CN105214849B - 一种提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法 - Google Patents
一种提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，该方法是将白钨原矿进行粗选，得到白钨粗精矿；所得白钨粗精矿与搅拌介质及精选调整剂搅拌调浆，进行精选，得到白钨精矿与尾矿；所述尾矿进行磁选，磁选精矿作为搅拌介质返回白钨粗精矿精选调浆过程；该方法通过在白钨矿精选调浆作业中加入特殊的磁性石榴石搅拌介质，实现矿浆中含钙矿物絮团的破碎，使白钨矿与其他含钙脉石矿物分离，提高白钨精矿的品位。
Description
技术领域
本发明涉及一种在白钨矿精选过程中加入搅拌介质来提高白钨精矿品位的选矿方法，属于钨矿选矿领域。
背景技术
中国的钨矿资源占全世界的51％，其中具有工业开采使用价值的主要是黑钨矿与白钨矿。目前开发黑钨资源的潜力有限,白钨代替黑钨是必然趋势。白钨矿由于其性脆，且大多呈细粒嵌布，在磨矿解离过程中易过磨被泥化。在白钨矿-含钙脉石矿物类型的白钨矿中，白钨与含钙脉石矿物共生关系密切，在矿浆体系中浮选性能相近，在以油酸类为主的捕收剂作用下容易形成疏水化絮团。在低抑制剂用量作用下，这些含有大量易浮脉石颗粒的絮团在精选过程中难以破碎，导致浮选分离困难，精矿品位难以提升。在高抑制剂用量作用下，絮团整体被抑制，进而中矿品位偏高，导致最终回收率降低。中国发明专利“一种选择性抑制白钨矿矿石中含钙脉石矿物的抑制剂”(专利号CN104001627A)公开的一种含铅离子硝酸盐的抑制剂，重点在化学场中对含钙脉石矿物进行抑制。但是铅离子的引入导致环境问题，增大选厂的环保负担。
发明内容
针对现有技术中白钨矿在精选过程中与含钙脉石矿物形成絮团难以分离，而单独使用精选化学抑制剂难以实现白钨矿品位提升的问题，本发明的目的是在于提供一种通过在白钨矿精选调浆作业中加入特殊的磁性石榴石搅拌介质，实现矿浆中含钙矿物絮团的破碎，使白钨矿与其他含钙脉石矿物分离，提高白钨精矿品位的方法。
为了实现本发明的目的，本发明提供了一种提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，该方法是将白钨原矿进行粗选，得到白钨粗精矿；所得白钨粗精矿与搅拌介质及精选调整剂搅拌调浆，进行精选，得到白钨精矿与尾矿；所述尾矿进行磁选，磁选精矿作为搅拌介质返回白钨粗精矿精选调浆过程。
针对微细粒嵌布、且极易泥化的矽卡岩型白钨矿的脉石矿物特性，本发明的技术方案在白钨粗精矿精选过程中加入磁性石榴石矿物颗粒作为搅拌介质，以促进白钨矿与脉石矿物絮团的破裂，使得调整剂(如水玻璃)可以选择性作用于脉石矿物进而达到了提升精矿品位的目的。
针对白钨矿精选产生的精尾中由于调整剂含量大而导致部分白钨矿被严重抑制的难点，本发明的技术方案在白钨矿粗精矿精选过程中添加具有磁性石榴石搅拌介质，可以使精选过程中加入的调整剂被搅拌介质吸附，再作用于矿浆中的絮团，进而降低精尾矿浆中的调整剂含量，最终提高了精尾的可浮性。
针对白钨矿选矿过程中尽量抛除脉石矿物的一般思路，本发明的技术方案中在白钨粗精矿精选过程中主动加入一部分弱磁性石榴石脉石矿物作为搅拌介质，既可以提高精选过程富集比，又可以使用磁选法从精尾矿浆中脱除加入的脉石矿物实现循环利用。
本发明的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法还包括以下优选方案：
优选的方案中，搅拌介质主要包含磁性石榴石矿物，其莫氏硬度为7.0～7.6，相对密度为3.50～4.20，比磁化系数为150×10-6～750×10-6cm3·g-1，粒级为0.04～0.15mm。优选的方案中，搅拌介质的加入量与白钨粗精矿重量比为1:2～3.5。
优选的方案中，调浆过程为在矿浆中先加入搅拌介质，搅拌调浆1～2min，再加入精选调整剂，搅拌调浆10～15min。
优选的方案中，精选调整剂为模数在1.5～3.5范围内的水玻璃，其用量相对给矿为200～800g/t。水玻璃模数在2.2～2.4范围内效果较佳。
优选的方案中，所述的磁选工艺条件为：质量百分比浓度5～15％，磁场强度0.60～1.00T。
优选的方案中，将白钨原矿细磨成矿浆后，在矿浆中加入粗选调整剂，调浆2～8min，再加入捕收剂，调浆8～10min，浮选分离。
优选的方案中，磁选尾矿作为中矿。
本发明的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，包括以下具体步骤：
(1)将白钨原矿磨细成矿浆；
(2)磨细后的矿浆中加入碳酸钠500～2000g/t，调浆2～5min，加入水玻璃(模数1.5～3.5)1000～1800g/t，调浆4～6min，加入捕收剂150～300g/t，调浆8～12min；进入粗选，得到粗精矿与尾矿；
(3)在(2)得到的粗精矿中加入搅拌介质(质量与粗精矿质量比为：1：2～3.5)，调浆1～2min；加入水玻璃200～800g/t，调浆10～15min，进入精选，得到精矿可重复精选过程进行多次精选，得到最终白钨精矿；所述的尾矿进入磁选，磁选工艺条件为：质量浓度8～15％，磁场强度0.60～1.00T，磁选精矿作为搅拌介质循环利用，磁选尾矿作为中矿；
所述搅拌介质主要包含磁性石榴石矿物，其莫氏硬度为7.0～7.6，相对密度为3.50～4.20，比磁化系数为150×10-6～750×10-6cm3·g-1，粒级为0.04～0.15mm。
与现有的技术相比，本发明的优点在于：
(1)解决了白钨精选过程中微细粒白钨矿与脉石矿物絮团难以破裂的问题，促进了白钨矿与脉石矿物的分离，降低了粗钨精矿精选过程中矿的品位，减小了流程负荷；
(2)解决了白钨精选过程中因调整剂用量过大导致的中矿品位上升的问题，提高了最终精矿的浮选回收率；
(3)引入没有污染源的矿物颗粒作为搅拌介质，且可以循环使用，对环境没有负面影响。
附图说明
【图1】为对比实施例1传统工艺流程图。
【图2】为实施例1搅拌介质-精选工艺流程图。
【图3】为对比实施例2传统浮选工艺流程图。
【图4】为实施例2搅拌介质-精选工艺流程图。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步说明本发明内容，而不是限制本发明权利要求的保护范围。
实施例1和对比实施例1选别的钨矿含钨0.52％，矿石中钨矿物以白钨矿的形式存在。脉石矿物有石英、方解石、透辉石、透闪石、绿帘石、绿泥石、萤石等，富钙脉石如方解石、萤石含量较多，对白钨矿浮选干扰较大。
对比实施例1
传统工艺是这样实现的：
(1)将白钨原矿采取，磨细；
(2)磨细后的矿浆加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂ZL，搅拌后进行粗选；
(3)将步骤(2)得到的粗精矿加入水玻璃，搅拌后进入精选Ⅰ，得到精Ⅰ精矿与中矿1；
(4)将步骤(3)得到的精Ⅰ精矿加入水玻璃，搅拌后进入精选Ⅱ，精选Ⅱ的尾矿作为中矿2，精选Ⅱ的精矿作为最终精矿；
(5)将步骤(2)得到的粗选尾矿加入捕收剂ZL，经三次扫选，扫Ⅰ精矿作为中矿3，扫Ⅱ精矿作为中矿4，扫Ⅲ精矿作为中矿5，扫Ⅲ尾矿作为最终尾矿；
在步骤(1)中，所述白钨矿原矿的磨矿细度为-0.075mm的含量占总和的76％；
在步骤(2)中，所述粗选工艺条件为：碳酸钠1500g/t，调浆3min，水玻璃(模数2.2)用量1600g/t，调浆5min，捕收剂ZL用量180g/t，调浆10min；
在步骤(3)中，所述精选Ⅰ工艺条件为：水玻璃用量为对给矿400g/t，调浆10min；
在步骤(4)中，所述精选Ⅱ工艺条件为：水玻璃用量为对给矿300g/t，调浆10min；
在步骤(5)中，扫选工艺条件为：扫选Ⅰ捕收剂ZL用量80g/t，调浆5min；扫选Ⅱ捕收剂ZL用量40g/t，调浆5min；扫选Ⅲ捕收剂ZL用量20g/t，调浆5min。
表1对比实施例1传统工艺的试验结果
| 产品名称 | 产率(％) | WO3品位(％) | WO3回收率(％) |
| 精矿 | 12.59 | 3.33 | 80.26 |
| 中矿1 | 8.82 | 0.23 | 3.88 |
| 中矿 | 4.69 | 0.44 | 3.95 |
| 中矿3 | 9.01 | 0.34 | 5.86 |
| 中矿4 | 4.22 | 0.19 | 1.54 |
| 中矿5 | 2.72 | 0.14 | 0.73 |
| 尾矿 | 57.95 | 0.03 | 3.77 |
| 给矿 | 100.00 | 0.52 | 100.00 |
实施例1
加入搅拌介质-精选工艺是这样实现的：
(1)将白钨原矿采取，磨细；
(2)磨细后的矿浆加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂ZL，搅拌后进行粗选，得到粗精矿与粗选尾矿；
(3)将步骤(2)得到的粗精矿加入搅拌介质Ⅰ与水玻璃，搅拌后进入精选Ⅰ，得到精Ⅰ精矿与精Ⅰ尾矿；
(4)将步骤(3)得到的精Ⅰ精矿加入搅拌介质Ⅱ与水玻璃，搅拌后进入精选Ⅱ，得到精Ⅱ精矿与精Ⅱ尾矿，精Ⅱ精矿作为最终精矿；
(5)将步骤(4)得到的精Ⅰ尾矿进入磁选Ⅰ，磁选精矿作为搅拌介质Ⅰ循环利用，磁选尾矿作为中矿1；
(6)将步骤(4)得到的精Ⅱ尾矿进入磁选Ⅱ，磁选精矿作为搅拌介质Ⅱ循环利用，磁选尾矿作为中矿2；
(7)将步骤(2)得到的粗选尾矿加入捕收剂ZL，经三次扫选，扫Ⅰ精矿作为中矿3，扫Ⅱ精矿作为中矿4，扫Ⅲ精矿作为中矿5，扫Ⅲ尾矿作为最终尾矿；
在步骤(1)中，所述白钨矿原矿的磨矿细度为-0.075mm的含量占总和的76％；
在步骤(2)中，所述粗选工艺条件为：碳酸钠1500g/t，调浆3min，水玻璃(模数2.2)用量1600g/t，调浆5min，捕收剂ZL用量180g/t，调浆10min；
在步骤(3)中，所述精选Ⅰ工艺条件为：搅拌介质Ⅰ调浆1min，水玻璃用量为对给矿400g/t，调浆10min；
在步骤(3)中，所使用的搅拌介质Ⅰ，其矿物成分为弱磁性的石榴石，其莫氏硬度7.2，相对密度4.11，比磁化系数200×10-6(cm3·g-1)，粒级为-0.15～0.04mm，加入量与步骤(2)所得粗精矿重量比例为1:2；
在步骤(4)中，所述精选Ⅱ工艺条件为：搅拌介质Ⅱ作用1min，水玻璃用量为对给矿300g/t，调浆10min；
在步骤(4)中，所使用的搅拌介质Ⅱ其矿物成分为弱磁性的石榴石，其莫氏硬度7.2，相对密度4.11，比磁化系数200×10-6(cm3·g-1)，粒级为-0.15～0.04mm，加入量与步骤(2)所得粗精矿重量比例为1:3；
在步骤(5)与(6)中，磁选Ⅰ与磁选Ⅱ的工艺条件为：磁选浓度12％，磁场强度0.77T；
在步骤(7)中，扫选工艺条件为：扫选Ⅰ捕收剂ZL用量80g/t，调浆5min；扫选Ⅱ捕收剂ZL用量40g/t，调浆5min；扫选Ⅲ捕收剂ZL用量20g/t，调浆5min。
表2实施例1加入搅拌介质-精选的试验结果
| 产品名称 | 产率(％) | WO3品位(％) | WO3回收率(％) |
| 精矿 | 6.09 | 6.78 | 80.05 |
| 中矿1 | 12.63 | 0.18 | 4.41 |
| 中矿2 | 7.29 | 0.26 | 3.67 |
| 中矿3 | 9.32 | 0.32 | 5.78 |
| 中矿4 | 4.49 | 0.19 | 1.65 |
| 中矿5 | 2.22 | 0.13 | 0.56 |
| 尾矿 | 57.96 | 0.03 | 3.88 |
| 给矿 | 100.00 | 0.52 | 100.00 |
对比表1与表2可知，与只加入水玻璃的传统工艺浮选指标相比，在精选Ⅰ与精选Ⅱ过程中加入搅拌介质，两个精尾的品位下降，同时精尾的产率显著增大，说明搅拌介质的加入有助于促进脉石矿物的脱落；最终精矿在回收率稍有下降的情况下，品位增大至原来的2.04倍，整个精选过程富集比由6.40增大到13.04.
实施例2和对比实施例2选别的钨矿WO3含量为0.75％，其中钨矿物90％为白钨矿，少量黑钨矿、钨华。金属硫化物主要为磁黄铁矿、黄铁矿与少量的辉铋矿、方铅矿、闪锌矿。脉石矿物主要为萤石、方解石、透辉石、钙铝榴石、石英、符山石、绢云母、绿泥石、绿帘石等。白钨矿的嵌布粒度较均匀，主要嵌布粒度范围在0.02～0.25mm，较适合用浮选方法回收。但白钨矿与其它矿物的嵌布关系较紧密，白钨矿中包含较多的微细粒石英、长石、磁黄铁矿等矿物包裹体，会影响白钨矿的精矿品位。试样中脉石矿物以富含钙、镁的透辉石和富含钙的方解石、萤石为主，这些矿物对白钨矿的浮选干扰较大。
对比实施例2
传统工艺是这样实现的：
(1)将白钨原矿采取，磨细；
(2)磨细后的矿浆加入水玻璃、硫酸铜、丁黄药、2#油进行一次脱硫粗选、脱硫扫选，得到硫粗精矿、硫中矿、扫选尾矿；
(3)将步骤(2)得到的脱硫扫选尾矿加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂ZL，进行白钨粗选，得到白钨粗选精矿；
(4)将步骤(3)得到的白钨粗精矿加入水玻璃，搅拌后进入白钨精选Ⅰ，得到精Ⅰ精矿与中矿1；
(5)将步骤(4)得到的精Ⅰ精矿加入水玻璃，搅拌后进入精选Ⅱ，精选Ⅱ的尾矿作为中矿2，精选Ⅱ的精矿作为最终精矿；
(6)将步骤(3)得到的粗选尾矿加入捕收剂ZL，经三次扫选，扫Ⅰ精矿作为中矿3，扫Ⅱ精矿作为中矿4，扫Ⅲ精矿作为中矿5，扫Ⅲ尾矿作为最终尾矿；
在步骤(1)中，所述白钨矿原矿的磨矿细度为-0.075mm的含量占总和的77％；
在步骤(2)中，所述脱硫粗选工艺条件为：水玻璃(模数2.4)600g/t，调浆5min，硫酸铜200g/t，调浆3min，丁基黄药40g/t，调浆3min，2#油15g/t，调浆1min；
在步骤(2)中，所述脱硫扫选工艺条件为：丁基黄药15g/t，调浆3min，2#油10g/t，调浆1min；
在步骤(3)中，所述白钨粗选工艺条件为：碳酸钠1000g/t，调浆3min，水玻璃(模数2.4)800g/t，调浆5min，捕收剂ZL 200g/t，调浆10min；
在步骤(4)中，所述精选Ⅰ工艺条件为：水玻璃用量为对给矿500g/t，调浆10min；
在步骤(5)中，所述精选Ⅱ工艺条件为：水玻璃用量为对给矿350g/t，调浆10min；
在步骤(6)中，扫选工艺条件为：扫选Ⅰ捕收剂ZL用量100g/t，调浆5min；扫选Ⅱ捕收剂ZL用量40g/t，调浆5min；扫选Ⅲ捕收剂ZL用量20g/t，调浆5min。
表3对比实施例2传统工艺试验结果
| 产品名称 | 产率(％) | WO3品位(％) | WO3回收率(％) |
| 硫粗精矿 | 3.32 | 0.29 | 1.25 |
| 硫中矿 | 1.25 | 0.34 | 0.55 |
| 白钨精矿 | 7.58 | 7.03 | 69.12 |
| 中矿1 | 11.40 | 0.87 | 12.87 |
| 中矿2 | 5.53 | 1.15 | 8.25 |
| 中矿3 | 4.06 | 0.38 | 2.00 |
| 中矿4 | 2.67 | 0.18 | 0.62 |
| 中矿5 | 1.83 | 0.17 | 0.40 |
| 尾矿 | 62.36 | 0.06 | 4.93 |
| 给矿 | 100.00 | 0.77 | 100.00 |
实施例2
搅拌介质-精选工艺是这样实现的：
(1)将白钨原矿采取，磨细；
(2)磨细后的矿浆加入水玻璃、硫酸铜、丁黄药、2#油进行一次脱硫粗选、脱硫扫选，得到硫粗精矿、硫中矿、扫选尾矿；
(3)将步骤(2)得到的脱硫扫选尾矿加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂ZL，进行白钨粗选，得到白钨粗精矿与粗选尾矿；
(4)将步骤(3)得到的白钨粗精矿加入搅拌介质Ⅰ与水玻璃，搅拌后进入精选Ⅰ，得到精Ⅰ精矿与精Ⅰ尾矿；
(5)将步骤(4)得到的精Ⅰ精矿加入搅拌介质Ⅱ与水玻璃，搅拌后进入精选Ⅱ，得到精Ⅱ精矿与精Ⅱ尾矿，精Ⅱ精矿作为最终精矿；
(6)将步骤(4)得到的精Ⅰ尾矿进入磁选Ⅰ，磁选精矿作为搅拌介质Ⅰ循环利用，磁选尾矿作为中矿1；
(7)将步骤(5)得到的精Ⅱ尾矿进入磁选Ⅱ，磁选精矿作为搅拌介质Ⅱ循环利用，磁选尾矿作为中矿2；
(8)将步骤(3)得到的粗选尾矿加入捕收剂ZL，经三次扫选，扫Ⅰ精矿作为中矿3，扫Ⅱ精矿作为中矿4，扫Ⅲ精矿作为中矿5，扫Ⅲ尾矿作为最终尾矿；
在步骤(1)中，所述白钨矿原矿的磨矿细度为-0.075mm的含量占总和的77％；
在步骤(2)中，所述脱硫粗选工艺条件为：水玻璃(模数2.4)600g/t，调浆5min，硫酸铜200g/t，调浆3min，丁基黄药40g/t，调浆3min，2#油15g/t，调浆1min；
在步骤(2)中，所述脱硫扫选工艺条件为：丁基黄药15g/t，调浆3min，2#油10g/t，调浆1min；
在步骤(3)中，所述白钨粗选工艺条件为：碳酸钠1000g/t，调浆3min，水玻璃(模数2.4)800g/t，调浆5min，捕收剂ZL200g/t，调浆10min；
在步骤(4)中，所述精选Ⅰ工艺条件为：搅拌介质Ⅰ调浆2min，水玻璃用量为对给矿500g/t，调浆10min；
在步骤(4)中，所使用的搅拌介质Ⅰ，其矿物成分为弱磁性的石榴石，其莫氏硬度7.8，相对密度4.10，比磁化系数260×10-6(cm3·g-1)，粒级为-0.15～0.04mm，加入量与步骤(3)所得白钨粗精矿重量比例为1:2；
在步骤(5)中，所述精选Ⅱ工艺条件为：搅拌介质Ⅱ，调浆2min，水玻璃用量为对给矿350g/t，调浆10min；
在步骤(5)中，所使用的搅拌介质Ⅱ，其矿物成分为弱磁性的石榴石，其莫氏硬度7.8，相对密度4.10，比磁化系数260×10-6(cm3·g-1)，粒级为-0.15～0.04mm，加入量与步骤(3)所得白钨粗精矿重量比例为1:3.2；
在步骤(6)与(7)中，所述磁选Ⅰ与磁选Ⅱ的工艺条件为：磁选浓度8％，磁场强度0.68T；
在步骤(8)中，扫选工艺条件为：扫选Ⅰ捕收剂ZL用量100g/t，调浆5min；扫选Ⅱ捕收剂ZL用量40g/t，调浆5min；扫选Ⅲ捕收剂ZL用量20g/t，调浆5min。
表4实施例2搅拌介质-精选试验结果
| 产品名称 | 产率(％) | WO3品位(％) | WO3回收率(％) |
| 硫粗精矿 | 3.32 | 0.29 | 1.26 |
| 硫中矿 | 1.25 | 0.34 | 0.55 |
| 钨精矿 | 4.86 | 10.95 | 69.47 |
| 中矿1 | 13.52 | 0.71 | 12.53 |
| 中矿2 | 6.28 | 1.02 | 8.36 |
| 中矿3 | 4.46 | 0.33 | 1.92 |
| 中矿4 | 2.65 | 0.20 | 0.69 |
| 中矿5 | 1.20 | 0.15 | 0.23 |
| 尾矿 | 62.46 | 0.06 | 4.97 |
| 给矿 | 100.00 | 0.77 | 100.00 |
对比表3与表4可知，与只加入水玻璃的传统工艺浮选指标相比，在精选Ⅰ与精选Ⅱ过程中加入搅拌介质，两个精尾的品位下降，同时精尾的产率显著增大，说明搅拌介质的加入有助于促进脉石矿物的脱落；最终精矿在回收率稍有下降的情况下，品位增大至原来的1.56倍，整个精选过程富集比由9.13增大到14.22。
Claims (8)
1.一种提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：将白钨原矿进行粗选，得到白钨粗精矿；所得白钨粗精矿与搅拌介质及精选调整剂搅拌调浆，进行精选，得到白钨精矿与尾矿；所述尾矿进行磁选，磁选精矿作为搅拌介质返回白钨粗精矿精选调浆过程。
2.根据权利要求1所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：所述的搅拌介质主要包含磁性石榴石矿物，其莫氏硬度为7.0～7.6，相对密度为3.50～4.20，比磁化系数为150×10-6～750×10-6cm3·g-1，粒级为0.04～0.15mm。
3.根据权利要求1或2所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：搅拌介质与白钨粗精矿的重量比为1:2～3.5。
4.根据权利要求1所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：调浆过程为在矿浆中先加入搅拌介质，搅拌调浆1～2min，再加入精选调整剂，搅拌调浆10～15min。
5.根据权利要求4所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：所述的精选调整剂为模数在1.5～3.5范围内的水玻璃，其用量相对给矿为200～800g/t。
6.根据权利要求1所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：所述的磁选工艺条件为：质量百分比浓度5～15％，磁场强度0.60～1.00T。
7.根据权利要求1所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：将白钨原矿细磨成矿浆后，在矿浆中加入粗选调整剂，调浆2～8min，再加入捕收剂，调浆8～10min，浮选分离。
8.根据权利要求1所述的提高白钨矿精选过程精矿品位的选矿方法，其特征在于：磁选尾矿作为中矿。
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