CN103611633B - 一种处理含钨褐铁矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种处理含钨褐铁矿的方法，该方法是先将含钨褐铁矿进行浮选脱除含硅矿物，得到含钨褐铁精矿；所得含钨褐铁精矿与焦炭及还原焙烧强化剂混合后，进行还原焙烧，还原焙烧所得产物经研磨后进行中性浸出，得到钨酸盐溶液和浸出渣；所得浸出渣采用磁场进行磁选分离，得到铁精矿和有价金属尾矿；该方法使用的设备简单，流程短，操作简便，经济可靠，且实现了低品位含钨褐铁矿中有价元素的高效富集和选择性分离，有效提高含钨褐铁矿资源综合利用效率。
Description
技术领域
本发明涉及一种处理含钨褐铁矿的方法，具体涉及一种高效提取含钨褐铁矿中钨元素，同时综合回收铁、锰、铜、铋、钴等有价金属元素的新方法，属于资源综合利用领域。
背景技术
我国钨矿资源丰富在世界上长期保持优势地位，目前是世界最大的钨生产国、消费国和供应国。国外主要开发白钨矿，中国长期以来主要开采黑钨矿资源，黑钨矿矿床多为急倾斜薄矿脉，具有质量好、易采、易选的优势，且相对集中于华南地区，便于开发利用。但经过上百年的开采，黑钨矿资源日渐减少、入选品位逐年下降。随着白钨矿、混合矿选矿技术的发展，中国逐步展开了对白钨矿及混合矿资源的开发利用，极大促进了我国钨产业的发展。然而对于次生钨矿物的开发利用尚处于空白，比如由于地质构造动力作用和风化作用使白钨矿和黑钨矿氧化形成的钨华、铁钨华和含钨褐铁矿、含钨褐锰矿等。
对于含钨褐铁矿常规选矿方法（重选、磁选、浮选）均难达到选别效果，难以实现有价资源的综合回收利用。含钨褐铁矿粒度分析结果表明矿石风化严重，极易破碎，在各粒级中基本上均匀分布；含钨褐铁矿钨物相结果显示：钨主要以含钨褐铁矿形式存在，同时含有少量钨华、白钨矿、黑钨矿；科学研究发现含钨褐铁矿在形成过程中，大量氢氧化铁胶体吸附了风化矿溶液中的钨酸根负离子，经脱水干燥后形成形态不一，呈鲕状、肾状及皮壳状、薄膜状产出的含钨褐铁矿。因此采用物理选矿方法难以回收这部分钨，只有通过物理选矿方法富集褐铁矿，再采用水冶法从褐铁矿中提取钨。
随着黑钨矿、白钨矿等易选钨资源的枯竭，以含钨褐铁矿为代表的含钨次生矿资源将取代其成为重要的钨资源，因此，有针对性的开发一种对含钨褐铁矿等钨资源综合利用行之有效的新方法，使环境效益、经济效益和社会效益相统一，对于我国钨产业的发展、国民经济的发展具有重要的现实意义。
发明内容
本发明针对现有技术中含钨褐铁矿常规选矿方法（重选、磁选、浮选）均难达到选别效果，不能实现有价资源的综合回收利用，目的是在于提供一种流程简单，操作简便，经济实用，且能有效实现低品位含钨褐铁矿中有价元素的高效富集和选择性分离的方法，该方法能有效提高含钨褐铁矿资源的综合利用效率。
本发明提供了一种处理含钨褐铁矿的方法，该方法是先将含钨褐铁矿进行浮选脱除含硅矿物，得到含钨褐铁精矿；所得含钨褐铁精矿与焦炭按质量比3～5:1混合，再加入含钨褐铁精矿和焦炭总质量10～20%的还原焙烧强化剂后，置于800～900℃环境中，还原焙烧30～60min；还原焙烧所得产物经研磨后进行中性浸出，得到钨酸盐溶液和浸出渣，浸出渣采用磁场进行磁选分离，得到铁精矿和有价金属尾矿；所述的还原焙烧强化剂为氧化钙、方解石、氢氧化钠、硝酸钾、硫酸钾、过氧化钠、过氧化钾、碳酸钠、碳酸氢钠、硝酸钠、硫酸钠、亚硫酸钠、腐殖酸钠、羧甲基纤维素钠中的一种或几种。
所述的浮选是在含钨褐铁矿中加入褐铁矿抑制剂后，调节pH为4～6，采用捕收剂进行含硅矿物的浮选分离；所述的含硅矿物主要为石英及硅酸盐矿物。
所述的褐铁矿抑制剂为腐植酸钠（用量为200～800g/t含钨褐铁矿）、羧甲基纤维素钠（用量为50～200g/t含钨褐铁矿）、苛性淀粉（用量为200～800g/t含钨褐铁矿）中的一种或几种，同时选用几种褐铁矿抑制剂时用量按一定比例适当调配。
所述的捕收剂为十二胺、季铵盐、季鏻盐中的一种或几种；所述捕收剂的用量为50～200g/t含钨褐铁矿。
所述的研磨直到-0.074mm（通过200目筛以下的物料）颗粒含量不少于70%。
所述的中性浸出是在40～50℃，浸出15～30min，其中，固液体积比为1:5～8。
所述的磁场强度为300～500GS。
所述的铁精矿含铁率不低于60%。
所述的有价金属尾矿为主要含锰、铜、锌、铋、钴在内的混合矿物。
所述的含钨褐铁矿含钨0.5～10wt%，含铁20～45wt%。
本发明的处理含钨褐铁矿的方法，包括以下步骤：
第一步：浮选脱硅
以十二胺、季铵盐、季鏻盐中的一种或几种作捕收剂（用量为50～200g/t含钨褐铁矿），用硫酸或盐酸调整pH为4～6，以腐植酸钠（用量为200～800g/t含钨褐铁矿）、羧甲基纤维素钠（用量为50～200g/t含钨褐铁矿）、苛性淀粉（用量为200～800g/t含钨褐铁矿）中的一种或几种作褐铁矿抑制剂，进行浮选脱除含硅矿物；
第二步：强化还原焙烧
将第一步脱硅后的含钨褐铁矿精矿与焦炭按质量比3～5:1混合均匀，再加入含钨褐铁矿精矿和焦炭质量混合物总质量10～20%的还原焙烧强化剂（包括氧化钙、方解石、氢氧化钠、硝酸钾、硫酸钾、过氧化钠、过氧化钾、碳酸钠、碳酸氢钠、硝酸钠、硫酸钠、亚硫酸钠、腐殖酸钠、羧甲基纤维素钠等中的一种或几种），进一步混合均匀；将所得混合物至于温度为800～900℃的焙烧炉（回转窑、竖炉、沸腾炉或马弗炉）中还原焙烧30～60min；
第三步：中性浸出
将第二步焙烧所得的产物经磨机研磨至-0.074mm颗粒占70%以上，按固液体积比1:5～8的进行中性浸出（浸出温度40～50℃，浸出时间15～30min），固液分离，所得液体即为钨酸盐溶液，固体为浸出渣；
第四步：磁选分离
将第三步所得浸出渣在300～500GS磁场中进行磁选分离，所得精矿为铁精矿（含铁率不低于60%），所得尾矿为富含锰、铜、锌、铋、钴等有价元素的混合产品。
本发明的有益效果是：本发明方法是将浮选脱硅、还原磁化焙烧、中性浸出、磁选分离四步工艺完美结合，是针对低品位的含钨褐铁矿专门设计出一种选矿分离方法，能将低品位的含钨褐铁矿有效分离出钨、铁等精矿，大大提高了含钨褐铁矿资源综合利用效率。本发明方法先采用反浮选技术将含钨褐铁矿中的硅酸盐矿物完全或大部分脱除，大大降低了下一步焙烧过程中焙烧强化剂消耗量，提高了磁选过程中有价金属尾矿的品位；脱硅后的含钨褐铁矿精矿在还原焙烧强化剂的辅助下，在一定温度下焙烧一段时间，使得风化白钨矿、黑钨矿以及以晶格取代形式存在于褐铁矿中的钨元素转变为可溶钨酸盐，且弱磁性的褐铁矿转变为强磁性磁铁矿，同时，焙烧产物可以在中性液中浸出获得富含钨元素的钨酸盐溶液，滤渣可以通过弱磁选获得含铁率不低于60%的铁精矿，锰、铜、铋、钴等有价元素富集在非磁性产品中，实现了含钨褐铁矿中有价元素的高效富集及选择性分离。此外，本发明方法采用的设备、流程、操作简单，经济可靠，有利于工业化生产。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步说明本发明，而不是限制本发明的保护范围。
实施例1
利用本工艺方法处理含铁41wt%、含钨1.8wt%的含钨褐铁矿。以十二胺作捕收剂（100g/t），以稀硫酸调整pH4.5,以腐植酸钠（500g/t）作抑制剂，进行浮选脱硅，将含钨褐铁矿浮选精矿与焦炭按5:1的质量比例混合，还原焙烧强化剂亚硫酸钠的用量为含钨褐铁矿浮选精矿与焦炭混合物质量的20%，焙烧温度850℃，焙烧时间为45min，将焙烧所得的产品经磨机研磨至-0.074mm颗粒占70%，按固液体积比1：5的比例进行中性浸出，浸出温度50℃，浸出时间30min，所得液体即为钨酸盐溶液，浸出渣在400GS磁场中进行磁选分离，所得精矿为铁精矿，所得尾矿为富含锰、铜、锌、铋、钴等有价元素的混合产品（实验结果如表1）。
表1含钨褐铁矿分离试验结果（焙烧温度850℃）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 1.8 | 41 | 0.1 | 0.4 | 0.2 | 4.5 |
| 浮选尾矿(%) | 0.12 | 15.75 | 0.01 | 0.07 | 0.18 | |
| 磁选精矿(%) | 0.02 | 61 | 0.01 | 0.02 | 0.03 | 0.21 |
| 磁选尾矿(%) | 0.07 | 21 | 0.01 | 0.81 | 0.37 | 7.89 |
| 浸出液(g/L) | 3.68 | 0.19 | 0.23 | - | - | - |
实施例2
利用本工艺方法处理含铁32wt%、含钨3.1wt%的含钨褐铁矿。以十二胺作捕收剂（80g/t），以稀硫酸调整pH5.0，以苛性淀粉（500g/t）作抑制剂，进行浮选脱硅，将含钨褐铁矿浮选精矿与焦炭按5:1的质量比例混合，还原焙烧强化剂硝酸钠的用量为含钨褐铁矿浮选精矿与焦炭混合物质量的20%，焙烧温度900℃，焙烧时间为30min，将焙烧所得的产品经磨机研磨至-0.074mm颗粒占70%，按固液体积比1：5的比例进行中性浸出，浸出温度50℃，浸出时间30min，所得液体即为钨酸盐溶液，浸出渣在300GS磁场中进行磁选分离，所得精矿为铁精矿，所得尾矿为富含锰、铜、锌、铋、钴等有价元素的混合产品（实验结果如表2）。
表2含钨褐铁矿分离试验结果（焙烧温度900℃）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 3.1 | 32 | 0.1 | 0.38 | 0.4 | 4.21 |
| 浮选尾矿(%) | 0.17 | 14.63 | 0.01 | 0.10 | 0.21 | |
| 磁选精矿(%) | 0.02 | 60.11 | 0.01 | 0.03 | 0.01 | 0.31 |
| 磁选尾矿(%) | 0.06 | 18 | 0.O1 | 0.61 | 0.72 | 7.23 |
| 浸出液(g/L) | 6.35 | 0.12 | 0.21 | - | - | - |
实施例3
利用本工艺方法处理含铁21wt%、含钨6.34wt%的含钨褐铁矿。以十二胺作捕收剂（200g/t），以稀硫酸调整pH5.0,以羧甲基纤维素钠（200g/t）作抑制剂，进行浮选脱硅，将含钨褐铁矿浮选精矿与焦炭按5:1的质量比例混合，还原焙烧强化剂碳酸氢钠的用量为含钨褐铁矿浮选精矿与焦炭混合物质量的20%，焙烧温度900℃，焙烧时间为30min，将焙烧所得的产品经磨机研磨至-0.074mm颗粒占70%，按固液体积比1：5的比例进行中性浸出，浸出温度50℃，浸出时间30min，所得液体即为钨酸盐溶液，浸出渣在500GS磁场中进行磁选分离，所得精矿为铁精矿，所得尾矿为富含锰、铜、锌、铋、钴等有价元素的混合产品（实验结果如表3）。
表3含钨褐铁矿分离试验结果（焙烧温度900℃）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 6.34 | 21 | 0.23 | 0.27 | 0.61 | 2.34 |
| 浮选尾矿(%) | 0.15 | 11.58 | 0.01 | 0,08 | 0.14 | |
| 磁选精矿(%) | 0.02 | 61.22 | 0.02 | 0.02 | 0.03 | 0.17 |
| 磁选尾矿(%) | 0.05 | 13 | 0.O1 | 0.51 | 1.17 | 4.09 |
| 浸出液(g/L) | 11.87 | 0.31 | 0.49 | - | - | - |
对比实施例1
实验过程如实施例1，只是焙烧温度替换成450℃（实验结果如表4）。
表4含钨褐铁矿分离试验结果（焙烧温度450℃）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 1.8 | 41 | 0.1 | 0.4 | 0.2 | 4.5 |
| 浮选尾矿(%) | 0.12 | 15.75 | 0.01 | 0.07 | 0.18 | |
| 磁选精矿(%) | 1.56 | 45 | 0.1 | 0.36 | 0.20 | 4.44 |
| 磁选尾矿(%) | 1.77 | 36 | 0.1 | 0.43 | 0.21 | 4.63 |
| 浸出液(g/L) | 0.11 | 0.19 | 0.07 | - | - | - |
对比实施例2
实验过程如实施例1，焙烧过程中未加入焙烧强化剂（实验结果如表5）.
表5含钨褐铁矿分离试验结果（未加焙烧强化剂）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 1.8 | 41 | 0.1 | 0.4 | 0.2 | 4.5 |
| 浮选尾矿(%) | 0.12 | 15.75 | 0.01 | 0.07 | 0.18 | |
| 磁选精矿(%) | 1.76 | 44.96 | 0.1 | 0.46 | 0.20 | 4.47 |
| 磁选尾矿(%) | 1.79 | 35 | 0.1 | 0.41 | 0.20 | 4.35 |
| 浸出液(g/L) | 0.08 | 0.13 | 0.07 | - | - | - |
对比实施例3
实验过程如实施例2，只是焙烧温度替换成450℃（实验结果如表6）。
表6含钨褐铁矿分离试验结果（焙烧温度450℃）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 3.1 | 32 | 0.1 | 0.38 | 0.4 | 4.21 |
| 浮选尾矿(%) | 0.17 | 14.63 | 0.01 | 0.10 | 0.21 | |
| 磁选精矿(%) | 3.11 | 41.36 | 0.1 | 0.36 | 0.36 | 4.56 |
| 磁选尾矿(%) | 3.13 | 30 | 0.1 | 0.36 | 0.51 | 4.83 |
| 浸出液(g/L) | 0.09 | 0.12 | 0.06 | - | - | - |
对比实施例4
实验过程如实施例2，焙烧过程中未加入焙烧强化剂（实验结果如表7）
表7含钨褐铁矿分离试验结果（未加焙烧强化剂）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 3.1 | 32 | 0.1 | 0.38 | 0.4 | 4.21 |
| 浮选尾矿(%) | 0.17 | 14.63 | 0.01 | 0.10 | 0.21 | |
| 磁选精矿(%) | 3.17 | 41.28 | 0.1 | 0.31 | 0.46 | 4.56 |
| 磁选尾矿(%) | 3.10 | 31 | 0.1 | 0.37 | 0.41 | 4.13 |
| 浸出液(g/L) | 0.04 | 0.22 | - | - | - | - |
对比实施例5
实验过程如实施例3，只是焙烧温度替换成450℃（实验结果如表8）。
表8含钨褐铁矿分离试验结果（焙烧温度450℃）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 6.34 | 21 | 0.23 | 0.27 | 0.61 | 2.34 |
| 浮选尾矿(%) | 0.15 | 11.58 | 0.01 | 0.08 | 0.14 | |
| 磁选精矿(%) | 6.55 | 38.89 | 0.23 | 0.29 | 0.66 | 2.57 |
| 磁选尾矿(%) | 6.32 | 16 | 0.21 | 0.23 | 0.57 | 2.38 |
| 浸出液(g/L) | 0.07 | 0.21 | 0.07 | - | - | - |
对比实施例6
实验过程如实施例3，焙烧过程中未加入焙烧强化剂（实验结果如表9）
表9含钨褐铁矿分离试验结果（未加焙烧强化剂）
| 产品 | W | Fe | Mo | Cu | Bi | Mn |
| 原矿(%) | 6.34 | 21 | 0.23 | 0.27 | 0.61 | 2.34 |
| 浮选尾矿(%) | 0.15 | 11.58 | 0.01 | 0.08 | 0.14 | |
| 磁选精矿(%) | 6.51 | 37.34 | 0.27 | 0.29 | 0.66 | 2.47 |
| 磁选尾矿(%) | 6.37 | 17.55 | 0.21 | 0.29 | 0.59 | 2.38 |
| 浸出液(g/L) | 0.07 | 0.11 | 0.07 | - | - | - |
Claims (8)
1.一种处理含钨褐铁矿的方法，其特征在于，先将含钨褐铁矿进行浮选脱除含硅矿物，得到含钨褐铁精矿；所得含钨褐铁精矿与焦炭按质量比3～5:1混合，再加入含钨褐铁精矿和焦炭总质量10～20％的还原焙烧强化剂后，置于800～900℃环境中，还原焙烧30～60min；还原焙烧所得产物经研磨后进行中性浸出，得到钨酸盐溶液和浸出渣，浸出渣采用磁场进行磁选分离，得到铁精矿和有价金属尾矿；所述的还原焙烧强化剂为氧化钙、方解石、氢氧化钠、硝酸钾、硫酸钾、过氧化钠、过氧化钾、碳酸钠、碳酸氢钠、硝酸钠、硫酸钠、亚硫酸钠、腐殖酸钠、羧甲基纤维素钠中的一种或几种。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的浮选是在含钨褐铁矿中加入褐铁矿抑制剂后，调节pH为4～6，采用捕收剂进行含硅矿物的浮选分离。
3.如权利要求2所述的方法，其特征在于，所述的褐铁矿抑制剂为腐植酸钠、羧甲基纤维素钠、苛性淀粉中的一种或几种。
4.如权利要求2所述的方法，其特征在于，所述的捕收剂为十二胺、季铵盐、季鏻盐中的一种或几种。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的研磨直到-0.074mm颗粒含量不少于70％。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的中性浸出是在40～50℃，浸出15～30min，其中，固液体积比为1:5～8。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的磁场强度为300～500GS。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的有价金属尾矿为主要含锰、铜、锌、铋和钴在内的混合矿物。
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