CN103801450B - 一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种从极低品位含钨尾矿回收钨的工艺，属于用湿法从矿石或精矿中提取金属化合物组的技术领域。回收钨的工艺包括缓冲池分级、绒布溜槽粗选、摇床粗选、蒙古包精选和摇床扫选工序。配套选用缓冲池2个、绒布溜槽10～15条、蒙古包2～4个、摇床10～15台。所处理的极低品位含钨尾矿中W0₃的质量百分含量为0.04～0.08%。通过对尾矿中低品位钨的回收，可获得很好的品位和回收率，即可增加选厂的经济效益，又可实现资源的综合利用。

Description

一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺

技术领域

本发明涉及一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺，特别是适合于对低品位含钨尾矿回收钨的方法。

背景技术

随着矿山的不断开发，矿山尾矿也越来越多成为困扰企业和国家的难题。尾矿中含有大量的重金属钨、钼、铋等，不仅会污染土壤，影响植物正常生长并对水体产生影响，破坏生态系统，而且还造成了资源的大量流失。

众所周知，稀有金属是国家的重要战略资源，而钨是典型的稀有金属，具有极为重要的用途，是一种战略金属。它是当代高科技新材料的重要组成部分，电子光学材料、特殊合金、新型功能材料及有机金属化合物等均需要用到钨。钨用量虽说不大，但至关重要，缺它不可。从环境保护和资源综合利用的角度考虑，对从含极低品位钨尾矿进行钨回收都是十分有必要的。

选矿研究工作者采取了多种工艺从含钨尾矿回收钨。卢友中等针对W0₃0.39%的黑白钨尾矿，采用浮选-钨粗精矿直接碱分解选冶联合艺从钨尾矿及细泥中回收钨，得到含W0₃l8％钨精矿，回收率82.6％。黄光耀等开发了微泡浮选柱，利用微泡技术从含W0₃0.39%的白钨矿浮选尾矿中回收微细粒白钨矿，获得W0₃24.52％钨精矿，回收率43.41％，水析试验表明5～38μm粒级内的回收率达65％。周晓彤等采用高梯度磁选从白钨矿浮选尾矿中回收黑钨矿，经一次粗选、一次扫选、强磁选后表明，对含W0₃0.20％的强磁给矿，可获得W0₃0.43％的黑钨矿强磁精矿，钨回收率达到73.26％。周源等针对含W0₃0.21%的铜锌硫浮选尾矿，采用油酸和731氧化石蜡皂组合捕收剂在常温条件下进行浮选回收白钨，小型闭路试验获得了白钨精矿钨品位66.12％、钨回收率81.03％。李平等通过对江西省l3个钨矿选厂的尾矿进行综合利用选矿试验研究，采用浮选-重选和浮选-磁选-重选联合流程，可选得钨粗精矿平均含WO₃20％以上，回收率17％～37％的小型试验指标。

综上所述，现有从含钨尾矿中回收钨的文献报道，其尾矿WO₃的质量百分含量均在0.2%以上，相对而言属于含钨较高的含钨尾矿，且采用湿法浸出、浮选等方法选别含钨矿物，不仅需要磨矿，添加药剂，成本高，而且造成了环境污染；采用磁选方法回收黑钨矿，需要消耗电能，成本相对而言也较高。本发明是采用分级、摇床、绒布溜槽、蒙古包等重选工序，通过工艺流程的设计与设备的组合，针对极低品位的含钨尾矿中回收钨，尾矿中WO₃的质量百分含量约为0.04～0.08%，主要与石英、长石、白云母等脉石矿物密切复杂共生；含钨矿物嵌布粒度粗细不均匀，主要粒度范围从0.01至1.0mm不等，粒度范围宽。含钨矿物主要有以下嵌布形式：①一般呈板状嵌布于石英脉中或石英晶洞中；②呈微细粒状浸染分布或零星嵌布于脉石中或充填于白云母片理间或充填于黄铁矿碎缝隙中；小于0.04mm的含钨矿物占10-20%。因此，这种极低品位的含钨尾矿在选别过程中富集比（精矿与尾矿中WO₃含量的比值）的提高难度大，其次含钨矿物与脉石矿物粗细嵌布不均，含钨矿物单体解离度不同，需要采用不同选别设备和工艺来分选不同粒级的尾矿，这些均此类型含钨尾矿的选别工艺技术难度加大，回收成本增加。

发明内容

本发明的目的是提供一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺，属于用湿法从矿石或精矿中提取金属化合物组的技术领域。

本发明一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺，其特征在于包括缓冲池分级、绒布溜槽粗选、摇床粗选、蒙古包精选和摇床扫选工序；配套选用缓冲池2个、绒布溜槽10～15条、蒙古包2～4个、摇床10～15台；所处理的极低品位含钨尾矿中W0₃的质量百分含量为0.04～0.08%。

具体步骤如下：

（1）将极低品位含钨尾矿输送到缓冲池一中，含钨尾矿的矿浆质量百分浓度调配在15～25%；根据尾矿的粒度和密度判断出其沉降距离，分别在缓冲池一的上部和底部接两个管道，以0.15mm为界分成两个粒级,分别回收目的矿物。

（2）粒级大于0.15mm的含钨尾矿从底部管道流出进入摇床粗选工序，摇床粗选的精矿为最终钨精矿,摇床粗选的尾矿自流到绒布溜槽进行粗选,摇床粗选的中矿进入摇床扫选工序；摇床扫选的精矿即为最终钨精矿，摇床扫选的中矿自流到绒布溜槽进行粗选，摇床扫选的尾矿即为最终尾矿。

（3）粒级小于0.15mm的含钨尾矿从缓冲池一上部管道流出进入绒布溜槽粗选工序，绒布溜槽粗选的尾矿即为最终尾矿，绒布溜槽粗选的精矿进入缓冲池二；当缓冲池二中的矿浆达到一定量后，再开启蒙古包进行选矿，蒙古包精选的精矿为最终钨精矿，蒙古包精选的尾矿进入摇床扫选；摇床扫选的中矿返回绒布溜槽进行粗选，摇床扫选的精矿为最终钨精矿，摇床扫选的尾矿为最终尾矿。

所述的蒙古包圆锥面呈25～30度，直径3米，包体顶部设置自动旋转分矿器，进行360度分矿。

所述的蒙古包圆锥面优选呈28度。

本发明的优点是：

从现有含钨尾矿中回收钨的文献报道，其尾矿中WO₃的质量百分含量均在0.2%以上，相对而言属于含钨较高的尾矿，且采用湿法浸出、浮选等方法选含钨矿物，不仅需要磨矿，添加药剂，成本高，而且还会造成环境污染；而采用磁选方法回收黑钨矿，需要消耗电能，成本相对而言也较高。

本发明是从WO₃的质量百分含量为0.04～0.08%的极低品位尾矿中回收钨，尾矿中含钨矿物主要与石英、长石、白云母等脉石矿物密切复杂共生，含钨矿物嵌布粒度粗细不均匀，主要粒度范围从0.01至1.0mm不等，粒度范围宽。含钨矿物主要有以下嵌布形式：①一般呈板状嵌布于石英脉中或石英晶洞中；②呈微细粒状浸染分布或零星嵌布于脉石中或充填于白云母片理间或充填于黄铁矿碎缝隙中；小于0.04mm的含钨矿物占10-20%。因此，这种极低品位的含钨尾矿在选别过程中富集比（精矿与尾矿中WO₃含量的比值）的提高难度大，其次含钨矿物与脉石矿物粗细嵌布不均，含钨矿物单体解离度不同，需要采用不同选别设备和工艺来分选不同粒级的尾矿，这些均让此类型含钨尾矿的选别工艺技术难度加大，回收成本增加。本发明针对极低品位的含钨尾矿中回收钨，采用分级、摇床、绒布溜槽、蒙古包等重选工序，通过工艺流程的设计与设备的组合实现极低品位含钨尾矿中钨的有效回收，无需磨矿，能耗低，无药剂带来的环境污染，工艺简单，易于实现，能最大限度提高钨资源的综合利用率。

附图说明

图1为本发明工艺流程示意图。

具体实施方式

实施例1

如图1所示，本发明中低品位含钨尾矿中综合钨回收的工艺包括缓冲池分级、绒布溜槽粗选、摇床粗选、蒙古包精选和摇床扫选工序。

利用缓冲池一进行尾矿分级，将其分为大于0.15mm和小于0.15mm两个粒级，从而分别回收目的矿物。

粒级大于0.15mm的矿物先进入摇床粗选，钨精矿由于密度大从传动端的对侧排出，脉石矿物由于密度小从给矿端的下边侧排出，介于精矿和尾矿之间的为中矿，摇床粗选中矿再进行摇床扫选，得到精矿和尾矿。两次摇床的精矿为最终钨精矿，尾矿为最终尾矿，摇床扫选的中矿自流到绒布粗选溜槽。

粒级小于0.15mm的矿物，先利用绒布溜槽粗选，矿浆从绒布溜槽上端流入溜槽，每隔一段时间将溜槽中的几个槽上端的挡板打开，之后将溜槽下端的精矿口打开，用高压水冲洗一次绒布，高压水水压不小于2kg/cm²，冲出来的精矿由精矿口接收再全部排进缓冲池二。

利用蒙古包对溜槽精矿再富集，圆锥面呈28度，直径3米，包体顶部设置自动旋转分矿器，进行360度分矿，矿物经蒙古包滑下分带，最靠近蒙古包的带是精矿，进入蒙古包扫选；第二带是中矿，进入摇床精选；第三带为尾矿，进入尾矿。

缓冲池分级

尾矿分级常采用筛子或旋流器，旋流器分级简便，便于控制流量，但需要较大的高差，沉砂口摩擦严重易阻塞。筛子施工简单，需要的高差较小但其晒面更换频繁，后续投入大。

采用缓冲池依据重力沉降实现对不同粒级及密度的矿物的分级，两根管子之间的距离大约1.5米，细粒级矿物由于沉降速度小从上部的管道流出进入粗粒摇床粗选，粗粒矿物由于沉降速度大，从底部的管道流走进入绒布溜槽粗选。无动力部件降低能耗，便于管理。

摇床分选

摇床由床面、机架和传动装置三部分组成，床面近似呈矩形，沿横向明显倾斜，便于矿物运动。床面在传动装置的带动下做纵向往复运动，以实现不同矿物的分层和分带。

钨精矿由于密度大从传动端的对侧排出，脉石矿物由于密度小从给矿端的下边侧排出，介于精矿和尾矿之间的为中矿，摇床粗选中矿再进行摇床扫选，得到精矿和尾矿。两次摇床的精矿为最终钨精矿，尾矿为最终尾矿。

绒布溜槽分选

绒布溜槽表面由水泥抹面，表面平整，坡度一致，在溜槽内铺设毛毯布。尾矿从绒布溜槽的上端流入溜槽。

矿浆从绒布溜槽上端流入溜槽，每隔一段时间将溜槽中的几个槽上端的挡板打开，之后将溜槽下端的精矿口打开，用高压水冲洗一次绒布，高压水水压不小于2kg/cm²，冲出来的精矿由精矿口接收，再全部排进缓冲池二。

蒙古包分选

蒙古包的名字源于其形状，为水泥构筑的圆锥面，圆锥面呈25～30度（优选28度），直径为3米，表面平整，包体顶部设置自动旋转分矿器。

绒布溜槽分选的精矿流入缓冲池二，达到一定量后开启蒙古包，矿浆打到蒙古包上端的分矿器，分矿器靠矿浆流速的冲击力旋转，进行360度分矿，矿浆从蒙古包顶部沿其表面均匀流下，矿物依据密度的不同在蒙古包底部形成分带，最靠近蒙古包的带是精矿，进入蒙古包扫选；第二带是中矿，进入摇床精选；第三带为尾矿，进入尾矿。

在实施例中，日处理低品位含钨尾矿200吨，含钨尾矿中WO₃的质量百分含量为0.046%，选用2个缓冲池，10条绒布溜槽，2个蒙古包，12台摇床。

在其他的实施例中，根据处理量的大小还可以改变规模，以适应选厂需要。

如果低品位含钨尾矿浓度过大，在绒布溜槽内就不能均匀流动形成阻塞。此时，可以通过补加水来降低尾矿浓度。本实施例中低品位含钨尾矿的矿浆固体浓度为22%。

表一给矿粒级及钨品位测试结果

粒级（mm）	产率（%）	品位（%）	分布率（%）
				+0.25	12.13	0.010	2.41
-0.25+0.15	37.73	0.014	10.49
				-0.15+0.074	28.01	0.046	25.59
-0.074	22.13	0.140	61.51
				总计	100.00	0.050	100.00

表二蒙古包精矿粒级及钨品位测试结果

粒级（mm）	产率（%）	品位（%）	分布率（%）
				+0.25	0.00	0.00	0.00
-0.25+0.15	13.00	2.230	7.19
				-0.15+0.074	45.24	1.470	16.51
-0.074	41.76	7.360	76.30
				总计	100.00	4.029	100.00

表三摇床精矿粒级及钨品位的测试结果

粒级（mm）	产率（%）	品位（%）	分布率（%）
				+0.25	0.00	0.000	0.00
-0.25+0.15	18.17	15.040	10.63
				-0.15+0.074	44.56	17.500	30.34
-0.074	37.27	40.690	59.02
				总计	100.00	25.697	100.00

由表一可知，给矿中+0.15mm矿物的是产率为49.85%，金属分布率仅为12.90%，-0.074mm矿物的产率为22.13%，金属分布率高达61.51%，如果能将-0.15mm粒级的矿物很好的回收便可以保证回收率。由表二可知，经蒙古包精选，+0.25mm的钨矿物全部都损失了，比较-0.15+0.074mm和-0.074mm两个粒级分选前后的产率和金属分布率，我们发现蒙古包对细粒级矿物的分选有很好的效果，它明显优于对粗粒矿物的回收效果。而由表三可知，经过摇床粗选+0.25mm的钨矿物也全部都损失了，摇床对粗粒矿物的分选效果则优于细粒矿物。由表二和表三可知钼尾矿分级后分别用摇床和蒙古包对粗细粒级矿物进行回收可以得到较好的品位和回收率，其综合回收所得钨精矿的综合品位为7.21%，回收率为53.42%。

Claims (3)

1.一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺，其特征在于：回收钨的工艺包括缓冲池分级、绒布溜槽粗选、摇床粗选、蒙古包精选和摇床扫选工序；配套选用缓冲池2个、绒布溜槽10～15条、蒙古包2～4个、摇床10～15台；所处理的极低品位含钨尾矿中WO₃的质量百分含量为0.04～0.08％；

具体步骤如下：

(1)将极低品位含钨尾矿输送到缓冲池一中，含钨尾矿的矿浆质量百分浓度调配在15～25％；根据尾矿的粒度和密度判断出其沉降距离，分别在缓冲池一的上部和底部接两个管道，以0.15mm为界分成两个粒级,分别回收目的矿物；

(2)粒级大于0.15mm的含钨尾矿从底部管道流出进入摇床粗选工序，摇床粗选的精矿为最终钨精矿,摇床粗选的尾矿自流到绒布溜槽进行粗选,摇床粗选的中矿进入摇床扫选工序；摇床扫选的精矿即为最终钨精矿，摇床扫选的中矿自流到上述同一绒布溜槽进行粗选，摇床扫选的尾矿即为最终尾矿；

(3)粒级小于0.15mm的含钨尾矿从缓冲池一上部管道流出进入到步骤(2)中同一绒布溜槽进行粗选工序，绒布溜槽粗选的尾矿即为最终尾矿，绒布溜槽粗选的精矿进入缓冲池二；当缓冲池二中的矿浆达到一定量后，再开启蒙古包进行选矿，蒙古包精选的精矿为最终钨精矿，蒙古包精选的尾矿进入与步骤(2)中不同的另一摇床进行扫选；该摇床扫选的中矿返回绒布溜槽进行粗选，摇床扫选的精矿为最终钨精矿，摇床扫选的尾矿为最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺，其特征在于：所述的蒙古包圆锥面呈25～30度，直径3米，包体顶部设置自动旋转分矿器，进行360度分矿。

3.根据权利要求2所述的一种从极低品位含钨尾矿中回收钨的工艺，其特征在于：所述的蒙古包圆锥面呈28度。