冈石英岩和凤阳石英岩为例,分别采用与“磨矿-筛分-分级-弱磁选-强磁选”和“擦洗-分级-弱磁选-强磁选”选矿工艺流程,结果分别见表3和表4。

上述结果表明,佛冈和凤阳石英岩根据矿石性质不同,采用不同的工艺流程,均可以获得满足玻璃工业需求的理想硅质原料。

4 石英砂

石英砂中还包括海砂、河砂和沙漠砂等。这类石英砂矿长期受外力的冲刷和沉积,颗粒圆润饱满,就其粒度级配而言,无需增加磨矿、筛分、分级等工艺来控制粒级。石英砂矿中铁不仅存在于重矿物与铁矿物颗粒中,且以氧化物薄膜形式附着在石英颗粒表面,因此这类砂矿选矿工艺中重选和机械擦洗不可或缺。以越南广南石英砂矿为例,采用“擦洗-脱泥-重选-磁选”选矿工艺流程,其结果见表5。

越南广南石英砂化学分析结果表明,擦洗—脱泥能将石英颗粒与粘土矿物以及胶结物充分分离;重选利用石英与重矿物密度的不同进行分选,在去除重矿物的同时,也明显降低了石英砂中的Fe2O3含量。

5 结论

a.磁选是去除硅石中磁性矿物,降低Fe2O3含量最有效的手段,在选矿工艺中必不可少。

b.上述工艺流程是玻璃用硅石选矿最简单的工艺流程,也是最有效、成本最低的工艺流程。此外,还可以增加酸浸、浮选等选矿工艺,如今这些工艺已经成熟应用于工业生产中。

c.除此之外,选矿方法还有超声波清洗、微生物选矿等,由于这些工艺现处于试验研究阶段,且生产成本高,还未广泛应用于工业中。

参考文献

[1]徐凯.硅砂质量对玻璃生产的影响[J].江苏建材,2001(4):13-15.

选矿流程产品篇4

试验厂处理的钨矿石属矽卡岩型白钨矿, 矿石中的主要元素为钨, 此外还含少量硫、铜、铋、钼等, 钨是主要回收对象。

原矿多元素分析见表1, 矿物组成见表2, 钨物相化学分析结果见表3。

钨物相结果表明, 原矿中含有一定比例的黑钨矿和钨华, 黑钨矿在脂肪酸类捕收剂条件下, 可浮性很差;钨华基本上不能回收。

* 单位为g/t。

2 选矿试验

2.1 原生产工艺流程

甘肃新洲矿业有限公司200t/d选矿厂主要处理风化白钨矿石, 由于原矿中矿泥含量高且不均匀, 为此, 对磨矿产品进行预先脱泥, 即原矿磨矿后给入螺旋溜槽, 得到精矿和中矿两个产品, 中矿再进入水力旋流器进行脱泥, 水力旋流器沉砂和螺旋溜槽精矿混合为浮选给矿, 水力旋流器溢流为尾矿丢弃。

白钨矿的浮选分为粗选段和精选段, 粗选段常温浮选, 精选段加温浮选[1], 浮选尾矿用摇床再回收钨矿物。由于细泥的影响, 粗选段生产指标波动较大, 工艺指标一直很不稳定。原粗选段生产工艺流程见图1。本次研究主要集中在粗选段常温浮选部分, 把水力旋流器溢流原作为尾矿丢去改为单独浮选处理, 使原损失在水力旋流器溢流中的白钨矿得到部分回收, 有效在利用了宝贵的矿产资源。

2.2 流程考察

为进一步提高生产指标, 充分回收矿产资源, 对生产流程进行局部考察, 结果见表4。

由表4可知, 进入浮选的物料较粗, -200目仅占61%左右。经显微镜检查, 有1/5左右的白钨矿与脉石呈连生体;此外, 直接送至尾矿中的细泥中白钨矿损失达10.86%, 有时损失高达15%以上。

2.3 小型试验

根据流程考察结果, 在实验室进行了风化白钨矿浮选粗选段试验, 试验矿样取自选矿厂车间螺旋溜槽精矿和水力旋流器沉砂混合矿浆 (矿浆浓度38%～39%, 细度-200目58%) 。

2.3.1 磨矿细度试验

固定水玻璃和GYW捕收剂[2] (GYW为广州有色金属研究院研发的改性脂肪酸捕收剂) 用量, 在NaCO3用量为2500g/t的条件下, 进行磨矿细度试验, 试验流程见图2, 试验结果见图3。

由图3可知, 当磨矿细度-0.074mm由58%提高到72%, 作业回收率由63.65%提高到95.33%, 进一步提高磨矿细度, 回收率没有再提高。因此, 选择适宜的磨矿细度为-0.074mm72%。

2.3.2 碳酸钠用量试验

在其他条件不变的情况下, 固定磨矿细度为-0.074mm72%, 进行碳酸钠用量试验。试验流程见图2, 试验结果见图4。

由图4可知, 碳酸钠用量在2000～3000g/t范围时, 效果均较好。此时, 矿浆pH值由8提高到9, 粗精矿品位没有明显变化, 试验确定的碳酸钠适宜用量为2500g/t。

2.4 生产工艺改进

根据试验结果, 针对磨矿细度偏低的问题, 试验选厂新增MQY0918球磨机一台, 对螺旋溜槽精矿进行再磨以提高矿物解离度, 增加再磨后对生产进行调试。

2.4.1 不脱泥调试

2010年1月份, 进行了脱泥量调试, 由减少脱泥量到完全不脱泥。在不脱泥的条件下, 为保证浮选的矿浆浓度, 分级机溢流浓度由30±1%调整到39±1%, 进入浮选矿浆物料细度 (-200目) 由58%提高到63%左右。在原矿品位WO30.912%完全不脱泥条件下, 浮选精矿品位仅含WO3 59.70% (原指标精矿品位为WO3 63.5%左右) , 浮选总回收率可达到58.71%, 较2009年生产回收率WO3 56.22%相比提高2.49个百分点。

2.4.2 脱泥调试

2010年3月份, 在1、2月份调整的基础上, 将分级机溢流浓度调整为35±1%, 将脱泥量控制在15～20t/d, 进浮选矿浆浓度为39±1%, 磨矿细度 (-200目) 达到70%左右, 经调试, 浮选指标有明显提高, 在原矿品位WO30.95%的条件下, 粗精矿WO3品位由4.41%提高到4.77%, 钨精矿品位保持在64%以上, 浮选总回收率达到62.36%, 较2010年1、2月份提高3.65个百分点。

2.4.3 脱出的细泥部分单独浮选

对调整后生产流程进行了流程考察, 结果见表5。根据脱泥调整情况分析, 在完全不脱泥的情况下, 细泥中有部分有用金属可以得到回收。鉴于此, 为进一步提高浮选回收率, 充分回收钨矿资源, 考虑对脱出的细泥部分进行单独浮选。浮选条件为:

(1) 药剂条件 (用量为对脱出的细泥部给矿) 。碳酸钠2800g/t;水玻璃5000g/t;731氧化石蜡皂+GYW1500g/t。

(2) 设备条件。新增加的设备3A浮选机10槽, Ф1200mm×1200mm搅拌槽1台。

(3) 工艺流程。最终确定的细泥浮选工艺流程见图5。

在此条件下所得到的细泥浮选生产指标见表6。

对脱泥部分进行单独浮选, 产出的粗精矿与原流程的粗精矿合并给入Ф9m浓密机, 经浓缩后再进行加温浮选。经调试, 精矿品位62%以上, 浮选总回收率达65.84%, 较脱泥调试生产提高3.48个百分点;重选回收率12.15%, 较2009年降低1.43个百分点。浮选和重选总回收率 (对原矿) 达77.99%。

3 结语

甘肃小柳沟钨矿风化白钨矿石矿泥含量高, 矿石性质复杂, 采用泥砂分选的工艺流程, 及提高磨矿细度, 大幅度地提高了生产技术指标, 获得的钨精矿品位达62%以上, 回收率达65.84%, 浮选和重选总回收率 (对原矿) 达77.99%, 较2009年生产提高9.62个百分点, 使钨资源得到了有效利用。

摘要：甘肃小柳沟钨矿的地表矿石受强烈的风化, 产生大量的粘土矿泥, 对白钨矿浮选产生很大干扰。原工艺流程虽然采用了脱泥后再浮选, 但由于细泥含量波动大、细泥金属损失大及磨矿细度偏低等原因, 钨的浮选回收率一直在57%以下, 资源浪费严重。经流程考察和小型选矿试验研究, 对生产过程中的磨矿细度和工艺流程进行了相应的调整和改进, 采用泥砂分选的工艺流程, 使白钨矿的浮选回收率提高8.4%, 钨回收率达65%以上, 使宝贵的钨资源得到了合理的利用。

关键词：白钨矿,泥砂分选,风化矿,工艺改进

参考文献

[1]张忠汉, 张先华, 叶志平, 戴子林, 童金堂, 过建光.柿竹园多金属矿GY法浮钨新工艺[J].矿冶工程, 1999, (4) :22-25.