CN106583028A - 富含钙铁辉石、钙铁榴石低品位白钨矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
富含钙铁辉石、钙铁榴石低品位白钨矿的选矿方法,将含钨0.10~0.25%、含铜0.05~0.09%和含钙铁辉石、钙铁榴石、长石的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r‑200目的质量占比达70~80%;先进行磁选再进行浮选;磁选包括一次永磁预选和一次强磁拋尾磁选,永磁预选产出5~10%的强磁性磁黄铁矿产品,强磁拋尾磁选选出45~50%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性矿物;非磁性产品采用浮选分离,先进行硫化物混合浮选,混合浮选泡沫产品通过脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿,浮选尾矿进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。本发明可以获得较好的分选效果,并大幅降低生产经营成本。
Description
技术领域
本发明涉及选矿方法技术领域,具体涉及富含钙铁辉石、钙铁榴石的低品位多金属白钨矿的选矿方法。
背景技术
我国大部分的白钨矿床为矽卡型矿床,该矿床中白钨矿常与多种硫化物伴生或共生;钨有用矿物嵌布粒度较细,多呈浸染状嵌布于矿石中。通常白钨矿物要达到较理想的单体解离粒度要求,大多属于较细粒的浮选方法适宜的粒度范围,其次,白钨矿的天然可浮性较好,用浮选能够较好地回收低品位白钨矿,所以白钨矿的选别方法通常以浮选为主。根据矿石类型的不同,白钨矿可分为白钨—石英(硅酸盐矿物)型和白钨—方解石—萤石型两大类。白钨—石英型钨矿比较容易回收;而白钨—方解石—萤石型较难回收,主要原因是由于该矿含有大量的与白钨矿可浮性相近的钙铁辉石、钙铁榴石,它对白钨矿选别的影响、干扰较大。该类矿石通常是在高碱度条件下,采用水玻璃抑制萤石和方解石等含钙矿物来浮选白钨矿。由于白钨矿的捕收剂对含钙脉石同样也起捕收作用,造成白钨矿与含钙脉石的分离较为困难,难以获得较好的分选指标和经济效益;同时,药剂消耗大,生产成本高,生产经营效益不理想,特别是低品位钨矿更明显,这些问题亟待解决。
发明内容
本发明目的是解决现有技术的问题,提供一种富含钙铁辉石、钙铁榴石的低品位多金属白钨矿的选矿方法,以获得较好的分选效果,并大幅降低生产经营成本。
本发明的目的通过如下技术方案实现:
富含钙铁辉石、钙铁榴石低品位白钨矿的选矿方法,方法如下:
将含钨0.10~0.25%、含铜0.05~0.09%和含钙铁辉石、钙铁榴石、长石的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目的质量占比达70~80%;先进行磁选再进行浮选;所述磁选包括一次永磁预选和一次强磁拋尾磁选,永磁预选产出占白钨矿矿石质量5~10%的强磁性磁黄铁矿产品,强磁拋尾磁选选出占白钨矿矿石质量45~50%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性矿物;所述浮选是先进行硫化物混合浮选,通过脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿,最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。
本发明所述永磁预选采用永磁湿式磁选机,入选r-200目含量为70~80%,入选浓度为20-40%,磁场强度150~400mT,除杂率5~10%;所述强磁拋尾磁选采用电磁高梯度强磁磁选机,磁场强度600~1000mT,拋尾率45~50%。
本发明所述硫化物混合浮选时,混合浮选药剂制度粗选时,加入丁基黄药50-100g/t、PZO 10-50g/t;一次扫选时加入丁基黄药30-80g/t、PZO 5-30g/t;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为30-50%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠600-2000g/t、有机活性碳1500-4000g/t、石灰800-2000g/t、腐植酸钠80-200g/t,铜—硫分离保持矿浆PH值>11;铜—硫分离精选各作业药剂制度为空白,获得质量含量Cu>12%、回收率>60%的铜产品;所述低品位多金属白钨矿浮选是常温粗选,采用低抑制剂、低捕收剂和高液面的氧化矿浮选操作方法,入选矿浆质量浓度为20-30%,粗选药剂制度为水玻璃1500~4000g/t、捕收剂GY—10 200~800g/t、一次扫选GY—10 30~100g/t、二次扫选GY—10 10~60g/t、一次精选水玻璃500~1500g/t、二次精选水玻璃200~1000g/t,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿;将白钨粗精矿浓缩至质量浓度50~70%,添加水玻璃500~5000g/t、SN 50~400g/t,恒温90℃搅拌60~120分钟;GY—10 2~30g/t、次扫选GY—10 1~5g/t、二次扫选GY—10 0.3~1.5g/t;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿,最终获得质量含量WO3>65%、回收率>75%的白钨产品。
本发明具有以有益效果:
1)本发明在传统的白钨矿“全浮选”工艺中,采用磁选选别技术,可大量抛除弱磁性的非金属脉石矿物,产率高达45%~60%,使低品位的钨、铜有价金属矿物成倍地反富集,改善了有价金属的选别条件和环境影响。大大减少了后续作业的入选量及药剂消耗,节约生产成本。
2)磁选预选抛除大量的含钙铁辉石、钙铁榴石等含钙脉石矿物,解决了传统浮选方法难以解决的两类可浮性相近矿物的分离问题,减少了大量含钙脉石矿物难抑制所造成对白钨矿选别有效回收过程中的干扰和影响。改善了选别条件,成倍减少了抑制剂用量。本发明方法既减少了入选量,又保证了白钨矿精矿的品位和回收率的提高。
3)配合“低捕收剂、低抑制剂”和“高液面浮选”的氧化矿浮选方法,有效提高了浮选选别指标,大量减少了药剂消耗和生产成本。
本发明方法适用于富含钙铁辉石、钙铁榴石的低品位多金属白钨矿的选矿。对于处理量大,精矿产率低的低品位多金属白钨矿,使用磁选能够实现白钨矿的预先抛尾、初富集、减少选别浮选作业的入选量,提高入选品位,改善选别条件,提高浮选效率。该方法有利于同类矿山选厂推广运用和示范。
附图说明
图1为本发明方法流程图。
具体实施方式
如图1所示,本发明所述富含钙铁辉石或钙铁榴石低品位多金属白钨矿的选矿方法采用“弱磁预选—强磁抛尾—浮硫—浮白钨”选矿方法,具体如下:
(1)将含钨0.10~0.25%、含铜0.05~0.09%和含钙铁辉石、钙铁榴石、长石等产率在50%以上的弱磁性脉石矿物的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目(-0.074mm)的质量占比达到70~80%;
(2)进行磁选:磁选分弱磁、强磁两部分,包括一次永磁预选和一次强磁拋尾磁选,永磁预选产出占白钨矿矿石质量5~10%的强磁性磁黄铁矿产品,强磁拋尾磁选选出占白钨矿矿石质量45~50%的钙铁辉石、钙铁榴石、长石等非金属弱磁性矿物;该工艺可大量拋出磁性矿物,减少矿石入选量,节约选矿药剂和生产成本,改善入选条件,提高选别指标;
永磁预选采用永磁湿式磁选机,入选r-200目含量为70~80%的矿浆,入选浓度为20-40%,磁场强度150~400mT,除杂率5~10%。强磁拋尾磁选采用电磁高梯度强磁磁选机,磁场强度600~1000mT;
(3)进行浮选:所述浮选是先进行硫化物混合浮选,通过脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿,最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿;
硫化物混合浮选采用一次粗、二次扫和一次精选;旋流器分级脱水、活性碳解析脱药、细磨;一粗、一扫、二精铜硫分离精选,产出铜精矿和硫精矿。硫化物混合浮选时,混合浮选药剂制度粗选时,加入丁基黄药50-100g/t、PZO10-50g/t;一次扫选时加入丁基黄药30-80g/t、PZO 5-30g/t;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为30-50%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠600-2000g/t、有机活性碳1500-4000g/t、石灰800-2000g/t、腐植酸钠80-200g/t,铜硫分离保持矿浆PH值>11;铜硫分离精选各作业药剂制度为空白。获得质量含量Cu>12%、回收率>60%的铜产品。
低品位多金属白钨矿浮选是常温粗选,常温粗选工艺为一粗、二扫、二精,产出白钨粗精矿和浮钨尾矿;采用低抑制剂、低捕收剂和高液面的氧化矿浮选操作方法,入选矿浆质量浓度为20-30%,粗选药剂制度为水玻璃1500~4000g/t、捕收剂GY—10 200~800g/t、一次扫选GY—10 30~100g/t、二次扫选GY—10 10~60g/t、一次精选水玻璃500~1500g/t、二次精选水玻璃200~1000g/t,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿;将白钨粗精矿采用白钨矿全浮选工艺进行加温精选,产出白钨精矿和加温精选尾矿。加温精选工艺为一粗、二扫、二精,具体为将白钨粗精矿浓缩至50~70%,添加水玻璃500~5000g/t、SN 50~400g/t,恒温90℃搅拌60~120分钟;GY—10 2~30g/t、一次扫选GY—101~5g/t、二次扫选GY—10 0.3~1.5g/t;二次空白精选,最终获得WO3>65%(质量比)、回收率>75%的白钨产品。
实施例1
将含钨0.2%、含铜0.07%、含有55.21%的钙铁辉石、钙铁榴石等磁性脉石矿物的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目(-0.074mm)占70%、矿浆浓度为40%。采用永磁湿式磁选机在240(mT)磁场强度下进行永磁预选,选出占白钨矿矿石质量6~8%的强磁性磁黄铁矿,除杂率5%。之后采用电磁高梯度强磁磁选机,在700(mT)磁场强度下,一次强磁抛尾,得到占白钨矿矿石质量48.61%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性产品和非磁性产品,磁性产品作为尾矿抛除,其抛除产率占56.73%,含钨0.026%,钨损失率7.59%。
接下来进行浮选,先进行硫化物混合浮选,通过旋流器分级脱水、脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿。硫化物混合浮选时,混合浮药剂制度粗选时,加入丁基黄药60g/t,搅拌3分钟,PZO 40g/t,搅拌1分钟;一次扫选时加入丁基黄药30g/t,搅拌3分钟,PZO20g/t,搅拌1分钟;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为45%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠1000g/t、有机活性碳2000g/t、石灰1200g/t、腐植酸钠100g/t,铜硫分离保持矿浆PH值>11;铜硫分离精选各作业药剂制度为空白,得到铜精矿和硫精矿。
最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。具体方法是常温下,入选矿浆质量浓度为25%,抑制剂水玻璃2000克/吨,搅拌3分钟,捕收剂GY—10 400克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10 40克/吨,搅拌3分钟,二次扫选GY—10 20克/吨,搅拌3分钟;一次精选水玻璃600克/吨,搅拌3分钟;二次精选水玻璃300克/吨,搅拌3分钟,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿。将白钨粗精矿浓缩至55%进行加温精选,添加水玻璃1300克/吨,SN 200克/吨,恒温90℃下,搅拌120分钟,GY—10 5克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10 1.5克/吨,搅拌3分钟;二次扫选GY—10 0.6克/吨,搅拌3分钟;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿。
本实施例获得质量含量Cu13.12%、回收率61.63%的铜产品和质量含量WO369.35%、回收率79.29%的白钨产品。
实施例2
将含钨0.14%、含铜0.081%,含有51.03%的钙铁辉石、钙铁榴石等磁性脉石矿物的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目(-0.074mm)占70%、矿浆浓度为35%。采用永磁湿式磁选机在300(mT)磁场强度下进行永磁预选,选出占白钨矿矿石质量9~10%的强磁性磁黄铁矿,除杂率8.95%。之后采用电磁高梯度强磁磁选机,在800(mT)磁场强度下,一次强磁抛尾,得到占白钨矿矿石质量49.34%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性产品和非磁性产品,磁性产品作为尾矿抛除,其抛除产率占58.29%,含钨0.03%,钨损失率10.01%。
接下来进行浮选,先进行硫化物混合浮选,通过旋流器分级脱水、脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿。硫化物混合浮选时,混合浮药剂制度粗选时,加入丁基黄药70g/t,搅拌3分钟,PZO 30g/t,搅拌1分钟;一次扫选时加入丁基黄药30g/t,搅拌3分钟,PZO15g/t,搅拌1分钟;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为47%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠800g/t、有机活性碳2500g/t、石灰1500g/t、腐植酸钠150g/t,铜—硫分离保持矿浆PH值>11;铜—硫分离精选各作业药剂制度为空白,得到铜精矿和硫精矿。最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。具体方法是常温下,入选矿浆质量浓度为30%,抑制剂水玻璃3000克/吨,搅拌3分钟,捕收剂GY—10500克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10 50克/吨,搅拌3分钟,二次扫选GY—10 25克/吨,搅拌3分钟;一次精选水玻璃800克/吨,搅拌3分钟;二次精选水玻璃400克/吨,搅拌3分钟,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿。将白钨粗精矿浓缩至60%进行加温精选,添加水玻璃1500克/吨,SN 250克/吨,恒温90℃下,搅拌120分钟,GY—10 5克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—102克/吨,搅拌3分钟;二次扫选GY—10 0.8克/吨,搅拌3分钟;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿。
本实施例获得质量含量Cu12.89%、回收率62.54%的铜产品和质量含量WO368.46%、回收率80.13%的白钨产品。
实施例3
将含钨0.22%、含铜0.089%,含有66.22%的钙铁辉石、钙铁榴石等磁性脉石矿物的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目(-0.074mm)占70%、矿浆浓度为35%。采用永磁湿式磁选机在400(mT)磁场强度下进行永磁预选,选出占白钨矿矿石质量9~10%的强磁性磁黄铁矿,除杂率9.35%。之后采用电磁高梯度强磁磁选机,在1000(mT)磁场强度下,一次强磁抛尾,得到占白钨矿矿石质量50.43%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性产品和非磁性产品,磁性产品作为尾矿抛除,其抛除产率占59.78%,含钨0.036%,钨损失率10.34%。
接下来进行浮选,先进行硫化物混合浮选,通过旋流器分级脱水、脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿。硫化物混合浮选时,混合浮药剂制度粗选时,加入丁基黄药80g/t,搅拌3分钟,PZO 40g/t,搅拌1分钟;一次扫选时加入丁基黄药40g/t,搅拌3分钟,PZO20g/t,搅拌1分钟;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为48%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠1200g/t、有机活性碳3000g/t、石灰2000g/t、腐植酸钠200g/t,铜—硫分离保持矿浆PH值>11;铜—硫分离精选各作业药剂制度为空白,得到铜精矿和硫精矿。最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。具体方法是常温下,入选矿浆质量浓度为30%,抑制剂水玻璃4000克/吨,搅拌3分钟,捕收剂GY—10 600克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—1060克/吨,搅拌3分钟,二次扫选GY—10 30克/吨,搅拌3分钟;一次精选水玻璃1200克/吨,搅拌3分钟;二次精选水玻璃600克/吨,搅拌3分钟,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿。将白钨粗精矿浓缩至60%进行加温精选,添加水玻璃2000克/吨,SN 300克/吨,恒温90℃下,搅拌120分钟,GY—10 8克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—103克/吨,搅拌3分钟;二次扫选GY—10 0.9克/吨,搅拌3分钟;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿。
本实施例获得质量含量Cu13.89%、回收率63.45%的铜产品和质量含量WO370.11%、回收率80.54%的白钨产品。
实施例4
将含钨0.10%、含铜0.09%,含有51.03%的钙铁辉石、钙铁榴石等磁性脉石矿物的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目(-0.074mm)占75%、矿浆浓度为35%。采用永磁湿式磁选机在150(mT)磁场强度下进行永磁预选,选出占白钨矿矿石质量9~10%的强磁性磁黄铁矿,除杂率8.95%。之后采用电磁高梯度强磁磁选机,在600(mT)磁场强度下,一次强磁抛尾,得到占白钨矿矿石质量49.94%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性产品和非磁性产品,磁性产品作为尾矿抛除,其抛除产率占58.29%,含钨0.03%,钨损失率10.01%。
接下来进行浮选,先进行硫化物混合浮选,通过旋流器分级脱水、脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿。硫化物混合浮选时,混合浮药剂制度粗选时,加入丁基黄药50g/t,搅拌3分钟,PZO 30g/t,搅拌1分钟;一次扫选时加入丁基黄药50g/t,搅拌3分钟,PZO30g/t,搅拌1分钟;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为50%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠600g/t、有机活性碳1500g/t、石灰2000g/t、腐植酸钠200g/t,铜硫分离保持矿浆PH值>11;铜硫分离精选各作业药剂制度为空白,得到铜精矿和硫精矿。
最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。具体方法是常温下,入选矿浆质量浓度为30%,抑制剂水玻璃4000克/吨,搅拌3分钟,捕收剂GY—10 800克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10 30克/吨,搅拌3分钟,二次扫选GY—10 60克/吨,搅拌3分钟;一次精选水玻璃500克/吨,搅拌3分钟;二次精选水玻璃1000克/吨,搅拌3分钟,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿。将白钨粗精矿浓缩至50%进行加温精选,添加水玻璃500克/吨,SN 50克/吨,恒温90℃下,搅拌100分钟,GY—1030克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10 1克/吨,搅拌3分钟;二次扫选GY—10 1.5克/吨,搅拌3分钟;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿。
本实施例获得质量含量Cu12.06%、回收率61.22%的铜产品和质量含量WO365.31%、回收率76.32%的白钨产品。
实施例5
将含钨0.25%、含铜0.05%,含有66.22%的钙铁辉石、钙铁榴石等磁性脉石矿物的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目(-0.074mm)占80%、矿浆浓度为20%。采用永磁湿式磁选机在400(mT)磁场强度下进行永磁预选,选出占白钨矿矿石质量5~6%的强磁性磁黄铁矿,除杂率10%。之后采用电磁高梯度强磁磁选机,在1000(mT)磁场强度下,一次强磁抛尾,得到占白钨矿矿石质量45.%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性产品和非磁性产品,磁性产品作为尾矿抛除,其抛除产率占59.78%,含钨0.036%,钨损失率10.34%。
接下来进行浮选,先进行硫化物混合浮选,通过旋流器分级脱水、脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿。硫化物混合浮选时,混合浮药剂制度粗选时,加入丁基黄药100g/t,搅拌3分钟,PZO 50g/t,搅拌1分钟;一次扫选时加入丁基黄药80g/t,搅拌3分钟,PZO 5g/t,搅拌1分钟;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为30%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠2000g/t、有机活性碳4000g/t、石灰800g/t、腐植酸钠80g/t,铜—硫分离保持矿浆PH值>11;铜—硫分离精选各作业药剂制度为空白,得到铜精矿和硫精矿。
最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。具体方法是常温下,入选矿浆质量浓度为20%,抑制剂水玻璃1500克/吨,搅拌3分钟,捕收剂GY—10200克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10100克/吨,搅拌3分钟,二次扫选GY—10 10克/吨,搅拌3分钟;一次精选水玻璃1500克/吨,搅拌3分钟;二次精选水玻璃200克/吨,搅拌3分钟,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿。将白钨粗精矿浓缩至70%进行加温精选,添加水玻璃5000克/吨,SN 400克/吨,恒温90℃下,搅拌60分钟,GY—102克/吨,搅拌3分钟;一次扫选GY—10 5克/吨,搅拌3分钟;二次扫选GY—10 0.3克/吨,搅拌3分钟;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿。
本实施例获得质量含量Cu>12%、回收率>60%的铜产品和质量含量WO3>65%、回收率>75%的白钨产品。
除非另有说明,本发明所述的百分比数值均为质量百分比。
本发明方法对于低品位钨铜多金属矿,可成倍的进行有用矿物的初富集,大大减少矿石入选量、选矿药剂和生产成本,并可有效改善低品位钨铜多金属矿的可选性,提高钨、铜选别指标。解决了长期困扰企业低品位钨铜多金属矿综合回收利用过程中的生产成本和指标问题,取得了较好的效益。
Claims (3)
1.富含钙铁辉石、钙铁榴石低品位白钨矿的选矿方法,其特征在于,方法如下:
将含钨0.10~0.25%、含铜0.05~0.09%和含钙铁辉石、钙铁榴石、长石的多金属白钨矿矿石破碎,磨矿至细度r-200目的质量占比达70~80%;先进行磁选再进行浮选;所述磁选包括一次永磁预选和一次强磁拋尾磁选,永磁预选产出占白钨矿矿石质量5~10%的强磁性磁黄铁矿产品,强磁拋尾磁选选出占白钨矿矿石质量45~50%的包括有钙铁辉石、钙铁榴石、长石的非金属弱磁性矿物;所述浮选是先进行硫化物混合浮选,通过脱药磨矿和铜硫分离,产出铜精矿和硫精矿,最后进行低品位多金属白钨矿浮选,产出钨精矿。
2.根据权利要求1所述的富含钙铁辉石、钙铁榴石低品位白钨矿的选矿方法,其特征在于,所述永磁预选采用永磁湿式磁选机,入选r-200目含量为70~80%,入选浓度为20-40%,磁场强度150~400mT,除杂率5~10%;所述强磁拋尾磁选采用电磁高梯度强磁磁选机,磁场强度600~1000mT。
3.根据权利要求1或2所述的富含钙铁辉石、钙铁榴石低品位白钨矿的选矿方法,其特征在于,所述硫化物混合浮选,混合浮选药剂制度粗选时,加入丁基黄药50-100g/t、PZO10-50g/t;一次扫选时加入丁基黄药30-80g/t、PZO 5-30g/t;二次扫选、一次精选为空白;铜硫分离时,旋流器分级脱水,磨矿脱药浓度为30-50%,磨矿细度r-200目含量>90%,磨机添加碳酸钠600-2000g/t、有机活性碳1500-4000g/t、石灰800-2000g/t、腐植酸钠80-200g/t,铜硫分离保持矿浆PH值>11;铜硫分离精选各作业药剂制度为空白,获得质量含量Cu>12%、回收率>60%的铜产品;
所述低品位多金属白钨矿浮选是常温粗选,采用低抑制剂、低捕收剂和高液面的氧化矿浮选操作方法,入选矿浆质量浓度为20-30%,粗选药剂制度为水玻璃1500~4000g/t、捕收剂GY—10 200~800g/t、一次扫选GY—10 30~100g/t、二次扫选GY—10 10~60g/t、一次精选水玻璃500~1500g/t、二次精选水玻璃200~1000g/t,得到白钨粗精矿和浮钨尾矿;将白钨粗精矿浓缩至质量浓度50~70%,添加水玻璃500~5000g/t、SN 50~400g/t,恒温90℃搅拌60~120分钟;GY—10 2~30g/t、次扫选GY—10 1~5g/t、二次扫选GY—10 0.3~1.5g/t;二次空白精选,得到白钨精矿和加温精选尾矿,最终获得质量含量WO3>65%、回收率>75%的白钨产品。
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PB01 | Publication | ||
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SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication | ||
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Application publication date: 20170426 |