一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺专利检索-·泡沫选法专利检索查询-专利查询网

一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺
申请号	CN202410424699.8	申请日	2024-04-10	公开(公告)号	CN118022974A	公开(公告)日	2024-05-14
申请人	湖南有色新田岭钨业有限公司; 广州粤有研矿物资源科技有限公司;			发明人	石志中; 罗云波; 何军; 刘国清; 张发明; 韩雷; 张艳; 李刚; 傅文章; 卿治文;
摘要	本发明提供一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，属于矿物分选领域；其处理工艺包括以下步骤：改性水玻璃并制备改性抑制剂；磨矿并浮硫除杂；合并尾矿并调整浓度；筛分重选联合抛废；加入改性抑制剂并浮选白钨矿。本发明由草酸酸化水玻璃、硫酸锌改性水玻璃和硫酸铜改性水玻璃改性配制成的改性抑制剂能够同时在萤石和方解石等脉石表面具备较强的吸附性，阻碍捕收剂在这些脉石表面的吸附，同时又能改变白钨矿表面的电势，促进捕收剂在白钨矿表面的吸附，从而能够实现矿石性质复杂的矿物与脉石间的高效分离，达到提高钨矿石品位的效果。
权利要求	1.一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，包括如下步骤： S1：改性水玻璃并制备改性抑制剂 S1.1：将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.6至1:2.8的水玻璃与草酸按摩尔比为2:1至4:1一起加入第一搅拌机中，以500‑600r/min的速率搅拌1‑2h，得到草酸改性水玻璃； S1.2：将Na2O与SiO2摩尔比为1:1.8至1:2.2的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比3:1至5: 1一起加入第二搅拌机中，以700‑800r/min的速率搅拌30‑40min，得到锌改性水玻璃； S1.3：将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.5至1:3的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比2:1至3:1一起加入第三搅拌机中，以700‑800r/min的速率搅拌20‑30min，得到铜改性水玻璃； S1.4：将上述草酸改性水玻璃、锌改性水玻璃和铜改性水玻璃按质量比3:1:1至5:3:1搅拌混合，得到改性抑制剂； S2：磨矿并浮硫除杂将原矿进行磨矿，经过隔渣筛除杂后，再加入混合调整剂、上述改性抑制剂、丁基黄药、丁铵黑药和甲基异丁基甲醇进行浮硫，得到硫精矿、硫粗选尾矿和硫扫选尾矿； S3：合并尾矿并调整浓度将上述硫粗选尾矿和硫扫选尾矿合并，加入水调整浓度为40‑45%，得到除硫矿； S4：筛分重选联合抛废 S4.1：将上述除硫矿加入溢流器中，进行分级溢流，得到的溢流自流进入高频振动筛，进行振动筛分，筛下产品自流至浓密机中，筛上产品进入三头螺旋溜槽中，进行重选，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾砂； S4.2：将上述溜槽尾砂置于直线振动脱水筛中，进行脱水筛分，并将筛下矿浆与溜槽中矿合并，置于双叠层高频细筛，进行高频筛分，得到筛下中矿； S4.3：上述筛下中矿自流至螺旋溜槽精矿泵池，与溜槽精矿合并，于五叠层高频细筛，进行高频筛分，得到的筛下精矿与筛下产品一同自流至浓密机中，进行浓缩，得到抛废精矿浆； S5：加入改性抑制剂并浮选白钨矿将上述抛废精矿浆进行高温解吸，然后加入碳酸钠、上述改性抑制剂和改性脂肪酸皂捕收剂，分别进行粗选、精选和扫选，得到钨精矿和钨尾矿。 2.根据权利要求1所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，步骤S2的磨矿并浮硫除杂，具体包括如下步骤： S2.1：将原矿投入棒磨机中，进行磨矿分级，再运送进隔渣筛，除去杂质，得到除杂矿浆； S2.2：将上述除杂矿浆加入单槽浮选机中，再向单槽浮选机中加入900‑1000g/t混合调整剂、500‑600g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂、90‑110g/t丁基黄药、40‑50g/t丁铵黑药和 10‑20g/t甲基异丁基甲醇，粗选3‑5min，得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿； S2.3：向上述硫粗选精矿中加入30‑40g/t丁基黄药和20‑25g/t丁铵黑药，精选3‑5min，得到硫精矿和硫精选尾矿； S2.4：向上述硫精选尾矿中加入10‑20g/t丁基黄药和6‑10g/t丁铵黑药，扫选3‑5min，得到硫精矿和硫扫选尾矿。 3.根据权利要求1所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，步骤S5的加入改性抑制剂并浮选白钨矿，具体包括如下步骤： S5.1：将步骤S4.7得到的抛废精矿浆泵入浮选系统中，高温解吸，再向抛废精矿浆中加入碳酸钠、3000‑3200g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂和320‑350g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌8‑10min，进行粗选，得到钨粗选精矿和钨粗选尾矿； S5.2：向上述钨粗选精矿中加入260‑270g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂，搅拌1‑3min，进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中，一次精选尾矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选； S5.3：向上述一次精选精矿中加入130‑140g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂，搅拌1‑ 3min，进行二次精选，得到钨精矿和二次精选尾矿，其中，二次精选尾矿返回一次精选流程，与钨粗选精矿合并再次进行一次精选； S5.4：向上述钨粗选尾矿中加入80‑90g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌2‑4min，进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选； S5.5：向上述一次扫选尾矿中加入40‑50g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌1‑3min，进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回一次扫选流程，与钨粗选尾矿合并再次进行一次扫选； S5.6：向上述二次扫选尾矿中加入40‑50g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌1‑2min，进行三次扫选，得到三次扫选精矿和钨尾矿，其中，三次扫选精矿返回二次扫选流程，与一次扫选尾矿合并再次进行二次扫选。 4.根据权利要求2所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，混合调整剂由氢氧化钠溶液和过氧化氢溶液按摩尔比3:1至5:1混合配制而成。 5.根据权利要求2所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，除杂矿浆的浓度为45‑55%，其中，粒度为‑0.074mm的颗粒占45‑55%。 6.根据权利要求1所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，筛上产品的浓度为30‑36%。 7.根据权利要求1所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，振动脱水筛脱水后的尾砂含水量为15‑20%。 8.根据权利要求1所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，抛废精矿浆的浓度为50‑60%。 9.根据权利要求3所述的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，其特征在于，碳酸钠的加入量为1000‑1100g/t。
说明书全文	一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺技术领域 [0001] 本发明涉及矿物分选领域，具体涉及一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺。背景技术 [0002] 钨是一种具有高熔点的战略稀有金属资源，常温下不受空气侵蚀，化学性质比较稳定，广泛应用于冶金、军事、化工等高科技领域，因此，钨资源的合理开发利用极为重要，金属钨主要来源于钨矿物中，包括白钨矿和黑钨矿，其中，钨资源占比最高的白钨矿具有较好的天然可浮性，故可利用浮选回收。 [0003] 目前，白钨矿选别工艺流程通常采用加入碳酸钠消耗溶液中石膏溶解的钙离子，并加入水玻璃分散粘土矿物和抑制碳酸盐矿物，但是由于钨矿石中萤石和方解石等含钙脉石矿物的富集会增加白钨矿的浮选难度，此外，当矿石性质复杂时，使用单一水玻璃作为抑制剂难以将白钨矿与脉石高效分离，从而导致白钨矿的品位和回收率均较低，造成资源浪费。 [0004] 因此，需要提出一种能够提高白钨矿品位和回收率的白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，以充分利用资源、减少浪费。发明内容 [0005] 针对现有技术存在的不足，本发明的目的在于提供一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺。 [0006] 一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，包括如下步骤：S1：改性水玻璃并制备改性抑制剂分别用草酸、七水合硫酸锌和五水合硫酸铜对水玻璃进行改性，再搅拌混合，得到改性抑制剂，具体包括如下步骤： S1.1：将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.6至1:2.8的水玻璃与草酸按摩尔比为2:1至4:1一起加入第一搅拌机中，以500‑600r/min的速率搅拌1‑2h，得到草酸改性水玻璃； S1.2：将Na2O与SiO2摩尔比为1:1.8至1:2.2的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比3:1至5:1一起加入第二搅拌机中，以700‑800r/min的速率搅拌30‑40min，得到锌改性水玻璃； S1.3：将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.5至1:3的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比2:1至 3:1一起加入第三搅拌机中，以700‑800r/min的速率搅拌20‑30min，得到铜改性水玻璃； S1.4：将上述草酸改性水玻璃、锌改性水玻璃和铜改性水玻璃按质量比3:1:1至5: 3:1搅拌混合，得到改性抑制剂； S2：磨矿并浮硫除杂将原矿进行磨矿，经过隔渣筛除杂后，再加入混合调整剂、上述改性抑制剂、丁基黄药、丁铵黑药和甲基异丁基甲醇进行浮硫，得到硫精矿、硫粗选尾矿和硫扫选尾矿； S3：合并尾矿并调整浓度将上述硫粗选尾矿和硫扫选尾矿合并，加入水调整浓度为40‑45%，得到除硫矿； S4：筛分重选联合抛废将上述除硫矿进行分级溢流，再对溢流进行振动筛分并通过三头螺旋溜槽进行重选，然后再分别进行高频筛分，浓缩后，得到抛废精矿浆； S5：加入改性抑制剂并浮选白钨矿将上述抛废精矿浆进行高温解吸，然后加入碳酸钠、上述改性抑制剂和改性脂肪酸皂捕收剂，分别进行粗选、精选和扫选，得到钨精矿和钨尾矿。 [0007] 进一步地，步骤S2的磨矿并浮硫除杂，具体包括如下步骤：S2.1：将原矿投入棒磨机中，进行磨矿分级，再运送进隔渣筛，除去杂质，得到除杂矿浆； S2.2：将上述除杂矿浆加入单槽浮选机中，再向单槽浮选机中加入900‑1000g/t混合调整剂、500‑600g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂、90‑110g/t丁基黄药、40‑50g/t丁铵黑药和10‑20g/t甲基异丁基甲醇，粗选3‑5min，得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿； S2.3：向上述硫粗选精矿中加入30‑40g/t丁基黄药和20‑25g/t丁铵黑药，精选3‑ 5min，得到硫精矿和硫精选尾矿； S2.4：向上述硫精选尾矿中加入10‑20g/t丁基黄药和6‑10g/t丁铵黑药，扫选3‑ 5min，得到硫精矿和硫扫选尾矿。 [0008] 进一步地，步骤S4的筛分重选联合抛废，具体包括如下步骤：S4.1：将上述除硫矿加入溢流器中，进行分级溢流，得到的溢流自流进入高频振动筛，进行振动筛分，筛下产品自流至浓密机中，筛上产品进入三头螺旋溜槽中，进行重选，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾砂； S4.2：将上述溜槽尾砂置于直线振动脱水筛中，进行脱水筛分，并将筛下矿浆与溜槽中矿合并，置于双叠层高频细筛，进行高频筛分，得到筛下中矿； S4.3：上述筛下中矿自流至螺旋溜槽精矿泵池，与溜槽精矿合并，于五叠层高频细筛，进行高频筛分，得到的筛下精矿与筛下产品一同自流至浓密机中，进行浓缩，得到抛废精矿浆。 [0009] 进一步地，步骤S5的加入改性抑制剂并浮选白钨矿，具体包括如下步骤：S5.1：将步骤S4.7得到的抛废精矿浆泵入浮选系统中，高温解吸，再向抛废精矿浆中加入碳酸钠、3000‑3200g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂和320‑350g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌8‑10min，进行粗选，得到钨粗选精矿和钨粗选尾矿； S5.2：向上述钨粗选精矿中加入260‑270g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂，搅拌1‑ 3min，进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中，一次精选尾矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选； S5.3：向上述一次精选精矿中加入130‑140g/t步骤S1.4制得的改性抑制剂，搅拌 1‑3min，进行二次精选，得到钨精矿和二次精选尾矿，其中，二次精选尾矿返回一次精选流程，与钨粗选精矿合并再次进行一次精选； S5.4：向上述钨粗选尾矿中加入80‑90g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌2‑4min，进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选； S5.5：向上述一次扫选尾矿中加入40‑50g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌1‑3min，进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回一次扫选流程，与钨粗选尾矿合并再次进行一次扫选； S5.6：向上述二次扫选尾矿中加入40‑50g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌1‑2min，进行三次扫选，得到三次扫选精矿和钨尾矿，其中，三次扫选精矿返回二次扫选流程，与一次扫选尾矿合并再次进行二次扫选。 [0010] 进一步地，混合调整剂由氢氧化钠溶液和过氧化氢溶液按摩尔比3:1至5:1混合配制而成。 [0011] 进一步地，除杂矿浆的浓度为45‑55%，其中，粒度为‑0.074mm的颗粒占45‑55%。 [0012] 进一步地，筛上产品的浓度为30‑36%。 [0013] 进一步地，振动脱水筛脱水后的尾砂含水量为15‑20%。 [0014] 进一步地，抛废精矿浆的浓度为50‑60%。 [0015] 进一步地，碳酸钠的加入量为1000‑1100g/t。 [0016] 本发明与现有技术相比，至少具有如下有益效果：1、本发明通过将由Na2O与SiO2摩尔比为1:2.6至1:2.8的水玻璃与草酸按摩尔比为 2:1至4:1制成草酸酸化改性水玻璃，将Na2O与SiO2摩尔比为1:1.8至1:2.2的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比3:1至5:1制成硫酸锌改性水玻璃，将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.5至1:3的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比2:1至3:1制成硫酸铜改性水玻璃，再将三者按质量比3:1: 1至5:3:1混合配制成的改性抑制剂，具有最佳的抑制效果，从而最大程度地回收品位较高的钨精矿，减少钨精矿中的杂质。 [0017] 2、本发明由草酸酸化水玻璃、硫酸锌改性水玻璃和硫酸铜改性水玻璃改性配制成的改性抑制剂能够同时在萤石和方解石等脉石表面具备较强的吸附性，阻碍捕收剂在这些脉石表面的吸附，同时又能改变白钨矿表面的电势，促进捕收剂在白钨矿表面的吸附，从而能够实现矿石性质复杂的矿物与脉石间的高效分离，达到提高钨矿石品位的效果。 [0018] 3、本发明通过将浮硫后的除硫矿先通过溢流器分级，并利用高频振动筛进行筛分，再将筛上产品经过重选和一系列筛分流程进行抛废，除去除硫矿中的石榴石、石英和方解石等，从而提高钨矿石的品位和回收率。 [0019] 4、本发明通过将白钨矿原矿进行磨矿后，经过一粗一精一扫浮硫，除去原矿中的含硫杂质，再对除硫矿进行筛分重选抛废，然后将抛废后得到的抛废精矿浆进行一粗二精三扫浮钨，能够有效提高钨矿石的品位和回收率，减少资源浪费。 [0020] 5、本发明通过在抛废前先经过隔渣筛除杂以及一粗一精一扫浮硫，除去原矿中的硫矿石，防止其在抛废过程中随废物一起除去而浪费，以减少资源浪费，也能达到进一步提高钨矿石品位的效果。附图说明 [0021] 并入本文中并且构成说明书的部分的附图示出了本公开的实施例，并且与说明书一起进一步用来对本公开的原理进行解释，并且使相关领域技术人员能够实施和使用本公开。 [0022] 图1为本发明实施例所采用的白钨矿的筛分重选联合选矿工艺流程图。具体实施方式 [0023] 下面结合附图和具体实施例对本发明提供的一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺进行详细描述。 [0024] 实施例1一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，如图1所示，包括如下步骤： S1：改性水玻璃并制备改性抑制剂将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.6的水玻璃与草酸按摩尔比为2:1一起加入第一搅拌机中，以500r/min的速率搅拌1h，得到草酸改性水玻璃，备用，然后将Na2O与SiO2摩尔比为1: 1.8的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比3:1一起加入第二搅拌机中，以700r/min的速率搅拌 30min，得到锌改性水玻璃，备用，再将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.5的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比2:1一起加入第三搅拌机中，以700r/min的速率搅拌20min，得到铜改性水玻璃，备用，最后，将草酸改性水玻璃、锌改性水玻璃和铜改性水玻璃按质量比3:1:1搅拌混合，得到改性抑制剂； S2：磨矿并浮硫除杂将原矿投入棒磨机中，进行磨矿分级，再运送进隔渣筛，除去杂质，得到浓度为45%且粒度为‑0.074mm的颗粒占45%的除杂矿浆，然后将该除杂矿浆加入单槽浮选机中，再向单槽浮选机中加入900g/t混合调整剂、500g/t上述改性抑制剂、90g/t丁基黄药、40g/t丁铵黑药和10g/t甲基异丁基甲醇，粗选3min，得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿，再向硫粗选精矿中加入30g/t丁基黄药和20g/t丁铵黑药，精选3min，得到硫精矿和硫精选尾矿，随后，向硫精选尾矿中加入10g/t丁基黄药和6g/t丁铵黑药，扫选3min，得到硫精矿和硫扫选尾矿，其中，混合调整剂由氢氧化钠溶液和过氧化氢溶液按摩尔比3:1混合配制而成； S3：合并尾矿并调整浓度将上述硫粗选尾矿和硫扫选尾矿合并，加入水调整浓度为40%，得到除硫矿； S4：筛分重选联合抛废将上述除硫矿加入溢流器中，进行分级溢流，得到沉砂和溢流，其中，溢流自流进入高频振动筛，进行振动筛分，筛下产品自流至浓密机中，筛上产品浓度调节为30%后进入三头螺旋溜槽中，在三头螺旋溜槽中进行重选，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾砂，然后将该溜槽尾砂置于直线振动脱水筛中，进行脱水筛分，得第一尾砂和筛下矿浆，其中，第一尾砂脱水后的含水量为15%，再将筛下矿浆与上述溜槽中矿合并，并置于脱水筛双叠层高频细筛，进行高频筛分，得到第二尾矿和筛下中矿，其中，筛下中矿自流至螺旋溜槽精矿泵池，与上述溜槽精矿合并，再置于五叠层高频细筛，进行高频筛分，得到第三尾砂和筛下精矿，随后，筛下精矿由泵输送至高频细筛筛下管道，与上述筛下产品一同自流至浓密机中，进行浓缩，得到浓度为50%的抛废精矿浆； S5：加入改性抑制剂并浮选白钨矿将上述抛废精矿浆泵入浮选系统中，高温解吸，再向抛废精矿浆中加入1000g/t碳酸钠、3000g/t上述改性抑制剂和320g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌8min，进行粗选，得到钨粗选精矿和钨粗选尾矿，再向钨粗选精矿中加入260g/t改性抑制剂，搅拌1min，进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中，一次精选尾矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选，然后向一次精选精矿中加入130g/t改性抑制剂，搅拌1min，进行二次精选，得到钨精矿和二次精选尾矿，其中，二次精选尾矿返回一次精选流程，与钨粗选精矿合并再次进行一次精选，随后，向钨粗选尾矿中加入80g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌2min，进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选，然后向一次扫选尾矿中加入40g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌 1min，进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回一次扫选流程，与钨粗选尾矿合并再次进行一次扫选，最后，向二次扫选尾矿中加入40g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌1min，进行三次扫选，得到三次扫选精矿和钨尾矿，其中，三次扫选精矿返回二次扫选流程，与一次扫选尾矿合并再次进行二次扫选。 [0025] 然后，检测得到的钨精矿的品位和回收率，其结果如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 3.56 90.35 钨尾矿 0.036 9.65 [0026] 实施例2一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，如图1所示，包括如下步骤： S1：改性水玻璃并制备改性抑制剂将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.7的水玻璃与草酸按摩尔比为3:1一起加入第一搅拌机中，以500‑600r/min的速率搅拌1.5h，得到草酸改性水玻璃，备用，然后将Na2O与SiO2摩尔比为1:2的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比4:1一起加入第二搅拌机中，以750r/min的速率搅拌35min，得到锌改性水玻璃，备用，再将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.8的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比2.5:1一起加入第三搅拌机中，以750r/min的速率搅拌25min，得到铜改性水玻璃，备用，最后，将草酸改性水玻璃、锌改性水玻璃和铜改性水玻璃按质量比4:2:1搅拌混合，得到改性抑制剂； S2：磨矿并浮硫除杂将原矿投入棒磨机中，进行磨矿分级，再运送进隔渣筛，除去杂质，得到浓度为50%且粒度为‑0.074mm的颗粒占50%的除杂矿浆，然后将该除杂矿浆加入单槽浮选机中，再向单槽浮选机中加入950g/t混合调整剂、550g/t上述改性抑制剂、100g/t丁基黄药、45g/t丁铵黑药和15g/t甲基异丁基甲醇，粗选4min，得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿，再向硫粗选精矿中加入35g/t丁基黄药和22g/t丁铵黑药，精选4min，得到硫精矿和硫精选尾矿，随后，向硫精选尾矿中加入15g/t丁基黄药和8g/t丁铵黑药，扫选4min，得到硫精矿和硫扫选尾矿，其中，混合调整剂由氢氧化钠溶液和过氧化氢溶液按摩尔比4:1混合配制而成； S3：合并尾矿并调整浓度将上述硫粗选尾矿和硫扫选尾矿合并，加入水调整浓度为43%，得到除硫矿； S4：筛分重选联合抛废将上述除硫矿加入溢流器中，进行分级溢流，得到沉砂和溢流，其中，溢流自流进入高频振动筛，进行振动筛分，筛下产品自流至浓密机中，筛上产品浓度调节为33%后进入三头螺旋溜槽中，在三头螺旋溜槽中进行重选，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾砂，然后将该溜槽尾砂置于直线振动脱水筛中，进行脱水筛分，得第一尾砂和筛下矿浆，其中，第一尾砂脱水后的含水量为18%，再将筛下矿浆与上述溜槽中矿合并，并置于脱水筛双叠层高频细筛，进行高频筛分，得到第二尾矿和筛下中矿，其中，筛下中矿自流至螺旋溜槽精矿泵池，与上述溜槽精矿合并，再置于五叠层高频细筛，进行高频筛分，得到第三尾砂和筛下精矿，随后，筛下精矿由泵输送至高频细筛筛下管道，与上述筛下产品一同自流至浓密机中，进行浓缩，得到浓度为55%的抛废精矿浆； S5：加入改性抑制剂并浮选白钨矿将上述抛废精矿浆泵入浮选系统中，高温解吸，再向抛废精矿浆中加入1050g/t碳酸钠、3100g/t上述改性抑制剂和335g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌9min，进行粗选，得到钨粗选精矿和钨粗选尾矿，再向钨粗选精矿中加入265g/t改性抑制剂，搅拌2min，进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中，一次精选尾矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选，然后向一次精选精矿中加入135g/t改性抑制剂，搅拌2min，进行二次精选，得到钨精矿和二次精选尾矿，其中，二次精选尾矿返回一次精选流程，与钨粗选精矿合并再次进行一次精选，随后，向钨粗选尾矿中加入85g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌3min，进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选，然后向一次扫选尾矿中加入45g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌 2min，进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回一次扫选流程，与钨粗选尾矿合并再次进行一次扫选，最后，向二次扫选尾矿中加入45g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌1.5min，进行三次扫选，得到三次扫选精矿和钨尾矿，其中，三次扫选精矿返回二次扫选流程，与一次扫选尾矿合并再次进行二次扫选。 [0027] 然后，检测得到的钨精矿的品位和回收率，其结果如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 3.55 90.39 钨尾矿 0.035 9.61 [0028] 实施例3一种白钨矿的筛分重选联合选矿工艺，如图1所示，包括如下步骤： S1：改性水玻璃并制备改性抑制剂将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.8的水玻璃与草酸按摩尔比为4:1一起加入第一搅拌机中，以600r/min的速率搅拌2h，得到草酸改性水玻璃，备用，然后将Na2O与SiO2摩尔比为1: 2.2的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比5:1一起加入第二搅拌机中，以800r/min的速率搅拌 40min，得到锌改性水玻璃，备用，再将Na2O与SiO2摩尔比为1:3的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比3:1一起加入第三搅拌机中，以800r/min的速率搅拌30min，得到铜改性水玻璃，备用，最后，将草酸改性水玻璃、锌改性水玻璃和铜改性水玻璃按质量比5:3:1搅拌混合，得到改性抑制剂； S2：磨矿并浮硫除杂将原矿投入棒磨机中，进行磨矿分级，再运送进隔渣筛，除去杂质，得到浓度为55%且粒度为‑0.074mm的颗粒占55%的除杂矿浆，然后将该除杂矿浆加入单槽浮选机中，再向单槽浮选机中加入1000g/t混合调整剂、600g/t上述改性抑制剂、110g/t丁基黄药、50g/t丁铵黑药和20g/t甲基异丁基甲醇，粗选5min，得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿，再向硫粗选精矿中加入40g/t丁基黄药和25g/t丁铵黑药，精选5min，得到硫精矿和硫精选尾矿，随后，向硫精选尾矿中加入20g/t丁基黄药和10g/t丁铵黑药，扫选5min，得到硫精矿和硫扫选尾矿，其中，混合调整剂由氢氧化钠溶液和过氧化氢溶液按摩尔比5:1混合配制而成； S3：合并尾矿并调整浓度将上述硫粗选尾矿和硫扫选尾矿合并，加入水调整浓度为45%，得到除硫矿； S4：筛分重选联合抛废将上述除硫矿加入溢流器中，进行分级溢流，得到沉砂和溢流，其中，溢流自流进入高频振动筛，进行振动筛分，筛下产品自流至浓密机中，筛上产品浓度调节为36%后进入三头螺旋溜槽中，在三头螺旋溜槽中进行重选，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾砂，然后将该溜槽尾砂置于直线振动脱水筛中，进行脱水筛分，得第一尾砂和筛下矿浆，其中，第一尾砂脱水后的含水量为20%，再将筛下矿浆与上述溜槽中矿合并，并置于脱水筛双叠层高频细筛，进行高频筛分，得到第二尾矿和筛下中矿，其中，筛下中矿自流至螺旋溜槽精矿泵池，与上述溜槽精矿合并，再置于五叠层高频细筛，进行高频筛分，得到第三尾砂和筛下精矿，随后，筛下精矿由泵输送至高频细筛筛下管道，与上述筛下产品一同自流至浓密机中，进行浓缩，得到浓度为60%的抛废精矿浆； S5：加入改性抑制剂并浮选白钨矿将上述抛废精矿浆泵入浮选系统中，高温解吸，再向抛废精矿浆中加入1100g/t碳酸钠、3200g/t上述改性抑制剂和350g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌10min，进行粗选，得到钨粗选精矿和钨粗选尾矿，再向钨粗选精矿中加入270g/t改性抑制剂，搅拌3min，进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中，一次精选尾矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选，然后向一次精选精矿中加入140g/t改性抑制剂，搅拌3min，进行二次精选，得到钨精矿和二次精选尾矿，其中，二次精选尾矿返回一次精选流程，与钨粗选精矿合并再次进行一次精选，随后，向钨粗选尾矿中加入90g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌4min，进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回粗选流程，与抛废精矿浆合并再次进行粗选，然后向一次扫选尾矿中加入50g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌3min，进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回一次扫选流程，与钨粗选尾矿合并再次进行一次扫选，最后，向二次扫选尾矿中加入50g/t改性脂肪酸皂捕收剂，搅拌2min，进行三次扫选，得到三次扫选精矿和钨尾矿，其中，三次扫选精矿返回二次扫选流程，与一次扫选尾矿合并再次进行二次扫选。 [0029] 然后，检测得到的钨精矿的品位和回收率，其结果如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 3.58 90.35 钨尾矿 0.034 9.65 [0030] 实施例4将购买的纯度较高的白钨矿进行磨矿，制成矿浆，然后通过Zeta电位测试对白钨矿表面电势进行测试，得到其表面Zeta电位约为‑3.8V；向上述矿浆中加入实施例1中步骤S1制得的改性抑制剂，均匀混合后，再次通过Zeta电位测试对其表面电势进行测试，得到其表面Zeta电位约为‑1.6V。 [0031] 对比例1本对比例1与实施例1的区别在于，将步骤S1‑S4去除，并将步骤S5中的抛废精矿浆替换为等量的磨矿和隔渣筛除杂后的原矿，以及将步骤S5中的改性抑制剂替换为等量的水玻璃，其品位和回收率如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 0.757 68.85 钨尾矿 0.176 11.65 对比实施例1和对比例1的品位和回收率结果可知，通过将白钨矿原矿进行磨矿后，经过一粗一精一扫浮硫，除去原矿中的含硫杂质，再对除硫矿进行筛分重选抛废，然后将抛废后得到的抛废精矿浆进行一粗二精三扫浮钨，能够有效提高钨矿石的品位和回收率，减少资源浪费。 [0032] 对比例2本对比例2与实施例1的区别在于，将步骤S1中的用量情况替换为：Na2O与SiO2摩尔比为1:4的水玻璃与草酸按摩尔比为8:1制成草酸酸化改性水玻璃；Na2O与SiO2摩尔比为1:4的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比8:1制成硫酸锌改性水玻璃；Na2O与SiO2摩尔比为1:4的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比8:1制成硫酸铜改性水玻璃，再将三者按质量比2:7:1混合配制成的改性抑制剂，其品位和回收率如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 2.76 84.36 钨尾矿 0.132 15.64 [0033] 对比例3本对比例3与实施例1的区别在于，将步骤S1中的用量情况替换为：Na2O与SiO2摩尔比为1:2的水玻璃与草酸按摩尔比为1:1制成草酸酸化改性水玻璃；Na2O与SiO2摩尔比为1:1的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比2:1制成硫酸锌改性水玻璃；Na2O与SiO2摩尔比为1:2的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比1:1制成硫酸铜改性水玻璃，再将三者按质量比5:1:2混合配制成的改性抑制剂，其品位和回收率如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 2.97 86.53 钨尾矿 0.108 13.47 对比实施例1‑3和对比例2、对比例3的品位和回收率结果可知，通过将由Na2O与SiO2摩尔比为1:2.6至1:2.8的水玻璃与草酸按摩尔比为2:1至4:1制成草酸酸化改性水玻璃，将Na2O与SiO2摩尔比为1:1.8至1:2.2的水玻璃与七水合硫酸锌按摩尔比3:1至5:1制成硫酸锌改性水玻璃，将Na2O与SiO2摩尔比为1:2.5至1:3的水玻璃与五水合硫酸铜按摩尔比 2:1至3:1制成硫酸铜改性水玻璃，再将三者按质量比3:1:1至5:3:1混合配制成的改性抑制剂，具有最佳的抑制效果，从而最大程度地回收品位较高的钨精矿，减少钨精矿中的杂质。 [0034] 对比例4参照实施例4中的试验方法，将实施例4中的改性抑制剂替换为等量的水玻璃，得到加入水玻璃后，白钨矿表面Zeta电位约为‑3.6V。 [0035] 对比实施例1‑4和对比例1‑4的测试结果可知，由草酸酸化水玻璃、硫酸锌改性水玻璃和硫酸铜改性水玻璃改性配制成的改性抑制剂能够同时在萤石和方解石等脉石表面具备较强的吸附性，阻碍捕收剂在这些脉石表面的吸附，同时又能改变白钨矿表面的电势，促进捕收剂在白钨矿表面的吸附，从而能够实现矿石性质复杂的矿物与脉石间的高效分离，达到提高钨矿石品位的效果。 [0036] 对比例5本对比例5与实施例1的区别在于，将步骤S4去除，并将步骤S5中的抛废精矿浆替换为等量的除硫矿，其品位和回收率如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 2.85 78.18 钨尾矿 0.057 21.82 对比实施例1和对比例5的品位和回收率结果可知，过将浮硫后的除硫矿先通过溢流器分级，并利用高频振动筛进行筛分，再将筛上产品经过重选和一系列筛分流程进行抛废，除去除硫矿中的石榴石、石英和方解石等，从而提高钨矿石的品位和回收率。 [0037] 对比例6本对比例6与实施例1的区别在于，将步骤S2去除，并将步骤S3中的硫粗选尾矿和硫扫选尾矿替换为等量的经磨矿和隔渣筛除杂后的原矿，其品位和回收率如下表所示：产品名称 WO3品位（%） WO3回收率（%）钨精矿 3.37 90.87 钨尾矿 0.042 9.13 对比实施例1和对比例6的品位和回收率结果可知，通过在抛废前先经过隔渣筛除杂以及一粗一精一扫浮硫，除去原矿中的硫矿石，防止其在抛废过程中随废物一起除去而浪费，以减少资源浪费，也能达到进一步提高钨矿石品位的效果。 [0038] 上述实施例仅例示性说明本发明的原理及其功效，而非用于限制本发明。任何熟悉此技术的人士皆可在不违背本发明的精神及范畴下，对上述实施例进行修饰或改变。因此，举凡所属技术领域中具有通常知识者在未脱离本发明所揭示的精神与技术思想下所完成的一切等效修饰或改变，仍应由本发明的权利要求所涵盖。

意见反馈