CN110479494A - 一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法 - Google Patents

一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法 Download PDF

Info

Publication number
CN110479494A
CN110479494A CN201910764173.3A CN201910764173A CN110479494A CN 110479494 A CN110479494 A CN 110479494A CN 201910764173 A CN201910764173 A CN 201910764173A CN 110479494 A CN110479494 A CN 110479494A
Authority
CN
China
Prior art keywords
concentrate
grade
heating
scheelite
gravity
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN201910764173.3A
Other languages
English (en)
Other versions
CN110479494B (zh
Inventor
张健
焦芬
王旭
郭天煌
胡国龙
郭建根
周敬闽
覃文庆
王良
王宇翔
李浩兵
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Luoyang Henan Lu Mining LLC
Central South University
Original Assignee
Luoyang Henan Lu Mining LLC
Central South University
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Luoyang Henan Lu Mining LLC, Central South University filed Critical Luoyang Henan Lu Mining LLC
Priority to CN201910764173.3A priority Critical patent/CN110479494B/zh
Publication of CN110479494A publication Critical patent/CN110479494A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN110479494B publication Critical patent/CN110479494B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02—Ores
    • B03D2203/04—Non-sulfide ores

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，包括以下步骤：低品位白钨矿进行磨矿，得到矿浆，进行粗选，得到粗精矿；粗精矿进行浓缩后，进行第一次加温精选，得到第一次加温精选精矿；第一次加温精选精矿进行消泡脱药，得到沉砂和泡沫溢流，泡沫溢流进行进一步沉淀漂洗，再一次得到沉砂，将两次得到的沉砂合并后进行重选，得到重选精矿和重选尾矿；重选尾矿浓缩后，进行第二次加温精选，得到第二次加温精选精矿，将第二次加温精选精矿和重选精矿合并，即得白钨精矿。本发明针对低品位的白钨矿设计了常温粗选+加温精选+重选+重选尾矿二次加温浮选的组合工艺，可以很好的提高白钨矿的品位和品质，实现低品位白钨矿的利用。

Description

一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法，具体涉及一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法。
背景技术
白钨储量占中国钨储量的70.4％，其中81.1％的矿石WO3品位小于0.4％，属于低品位白钨矿。由于低品位白钨矿组分复杂、嵌布粒度较细等原因，使得低品位白钨矿回收利用难度较大。而且低品位白钨矿经常与大量含钙脉石伴生，由于表面性质相近，白钨矿与含钙矿物的分离一直都是选矿界的难题。常温浮选处理含钙脉石较高的白钨矿难以获得合格的白钨精矿产品。通常在精选段采用加温精选工艺以获得合格的白钨精矿。
以河南洛阳地区低品位白钨矿为例，其原矿WO3平均品位仅为0.12％。目前采用常温粗选—加温精选的工艺回收低品位白钨矿。虽然常规工艺可以取得较高的回收率，但是最终白钨精矿品质难以保证，影响销售价格。而且经过多年的开采利用，原矿品质越来越差，WO3品位越来越低，即使增加精选次数，也难以有效提高白钨精矿品质。
发明内容
本发明的目的是提供一种平均品位低于0.12％，精矿品质好，回收率高的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法。
本发明这种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，包括以下步骤：
1)低品位白钨矿进行磨矿，得到矿浆，向矿浆中加入pH调整剂、抑制剂和捕收剂后，进行粗选，得到粗精矿；
2)将步骤1)中粗精矿进行浓缩后，接着加入pH调整剂、抑制剂进行加温脱药，然后进行第一次加温精选，得到第一次加温精选精矿；
3)将步骤2)中第一次加温精选精矿进行消泡脱药，得到沉砂和泡沫溢流，泡沫溢流进行进一步沉淀漂洗，再一次得到沉砂，将两次得到的沉砂合并后进行重选，得到重选精矿和重选尾矿；
4)将步骤3)中的重选尾矿浓缩后，加入pH调整剂、抑制剂进行加温脱药，接着进行第二次加温精选，得到第二次加温精选精矿，将第二次加温精选精矿和重选精矿合并，即得白钨精矿。
所述步骤1)中，所述的低品位白钨矿中WO3的含量为0.03～0.12％；磨矿至0.074mm以下粒度占55％～85％；粗选工艺为一粗两扫，pH调整剂为碳酸钠，相对原矿的添加量为1200～2100g/t；抑制剂为水玻璃，相对原矿的添加量为0～1000g/t；捕收剂为脂肪酸钠，氧化石蜡，羟肟酸中一种或多种，相对原矿的添加量为120～240g/t。
所述步骤2)中，矿浆浓缩至60～70％，pH调整剂为氢氧化钠，抑制剂为水玻璃，所述的加温精选为一粗五精三扫，加温浮选的温度控制为90～95℃。
所述步骤2)中，加温脱药的具体步骤为：将粗精矿升温至62～66℃，接着加入氢氧化钠，接着继续升温至84～86℃，加入水玻璃，然后升温至90～95℃后，搅拌反应脱药。
所述的氢氧化钠相对原矿的添加量为10～30g/t，水玻璃相对原矿的添加量为3～8kg/t，搅拌反应时间为30～60min。
所述步骤4)中，重选尾矿浓缩至60～70％，pH调整剂为氢氧化钠，抑制剂为水玻璃，所述的加温精选为一粗三精三扫，加温浮选的温度控制为90～95℃。
所述步骤4)中，加温脱药的具体步骤为：将粗精矿升温至62～66℃，接着加入氢氧化钠，接着继续升温至84～86℃，加入水玻璃，然后升温至90～95℃后，搅拌反应脱药。
所述的氢氧化钠相对原矿的添加量为5～25g/t，水玻璃相对原矿的添加量为1～3kg/t，搅拌反应时间为30～60min。
本发明的有益效果：1)本发明针对低品位的白钨矿设计了常温粗选+加温精选+重选+重选尾矿二次加温浮选的组合工艺，可以很好的提高白钨矿的品位和品质，实现低品位白钨矿的利用。2)摇床重选之前进行溢流漂洗，消除泡沫保证了重选顺利进行；两次加温精选之前都进行了加温脱药，脱药有益于脱除脉石表面的捕收剂，提高脉石与抑制剂的相互作用，有利于加温精选对脉石的抑制，达到提高精矿品质的目的。3)本发明二次加温精选之前进行重选，提前分离出大部分颗粒较粗，品位较高的白钨矿单体和富连生体，先得到一部分高品质的白钨精矿，保证全流程回收率和减轻二次加温精选作业的负担。4)第二次加温浮选只要是针对经过重选尾矿，进行脱药有利于强化对脉石的抑制效果，有效提高白钨精矿的品质，第二次加温精选也有利于白钨矿整体的回收率的提高。
附图说明
图1本发明的粗选工艺流程图；
图2本发明的加温精选+重选+二次加温精选的工艺流程图；
图3对比例一～三的工艺流程。
具体实施方式
实施例一～三的工艺流程参见图1和图2，具体参数参见表1。
对比例一～三的工艺流程参见图3。
实施例中药剂的添加量都是针对原矿的添加量g/t
实施例一
矿石的主要化学成分/％
组分 WO<sub>3</sub> Mo Fe SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> CaO MgO
含量 0.038 0.081 5.72 56.09 4.21 38.01 1.91
(1)常温粗选：将低品位白钨矿磨矿至0.074mm以下粒度占75％；依次加入碳酸钠1200g/t、脂肪酸钠120g/t后，采用一粗两扫的粗选工艺，得到白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。
(2)第一次加温精选：将白钨粗精矿浓缩至矿浆浓度60％，接着在搅拌桶内将浓缩后的粗精矿升温至65℃时并加入30g/t氢氧化钠，再接着继续升温至85℃时并加入8kg/t的水玻璃，然后升温至90℃后，继续搅拌45min；上述加温脱药完成后，将矿浆稀释至20％，进行第一次加温浮选；其中第一次加温浮选流程为一次粗选五次精选三次扫选，得到第一次加温浮(加温浮选的温度控制在90～95℃)，选精矿和精选尾矿；精选尾矿排放到尾矿库，一次加温浮选精矿进入后续作业。
(3)摇床重选：将第一次加温浮选精矿进行消泡脱药作业，得到沉砂和泡沫溢流，将泡沫溢流收集到搅拌桶进行沉淀漂洗作业得到沉砂和漂洗溢流，漂洗溢流排往尾矿库，消泡脱药和沉淀漂洗得到的沉砂合并进入到摇床重选作业，得到重选精矿和重选尾矿。
(4)第二次加温精选：将重选尾矿浓缩至60％，在搅拌桶内将浓缩后的重选精矿升温至65℃时加入25g/t的氢氧化钠，继续升温至85℃时3kg/t的水玻璃，升温至90℃后，继续搅拌30min。加温脱药完成后，将矿浆稀释至20％进行浮选；二次加温浮选流程为一次粗选三次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到二次加温浮选精矿和二次加温浮选尾矿，二次加温浮选尾矿返回至白钨粗精矿浓密机，二次加温浮选精矿和重选精矿合并作为最终白钨精矿。
所得的白钨精矿的品位和回收率如表2所示，全流程的精矿品位为46.28％，回收率为72.14％，各阶段品质详见表2。
对比例1
(1)常温粗选：将低品位白钨矿磨矿至0.074mm以下粒度占75％；依次加入碳酸钠1200g/t、脂肪酸钠120g/t后，采用一粗两扫的粗选工艺，得到白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。
(2)加温精选：将白钨粗精矿浓缩至矿浆浓度65％，接着在搅拌桶内将浓缩后的粗精矿升温至65℃时并加入300g/t氢氧化钠，再接着继续升温至85℃时并加入12kg/t的水玻璃，然后升温至90℃后，继续搅拌60min；上述加温脱药完成后，将矿浆稀释至25％，进行浮选；浮选流程为一次粗选两次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到最终白钨精矿和精选尾矿。所得的白钨精矿的品位和回收率如表2所示，全流程的精矿品位为28.13％，回收率为73.12％，各阶段品质详见表2。
实施例二
矿石的主要化学成分/％
组分 WO<sub>3</sub> Mo Fe SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> CaO MgO
含量 0.085 0.102 6.23 48.34 5.09 36.76 1.84
(1)常温粗选：将低品位白钨矿磨矿至0.074mm以下粒度占65％；依次加入碳酸钠2100g/t、水玻璃500g/t、脂肪酸钠180g/t后，采用一粗两扫的粗选工艺，得到白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。
(2)第一次加温精选：将白钨粗精矿浓缩至矿浆浓度70％，接着在搅拌桶内将浓缩后的粗精矿升温至65℃时并加入25g/t氢氧化钠，再接着继续升温至85℃时并加入3kg/t的水玻璃，然后升温至90℃后，继续搅拌30min；上述加温脱药完成后，将矿浆稀释至25％，进行第一次加温浮选；其中第一次加温浮选流程为一次粗选五次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到第一次加温浮选精矿和精选尾矿；精选尾矿排放到尾矿库，一次加温浮选精矿进入后续作业。
(3)摇床重选：将第一次加温浮选精矿进行消泡脱药作业，得到沉砂和泡沫溢流，将泡沫溢流收集到搅拌桶进行沉淀漂洗作业得到沉砂和漂洗溢流，漂洗溢流排往尾矿库，消泡脱药和沉淀漂洗得到的沉砂合并进入到摇床重选作业，得到重选精矿和重选尾矿。
(4)第二次加温精选：将重选尾矿浓缩至65％，在搅拌桶内将浓缩后的重选精矿升温至65℃时加入10g/t的氢氧化钠，继续升温至85℃时1kg/t的水玻璃，升温至90℃后，继续搅拌60min。加温脱药完成后，将矿浆稀释至25％，进行浮选；二次加温浮选流程为一次粗选三次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到二次加温浮选精矿和二次加温浮选尾矿，二次加温浮选尾矿返回至白钨粗精矿浓密机，二次加温浮选精矿和重选精矿合并作为最终白钨精矿。
所得的白钨精矿的品位和回收率如表2所示，全流程的精矿品位为50.27％，回收率为79.86％，各阶段品质详见表2。
对比例二
(1)常温粗选：将低品位白钨矿磨矿至0.074mm以下粒度占65％；依次加入碳酸钠2100g/t、水玻璃500g/t、脂肪酸钠180g/t后，采用一粗两扫的粗选工艺，得到白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。
(2)加温精选：将白钨粗精矿浓缩至矿浆浓度70％，接着在搅拌桶内将浓缩后的粗精矿升温至65℃时并加入250g/t氢氧化钠，再接着继续升温至85℃时并加入10kg/t的水玻璃，然后升温至90℃后，继续搅拌60min；上述加温脱药完成后，将矿浆稀释至20％，进行浮选；浮选流程为一次粗选两次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到最终白钨精矿和精选尾矿。所得的白钨精矿的品位和回收率如表2所示，全流程的精矿品位为30.40％，回收率为80.41％，各阶段品质详见表2。
实施例三
矿石的主要化学成分/％
组分 WO<sub>3</sub> Mo Fe SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> CaO MgO
含量 0.120 0.172 4.23 45.19 4.26 37.55 2.09
(1)常温粗选：将低品位白钨矿磨矿至0.074mm以下粒度占85％；依次加入碳酸钠1800g/t、水玻璃1000g/t、脂肪酸钠120g/t、羟肟酸120g/t后，采用一粗两扫的粗选工艺，得到白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。
(2)第一次加温精选：将白钨粗精矿浓缩至矿浆浓度65％，接着在搅拌桶内将浓缩后的粗精矿升温至65℃时并加入10g/t氢氧化钠，再接着继续升温至85℃时并加入5kg/t的水玻璃，然后升温至90℃后，继续搅拌60min；上述加温脱药完成后，将矿浆稀释至25％，进行第一次加温浮选；其中第一次加温浮选流程为一次粗选五次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到第一次加温浮选精矿和精选尾矿；精选尾矿排放到尾矿库，一次加温浮选精矿进入后续作业。
(3)摇床重选：将第一次加温浮选精矿进行消泡脱药作业，得到沉砂和泡沫溢流，将泡沫溢流收集到搅拌桶进行沉淀漂洗作业得到沉砂和漂洗溢流，漂洗溢流排往尾矿库，消泡脱药和沉淀漂洗得到的沉砂合并进入到摇床重选作业，得到重选精矿和重选尾矿。
(4)第二次加温精选：将重选尾矿浓缩至70％，在搅拌桶内将浓缩后的重选精矿升温至65℃时加入5g/t的氢氧化钠，继续升温至85℃时3kg/t的水玻璃，升温至90℃后，继续搅拌30min。加温脱药完成后，将矿浆稀释至25％，进行浮选；二次加温浮选流程为一次粗选三次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到二次加温浮选精矿和二次加温浮选尾矿，二次加温浮选尾矿返回至白钨粗精矿浓密机，二次加温浮选精矿和重选精矿合并作为最终白钨精矿。
所得的白钨精矿的品位和回收率如表2所示，全流程的精矿品位为50.27％，回收率为79.86％，各阶段品质详见表2。
对比例三
(1)常温粗选：将低品位白钨矿磨矿至0.074mm以下粒度占85％；依次加入碳酸钠1800g/t、水玻璃1000g/t、脂肪酸钠120g/t、羟肟酸120g/t后，采用一粗两扫的粗选工艺，得到白钨粗精矿和白钨粗选尾矿。
(2)加温精选：将白钨粗精矿浓缩至矿浆浓度65％，接着在搅拌桶内将浓缩后的粗精矿升温至65℃时并加入100g/t氢氧化钠，再接着继续升温至85℃时并加入15kg/t的水玻璃，然后升温至90℃后，继续搅拌45min；上述加温脱药完成后，将矿浆稀释至23％，进行浮选；浮选流程为一次粗选两次精选三次扫选(加温浮选的温度控制在90～95℃)，得到最终白钨精矿和精选尾矿。所得的白钨精矿的品位和回收率如表2所示，全流程的精矿品位为32.74％，回收率为78.76％，各阶段品质详见表2。
表1
表2

Claims (8)

1.一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，包括以下步骤：
1)低品位白钨矿进行磨矿，得到矿浆，向矿浆中加入pH调整剂、抑制剂和捕收剂后，进行粗选，得到粗精矿；
2)将步骤1)中粗精矿进行浓缩后，接着加入pH调整剂、抑制剂进行加温脱药，然后进行第一次加温精选，得到第一次加温精选精矿；
3)将步骤2)中第一次加温精选精矿进行消泡脱药，得到沉砂和泡沫溢流，泡沫溢流进行进一步沉淀漂洗，再一次得到沉砂，将两次得到的沉砂合并后进行重选，得到重选精矿和重选尾矿；
4)将步骤3)中的重选尾矿浓缩后，加入pH调整剂、抑制剂进行加温脱药，接着进行第二次加温精选，得到第二次加温精选精矿，将第二次加温精选精矿和重选精矿合并，即得白钨精矿。
2.根据权利要求1所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述步骤1)中，所述的低品位白钨矿中WO3的含量为0.03～0.12％；磨矿至0.074mm以下粒度占55％～85％；粗选工艺为一粗两扫，pH调整剂为碳酸钠，相对原矿的添加量为1200～2100g/t；抑制剂为水玻璃，相对原矿的添加量为0～1000g/t；捕收剂为脂肪酸钠，氧化石蜡，羟肟酸中一种或多种，相对原矿的添加量为120～240g/t。
3.根据权利要求1所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述步骤2)中，矿浆浓缩至60～70％，pH调整剂为氢氧化钠，抑制剂为水玻璃，所述的加温精选为一粗五精三扫，加温浮选的温度控制为90～95℃。
4.根据权利要求1所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述步骤2)中，加温脱药的具体步骤为：将粗精矿升温至62～66℃，接着加入氢氧化钠，接着继续升温至84～86℃，加入水玻璃，然后升温至90～95℃后，搅拌反应脱药。
5.根据权利要求4所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述的氢氧化钠相对原矿的添加量为10～30g/t，水玻璃相对原矿的添加量为3～8kg/t，搅拌反应时间为30～60min。
6.根据权利要求1所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述步骤4)中，重选尾矿浓缩至60～70％，pH调整剂为氢氧化钠，抑制剂为水玻璃，所述的加温精选为一粗三精三扫，加温浮选的温度控制为90～95℃。
7.根据权利要求6所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述步骤4)中，加温脱药的具体步骤为：将粗精矿升温至62～66℃，接着加入氢氧化钠，接着继续升温至84～86℃，加入水玻璃，然后升温至90～95℃后，搅拌反应脱药。
8.根据权利要求1所述的提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法，其特征在于，所述的氢氧化钠相对原矿的添加量为5～25g/t，水玻璃相对原矿的添加量为1～3kg/t，搅拌反应时间为30～60min。
CN201910764173.3A 2019-08-19 2019-08-19 一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法 Active CN110479494B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910764173.3A CN110479494B (zh) 2019-08-19 2019-08-19 一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910764173.3A CN110479494B (zh) 2019-08-19 2019-08-19 一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN110479494A true CN110479494A (zh) 2019-11-22
CN110479494B CN110479494B (zh) 2021-04-20

Family

ID=68551473

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910764173.3A Active CN110479494B (zh) 2019-08-19 2019-08-19 一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN110479494B (zh)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111841826A (zh) * 2020-06-11 2020-10-30 矿冶科技集团有限公司 一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法
CN112452549A (zh) * 2020-10-22 2021-03-09 江西理工大学 一种微细粒钨矿的选矿方法
CN112676043A (zh) * 2020-12-04 2021-04-20 江西理工大学 一种提高白钨矿加温浮选效果的方法

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4366050A (en) * 1981-01-19 1982-12-28 Amax Inc. Scheelite flotation
CN104226462A (zh) * 2014-07-24 2014-12-24 江西理工大学 一种难选低品位白钨矿的选矿方法
CN104475264A (zh) * 2014-11-26 2015-04-01 广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院) 一种白钨矿的选矿方法
KR101576928B1 (ko) * 2014-07-14 2015-12-14 한국지질자원연구원 전처리에 의한 저품위 회중석으로부터 고품위 중석정광 회수방법
CN106076600A (zh) * 2016-06-15 2016-11-09 江西理工大学 一种低品位难处理白钨矿的选矿方法
KR101774846B1 (ko) * 2017-05-18 2017-09-05 한국지질자원연구원 저품위 텅스텐 원광으로부터 텅스텐 회수방법
CN108722660A (zh) * 2018-05-18 2018-11-02 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 低品位白钨矿的选矿方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4366050A (en) * 1981-01-19 1982-12-28 Amax Inc. Scheelite flotation
KR101576928B1 (ko) * 2014-07-14 2015-12-14 한국지질자원연구원 전처리에 의한 저품위 회중석으로부터 고품위 중석정광 회수방법
CN104226462A (zh) * 2014-07-24 2014-12-24 江西理工大学 一种难选低品位白钨矿的选矿方法
CN104475264A (zh) * 2014-11-26 2015-04-01 广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院) 一种白钨矿的选矿方法
CN106076600A (zh) * 2016-06-15 2016-11-09 江西理工大学 一种低品位难处理白钨矿的选矿方法
KR101774846B1 (ko) * 2017-05-18 2017-09-05 한국지질자원연구원 저품위 텅스텐 원광으로부터 텅스텐 회수방법
CN108722660A (zh) * 2018-05-18 2018-11-02 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 低品位白钨矿的选矿方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
王延锋等: "新型抑制剂在栾川某低品位白钨矿浮选中的应用", 《矿产保护与利用》 *

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111841826A (zh) * 2020-06-11 2020-10-30 矿冶科技集团有限公司 一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法
CN111841826B (zh) * 2020-06-11 2021-12-10 矿冶科技集团有限公司 一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法
CN112452549A (zh) * 2020-10-22 2021-03-09 江西理工大学 一种微细粒钨矿的选矿方法
CN112452549B (zh) * 2020-10-22 2022-03-18 江西理工大学 一种微细粒钨矿的选矿方法
CN112676043A (zh) * 2020-12-04 2021-04-20 江西理工大学 一种提高白钨矿加温浮选效果的方法
CN112676043B (zh) * 2020-12-04 2022-03-18 江西理工大学 一种提高白钨矿加温浮选效果的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN110479494B (zh) 2021-04-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103418488B (zh) 一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺
CN104084315B (zh) 一种萤石与钨浮选分离的选矿方法
CN103191828B (zh) 一种浮钛捕收剂及使用其的低品位钛铁矿的选矿方法
CN110479494A (zh) 一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法
CN106000655B (zh) 一种常温下精选白钨矿的方法
CN105750093B (zh) 一种氧化铜矿的浮选方法
CN101474597B (zh) 一种混合稀土精矿的独居石与氟碳铈矿浮选分离方法
CN103143447B (zh) 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法
CN101745468B (zh) 一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法
CN105689146B (zh) 一种被Cu2+活化的黄铁矿与辉铜矿的低碱度浮选分离方法
CN104148163B (zh) 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法
CN106622634A (zh) 一种铜钴矿的选矿方法
CN111686925B (zh) 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺
CN110369122A (zh) 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法
CN101481265A (zh) 一种低品位钾混盐提取钾肥的生产工艺
CN106563561A (zh) 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法
CN104148190B (zh) 一种由高硫低品位硫酸渣制取高品位铁精粉的方法
CN105498948B (zh) 从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法
CN103212480A (zh) 一种铜精矿浸出渣的处理方法
CN113182065A (zh) 从钨铜硫矿石中综合回收黄铜矿、白钨矿和硫铁矿的选矿方法
CN112221695A (zh) 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法
CN105413855A (zh) 一种钨粗精矿精选提纯的方法
CN109261372B (zh) 一种分步回收萤石和重晶石的方法
CN105562212B (zh) 一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法
CN102513214B (zh) 从废弃微细粒锌尾矿中再选铜的工艺

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant