CN101979145A

CN101979145A - 一种白钨矿与萤石分离的方法

Info

Publication number: CN101979145A
Application number: CN2010105178271A
Authority: CN
Inventors: 仇云华; 潘基泽; 李伟
Original assignee: Yunnan Tin Group (holding) Co Ltd
Current assignee: Yunnan Tin Group (holding) Co Ltd
Priority date: 2010-10-25
Filing date: 2010-10-25
Publication date: 2011-02-23

Abstract

本发明涉及一种白钨矿与萤石分离的方法，属于金属矿选矿技术领域。本方法步骤为，将含30～60wt％三氧化钨的钨次精矿配制成矿浆，采用摇床两段选别，一段摇床的中矿再进入二段摇床选别，产出含三氧化钨大于70wt％的特级白钨精矿产品；摇床选别的中尾矿集中浓缩至50～60wt％的浓度，添加水玻璃、TN在搅拌桶中搅拌均匀送入浮选；浮选矿浆稀释至20～30wt％，pH调至9～10，加入抑制剂KJ、捕收剂YY，产出含三氧化钨大于65wt％的白钨精矿，浮选尾矿进一步浮选得到含氟化钙大于85％的萤石粉矿。本发明选矿指标高、工艺简单、生产成本低、环境友好、可较好解决仲钨酸铵生产企业面临的原料含氟高带来的环保问题。

Description

一种白钨矿与萤石分离的方法

技术领域

本发明涉及一种白钨矿与萤石分离的方法，属于金属矿选矿技术领域。

背景技术

钨精矿是生产仲钨酸铵的主要原料。由于钨矿常与萤石等含钙矿物共生，因此，在钨矿石选矿过程中，其精矿产品常含有不同数量的萤石等含钙矿物。由于钨矿石选矿企业的技术水平差异及企业对经济利益的追求，市场上具有大量的含三氧化钨30％～60％、含氟化钙20％～55％的钨次精矿销售，仲钨酸铵生产企业购入原料后一般通过适当配矿后直接进入仲钨酸铵生产工序。

由于钨次精矿中含有大量萤石，在生产仲钨酸铵过程中，部份萤石中的氟离子进入到生产废水中，使生产废水含氟严重超标。对生产废水的治理大大增加了企业的生产成本，有的企业甚至因为无有效的治理措施而面临停产。

因此，在现有原料供应市场状况下，如何降低进入仲钨酸铵生产工序的原料含氟量，从源头上治理废水含氟超标是仲钨酸铵生产企业面临的现实问题。有的企业采用全浮选工艺降低萤石等含钙矿物的方法，该方法类似于白钨粗精矿加温精选，主要是将原料进行浓缩、加温、强搅拌，加浮选药剂，经过多次浮选作业将白钨矿浮出，实现白钨矿与萤石等含钙矿物分离。由于钨次精矿是采用浮选等工艺产出的产品，其表面残留药剂较多，这给脱药和浮选带来较大难度，且将会消耗大量的水玻璃及抑制剂、捕收剂等药剂；另一方面，全量浮选能耗较高，使选矿成本增高；且药剂对环境有一定影响。该方法有待进一步改进。

发明内容

本发明的目的是提供一种白钨矿与萤石分离的方法，可得到特级白钨精矿产品和萤石粉矿产品，具有选矿指标高、工艺简单、生产成本低、环境友好、有效利用有限的资源、应用和推广前景广阔的优点，该发明可以解决仲钨酸铵生产企业面临的原料含氟高带来的环保问题。

解决本发明的技术问题是按以下技术方案实现的：将含30～60wt％三氧化钨的钨次精矿配制成矿浆，采用摇床两段选别，一段摇床的中矿再进入二段摇床选别，产出含三氧化钨大于70wt％的特级白钨精矿产品；摇床选别的中尾矿集中浓缩至50～60wt％的浓度，添加水玻璃、TN在搅拌桶中搅拌均匀送入浮选；浮选矿浆稀释至20～30wt％，PH调至9～10，加入抑制剂KJ、捕收剂YY，产出含三氧化钨大于65wt％的特级白钨精矿，浮选尾矿进一步浮选得到含氟化钙大于85％的萤石粉矿。

所述钨次精矿配制的矿浆浓度为20～25wt％，对矿浆两段选别的摇床为刻槽摇床(如云锡公司使用的，专利申请号86206078)。

所述的摇床选别后的中尾矿按每吨矿加入水玻璃10～150公斤、TN 5～20公斤在搅拌桶中加温搅拌，矿浆温度为85～95℃，搅拌时间0.5～2小时。

搅拌后进入浮选的矿浆按每吨矿加入抑制剂KJ 100～1000克，加入捕收剂YY 100～1000克，经过1次粗选、2次扫选、1～2次精选；浮选尾矿经1次粗选、1次扫选、3次精选得到萤石粉矿。

本发明的有益效果是：(1)采用重选与浮选联合的工艺流程大大降低了钨次精矿中萤石含量，使进入仲钨酸铵生产工序的钨精矿含氟化钙由20％～55％降到小于3％，减少了萤石中的氟离子对仲钨酸铵生产工序的影响，降低了仲钨酸铵生产过程中产生的废水的含氟量，减少了废水对环境的影响，解决了仲钨酸铵生产企业面临的原料含氟高带来的环保问题；(2)通过重——浮选别工艺，获得含三氧化钨大于70％的特级白钨精矿和65％的白钨精矿，提高了进入仲钨酸铵工序的原料品级，对提高产能，降低作业成本有较大的作用；(3)浮选分离出的萤石含氟化钙大于85％，可以作为产品回收，增加了企业的效益；(4)该选矿工艺较全量浮选流程简单，进入浮选作业的矿量仅为全量浮选的50％～60％，全流程能耗低、生产成本低，药剂消耗少，对环境影响小，有效利用矿产资源，具有良好的应用和推广前景。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例1：

原料含WO₃46.96％、Ca23.30％、F12.53％，经过两段摇床选别，产出含WO₃71.70％、F1.29％的特级白钨精矿，钨的回收率80.5％，氟的脱除率95.02％；摇床中尾矿按每吨原料加入水玻璃100公斤、TN 10公斤，经浓缩、加温、搅拌1小时，稀释至质量百分浓度25％，调整矿浆PH至9，按每吨原料加入抑制剂KJ 500克，加入捕收剂YY 500克，经过一次粗选、二次扫选、一次精选，产出含WO₃65.5％的白钨精矿，浮选尾矿进一步浮选产出含CaF₂85.09％的萤石粉矿产品。全流程钨回收率达95.78％，白钨精矿氟的脱除率90.30％。

实施例2：

原料含WO₃48.79％、Ca22.76％、F12.04％，经过两段摇床选别，产出含WO₃72.68％、F1.23％的特级白钨精矿，钨的回收率82.0％，氟的脱除率96.45％；摇床中尾矿按每吨原料加入水玻璃90公斤、TN 8公斤，经浓缩、加温、搅拌1小时，稀释至质量百分浓度25％，调整矿浆PH至10，按每吨原料加入抑制剂KJ 400克，加入捕收剂YY 400克，经过一次粗选、二次扫选、一次精选，产出含WO₃66.64％的白钨精矿，浮选尾矿进一步浮选产出含CaF₂86.32％的萤石粉矿产品。全流程钨回收率达96.34％，白钨精矿氟的脱除率91.55％。

实施例3：

原料含WO₃34.13％、Ca25.97％、F25.53％，经过两段摇床选别，产出含WO₃70.36％、F1.62％的特级白钨精矿，钨的回收率81.78％，氟的脱除率93.34％；摇床中尾矿按每吨原料加入水玻璃120公斤、TN12公斤，经浓缩、加温、搅拌1小时，稀释至质量百分浓度25％，调整矿浆PH至9.5，按每吨原料加入抑制剂KJ800克，加入捕收剂YY 300克，经过一次粗选、二次扫选、二次精选，产出含WO₃65.54％的白钨精矿，浮选尾矿进一步浮选产出含CaF₂88.54％的萤石粉矿产品。全流程钨回收率达94.33％，白钨精矿氟的脱除率89.76％。

Claims

1.一种白钨矿与萤石分离的方法，其特征是：将含30～60wt％三氧化钨的钨次精矿配制成矿浆，采用摇床两段选别，一段摇床的中矿再进入二段摇床选别，产出含三氧化钨大于70wt％的特级白钨精矿产品；摇床选别的中尾矿集中浓缩至50～60wt％的浓度，添加水玻璃、TN在搅拌桶中搅拌均匀送入浮选；浮选矿浆稀释至20～30wt％，PH调至9～10，加入抑制剂KJ、捕收剂YY，产出含三氧化钨大于65wt％的白钨精矿，浮选尾矿进一步浮选得到含氟化钙大于85％的萤石粉矿。

2.按权利要求1所述的白钨矿与萤石分离的方法，其特征是：钨次精矿配制的矿浆浓度为20～25wt％，对矿浆两段选别的摇床为刻槽摇床。

3.按权利要求1所述的白钨矿与萤石分离的方法，其特征是：摇床选别后的中尾矿按每吨矿加入水玻璃10～150公斤、TN 5～20公斤在搅拌桶中加温搅拌，矿浆温度为85～95℃，搅拌时间0.5～2小时。

4.按权利要求1所述的白钨矿与萤石分离的方法，其特征是：搅拌后进入浮选的矿浆按每吨矿加入抑制剂KJ 100～1000克，加入捕收剂YY 100～1000克，经过1次粗选、2次扫选、1～2次精选；浮选尾矿经1次粗选、1次扫选、3次精选得到萤石粉矿。