一种白钨矿的选矿方法

申请号 CN202110004174.5 申请日 2021-01-04 公开(公告)号 CN112827658B 公开(公告)日 2023-04-07
申请人 长沙矿冶研究院有限责任公司; 发明人 郭灵敏; 刘旭; 李家林; 唐雪峰;
摘要 本 发明 公开了一种白钨矿的选矿方法,包括以下步骤:(1)将白钨矿进行磨矿并过筛,收集筛下产物;(2)将筛下产物与浮选药剂混合,然后加入 水 力 旋流器 进行分级,得到沉砂和溢流;(3)将沉砂加入闪速浮选机或射流浮选机中进行粗选得到粗精矿与浮选 尾矿 ,溢流进行白钨浮选流程得到钨精矿。本发明的方法具有回收率高、磨矿选矿效率高等优点。
权利要求

1.一种白钨矿的选矿方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将白钨矿进行磨矿并过筛,收集筛下产物;所述过筛时控制筛孔尺寸为3‑5mm;
(2)将筛下产物与浮选药剂混合,然后加入旋流器进行分级,得到沉砂和溢流;所述溢流细度控制在‑0.074mm粒级占50‑90%后进入白钨浮选流程;
(3)将沉砂加入闪速浮选机或射流浮选机中进行粗选得到粗精矿与浮选尾矿,溢流进行白钨浮选流程得到钨精矿;
所述白钨矿中硫含量小于1.0%,方解石和萤石含量均不超过15%;
所述浮选尾矿返回步骤(1)中的磨矿工序重复利用;
所述浮选药剂包括药剂A、药剂B和药剂C,药剂A为酸钠、氢化钠中的一种或两种,用量为1000‑3000g/t;药剂B为水玻璃、六偏磷酸钠和CMC中的一种或多种,用量为200‑
4000g/t,药剂C为ZL、氧化石蜡皂和油酸钠中的一种或多种,用量为100‑500g/t;
所述沉砂调浆至浓度为65‑75%后进入闪速浮选机或射流浮选机;
将沉砂加入闪速浮选机或射流浮选机中进行粗选时控制矿浆的pH值为8‑10,泡沫层厚
3 2
度为20‑100mm,浮选空气量为1.0‑2.0m/(m·min)。
2.根据权利要求1所述的白钨矿的选矿方法,其特征在于,所述粗精矿进行精选得到白钨次精矿与精选尾矿,所述精选尾矿返回水力旋流器进行分级。
3.根据权利要求2所述的白钨矿的选矿方法,其特征在于,所述精选时矿浆浓度为20‑
30%。

说明书全文

一种白钨矿的选矿方法

技术领域

[0001] 本发明属于矿物分选领域,尤其涉及一种浮选选矿方法。

背景技术

[0002] 钨是一种具有高熔点的战略稀有金属资源,自然界已发现的钨矿物中具有开采经济价值的有黑钨矿和白钨矿。钨资源占比最高的白钨矿具有较好的天然可浮性,一般采用浮选回收。为使入选的白钨矿从矿石中较充分地解离出来,通常将大矿石经过碎矿筛分和磨矿分级过程,获得细度为‑0.075mm占50‑90%的入选物料,利用矿物表面疏‑亲水这一特性差异,通过加药、调浆、调泡,在浓度30‑50%条件下常温浮选产出WO35‑15%的白钨粗精矿(一粗三扫二精),白钨粗精矿进入常温浮选精选作业产出WO340‑65%的白钨精矿(一粗二扫五精)。
[0003] 目前选矿厂常用的磨矿分级作业基本上都是由球磨机+旋流器构成,因水力旋流器分级过程是在离心力场下进行,由于白钨矿密度大,而石英等脉石矿物相对密度较小,在球磨机+水力旋流器构成的磨矿分级回路中,不可避免地会受到矿物密度的干扰,分级过程中存在密度、粒度和形状不同的颗粒在一定条件下具有相同的沉降速度,这种现象导致粒度细且已单体解离的白钨矿夹杂至旋流器沉砂中,继续返回磨机再磨。由于白钨矿矿石性脆,在碎磨过程中容易过粉碎,特别是夹杂至沉砂中已单体解离的白钨矿返回磨机再磨时,易产生大量的细粒级白钨矿,而‑0.010mm的微细粒白钨矿难以通过浮选高效回收,最终损失于浮选尾矿中而降低白钨矿浮选的回收率。同时因已经单体解离的白钨矿物返回磨机再磨,占用了磨矿分级的容积,降低了磨机的处理能力。
[0004] 为了解决或缓解磨矿分级回路中白钨矿这一类密度大的目的矿物的“过粉碎”现象,尽量释放磨机的处理能力,有的选矿厂在磨矿分级回路中采用高频振动细筛进行分级。高频振动细筛分级效率和精度高,可大幅度降低筛上产物中已单体解离的目的矿物合格粒级含量,从而降低磨矿分级循环负荷、提高磨机处理能力和减少磨矿产品的过磨泥化现象。
但由于该设备安装高差大,设备造价高,单机处理量偏小,筛孔易堵,生产效率低等方面不足,制约了该设备在矿石品位低的大型稀有金属选矿厂中的大规模应用。

发明内容

[0005] 本发明所要解决的技术问题是克服以上背景技术中提到的不足和缺陷,提供一种回收率高、磨矿选矿效率高的白钨矿的选矿方法。为解决上述技术问题,本发明提出的技术方案为:
[0006] 一种白钨矿的选矿方法,包括以下步骤:
[0007] (1)将白钨矿进行磨矿并过筛,收集筛下产物;筛上物返回磨矿工序,磨矿时采用球磨机,过筛时采用直线筛;
[0008] (2)将筛下产物与浮选药剂混合(在池中混合),然后加入水力旋流器进行分级,得到沉砂和溢流;在泵池中加入浮选药剂,延长了药剂的作用时间,有助于提高选矿效率;
[0009] (3)将沉砂加入闪速浮选机或射流浮选机中进行粗选(常温下)得到粗精矿与浮选尾矿,溢流进行白钨常规常温浮选流程得到钨精矿。采用闪速浮选机或射流浮选机一来保证浮选作业在高浓度下顺利进行,二来保证已单体解离的中粗粒级白钨矿上浮。
[0010] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述白钨矿为品位低(0.25‑0.8%)含硫化矿少的白钨矿,所述白钨矿中硫含量小于1.0%,方解石和萤石含量均不超过15%。白钨矿用于快速浮选必须针对特定的钨矿(含硫化物较少,且可浮性相近的方解石、萤石含量需要控制)的矿性组成条件下进行。
[0011] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述粗精矿进行精选(一次或多次,常温下)得到白钨次精矿与精选尾矿,所述精选尾矿返回水力旋流器进行分级。精选时可选用BF浮选机进行精选,精选尾矿进入泵池再通过水力旋流器进行分级。
[0012] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述精选时矿浆浓度为20‑30%。
[0013] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述浮选药剂包括药剂A、药剂B和药剂C,药剂A为酸钠、氢化钠中的一种或两种,用量为1000‑3000g/t;药剂B为水玻璃、六偏磷酸钠和CMC中的一种或多种,用量为200‑4000g/t,药剂C为ZL、氧化石蜡皂和油酸钠中的一种或多种,用量为100‑500g/t。上述浮选药剂以及其用量控制可以保证在适宜的工艺参数下进行获得较好的选别指标。
[0014] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述沉砂调浆至浓度为65‑75%后进入闪速浮选机或射流浮选机。浓度控制在65‑75%可保证选别的尾矿返回磨机而不影响磨矿浓度。
[0015] 将沉砂加入闪速浮选机或射流浮选机中进行粗选时控制矿浆的pH值为8‑10,泡沫3 2
层厚度为20‑100mm,浮选空气量为1.0‑2.0m /(m·min)。上述浮选条件控制可以保证在适宜的工艺参数下进行获得较好的选别指标。
[0016] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述溢流细度控制在‑0.074mm粒级占50‑90%后进入白钨浮选流程。
[0017] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述浮选尾矿返回步骤(1)中的磨矿工序重复利用。
[0018] 上述白钨矿的选矿方法中,优选的,所述过筛时控制筛孔尺寸为3‑5mm。
[0019] 本发明无需对现有的磨浮作业作调整变动,只是将闪速浮选机或射流浮选机配置于磨矿分级作业回路中,处理的物料是磨矿分级回路中的水力旋流器分级的沉砂,在浮选矿浆浓度较高的条件下,通过调整药剂制度、矿浆pH值、泡沫层厚度、浮选空气量和补加水量(根据浓度进行调整),浮选出已单体解离的或富连生体的白钨矿物,通常可作再一次或多次精选,优先获得部分质量合格的白钨矿精矿并混入最终精矿;而浮选尾矿则返回磨机再磨,精选尾矿则给入水力旋流器中,分级溢流仍然进入常规的浮选流程系统中进行常温分选。
[0020] 与现有技术相比,本发明的优点在于:
[0021] 1、本发明首先采用短流程快速浮选获得白钨精矿,避免单体解离的白钨矿或富连生体再次进入磨矿‑分级作业循环中而产生过粉碎现象。
[0022] 2、本发明的水力旋流器的溢流已将大部分细泥(例如易泥化的方解石、萤石、绿泥石等)带走,减少了中细粒级及大部分矿泥,尤其大大减少与白钨矿可浮性相近的方解石、萤石等含矿物的影响。
[0023] 3、本发明在高浓度、中粗颗粒状态下进行浮选,极细矿泥的含量相对较少,而中粗粒的石榴石等比重较大的易分离的矿物含量相对较多,其中一些相对较细的已单体解离的有价矿物和含有价矿物的连生体由于矿浆浓度大而相对较易被捕收浮出,处理的物料是磨矿分级回路中的分级机沉砂,由于分级设备存在的“反富集”作用,金属矿物由于其密度大而易进入沉砂,这就造成浮选的给矿品位相对较高,可在短流程中得到较高的白钨矿精矿品位和作业回收率。
[0024] 4、本发明由于提前从沉砂中浮选出已经单体解离的中粗粒白钨矿,可防止已单体解离的白钨矿在磨矿分级回路中循环返回,进而可提高磨矿及选矿效率,降低磨矿能耗,有利于降低生产成本。
[0025] 5、本发明由于尽早浮出中粗粒白钨矿,惯彻了“能收早收”的选矿原则,可提高了整个浮选流程的选别效率。附图说明
[0026] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0027] 图1为本发明的白钨矿的选矿方法的工艺流程图

具体实施方式

[0028] 为了便于理解本发明,下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述,但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
[0029] 除非另有定义,下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的,并不是旨在限制本发明的保护范围。
[0030] 除非另有特别说明,本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
[0031] 实施例1:
[0032] 如图1所示,一种白钨矿的选矿方法,包括以下步骤:
[0033] (1)白钨矿进入球磨机进行磨矿,磨机排料进入直线筛,筛分为筛上和筛下两种级别产物,直线筛筛上产物返回球磨机再磨;上述白钨矿含WO3为0.311%,含硫品位为0.46%,钨矿物主要是白钨矿,未见黑钨矿;金属硫化物以黄矿居多,另有少量磁黄铁矿和闪锌矿;铁矿物包括磁铁矿和赤铁矿;脉石矿物最主要的是石榴石(以钙铁榴石为主,少量铁榴石和钙铝榴石)、次为石英、方解石和辉石,少量绿泥石、闪石、长石(包括斜长石和长石)、萤石、母、白云石、钙铁辉石和锂辉石等;
[0034] (2)将筛下产物给入泵池,泵池中加入浮选药剂后,进入水力旋流器进行分级,得到沉砂和溢流;上述沉砂含WO3为0.614%,沉砂中‑0.18mm占23.79%,该粒级含WO3高达1.210%,分布率为50%以上,溢流含WO3为0.310%;
[0035] (3)将沉砂调浆至浓度为70%后加入浮选机中进行常温粗选得到粗精矿与浮选尾矿,粗精矿进行精选得到白钨次精矿与精选尾矿,精选尾矿返回水力旋流器进行分级,浮选尾矿返回磨矿分级工序重复利用;
[0036] (4)溢流细度控制在‑0.074mm粒级占50.7%后进入传统的白钨常温浮选流程系统得到钨精矿。
[0037] 在泵池中加入浮选药剂时,添加调整剂碳酸钠1500g/t,搅拌3min;添加水玻璃1800g/t,搅拌5min;添加捕收剂ZL(氧化石蜡皂和油酸钠混合物)250g/t,搅拌3min。步骤
3 2
(3)中,粗选时控制矿浆的pH值为8,泡沫层厚度为80mm,浮选空气量为1.5m/(m·min)。沉砂加入浮选机中后,刮泡5min做一次粗选,空白精选一次,刮泡3min得到品位WO340%以上白钨次精矿。
[0038] 经测定,本实施例中从水力旋流器的分级沉砂浮选回收白钨矿的试验结果如表1所示。
[0039] 表1:实施例1中沉砂浮选试验结果
[0040]
[0041]
[0042] 实施例2:
[0043] 如图1所示,一种白钨矿的选矿方法,包括以下步骤:
[0044] (1)白钨矿进入球磨机进行磨矿,磨机排料进入直线筛,筛分为筛上和筛下两种级别产物,直线筛筛上产物返回球磨机再磨;上述白钨矿含WO3为0.478%,含硫品位为0.94%,矿石中钨矿物主要为白钨矿,微量黑钨矿;矿物以黄铜矿为主;其他金属硫化物多为黄铁矿,少量磁黄铁矿和闪锌矿等。脉石矿物组成复杂,具明显的钙质矽卡岩矿物组合的特征,主要为透闪石、透辉石、石英、方解石、萤石、长石和石榴石等,少量云母和绿泥石等;
[0045] (2)将筛下产物给入泵池,泵池中加入浮选药剂后,进入水力旋流器进行分级,得到沉砂和溢流;上述沉砂含WO3为0.651%,沉砂中‑0.15mm占28.84%,WO3分布率为50%以上,其中‑0.074+0.045mm粒级中WO3高达1.829%,溢流含WO3为0.475%;
[0046] (3)将沉砂调浆至浓度为70%后加入浮选机中进行常温粗选得到粗精矿与浮选尾矿,粗精矿进行精选得到白钨次精矿与精选尾矿,精选尾矿返回水力旋流器进行分级,浮选尾矿返回磨矿分级工序重复利用;
[0047] (4)溢流细度控制在‑0.074mm粒级占64.98%后进入传统的白钨常温浮选流程系统得到钨精矿。
[0048] 在泵池中加入浮选药剂时,添加调整剂碳酸钠1800g/t,搅拌3min;添加水玻璃2500g/t,搅拌5min;添加捕收剂ZL(氧化石蜡皂和油酸钠混合物)300g/t,搅拌3min。步骤
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(3)中。粗选时控制矿浆的pH值为10,泡沫层厚度为100mm,浮选空气量为1.8m/(m·min)。
沉砂加入浮选机中后,刮泡5min做一次粗选,空白精选一次,刮泡3min得到品位WO345.3%以上白钨次精矿。
[0049] 经测定,本实施例中从水力旋流器的分级沉砂浮选回收白钨矿的试验结果如表2所示。
[0050] 表2:实施例2中沉砂浮选试验结果
[0051]
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