CN106669964B - 一种从尾矿中回收黑钨矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从尾矿中回收黑钨矿的选矿方法,包括以下步骤:(1)离心机重选抛尾预富集;(2)浮选脱硫化矿;(3)磁选除磁性杂质;(4)高梯度磁选富集黑钨矿;(5)粗粒级黑钨矿摇床重选;(6)细粒级黑钨矿浮选。离心重选预富集提高黑钨矿的入选品位,降低了黑钨矿分选的给矿量与含泥量,节省浮选药剂用量;硫化矿浮选和磁选除铁减少了硫化矿物和磁性矿物对黑钨矿分选的干扰;针对黑钨矿选矿特点,采用高梯度磁选和粗细粒级黑钨矿分级分选工艺,改善黑钨矿的分选指标。该方法实现了低品位黑钨矿尾矿资源中黑钨矿的高效回收,是一种绿色环保、高效节能的选矿方法,适于推广应用。
Description
技术领域
本发明属于选矿领域,尤其涉及一种从黑钨尾矿中回收黑钨矿的选矿方法。
背景技术
中国钨资源储量丰富,是世界钨资源最丰富的国家,占总储量的40%左右,是优势矿产资源,但是钨矿性脆,容易过粉碎,产生细泥,且大多嵌布粒度较细,伴生有用金属矿物多,脉石矿物与钨矿物共生关系密切,分离困难,很多细粒级的钨无法回收,形成尾矿。据统计,世界上含钨矿物的1/5都是以微细粒的形态流失掉的。这种流失从根本上说应该归因于细粒矿物难以有效地分选和回收,不仅使有限的钨资源被大量浪费,还会对矿山周边环境造成不利的影响。因此,尾矿中微细粒级黑钨矿的高效回收对钨资源综合利用越显重要,开发新工艺从尾矿中高效回收细粒黑钨矿具有十分重要的理论和实际意义。
目前在尾矿中回收黑钨矿主要用单一重选和浮选的方法。一是重选工艺,重选对尾矿中微细粒级黑钨矿的回收效果不理想,处理量小,回收率低;二是浮选工艺,该方法因黑钨矿入选品位低,选别流程磁性矿物和硫化矿干扰,导致选别流程长,药剂用量大,黑钨精矿品位低等问题,目前选矿领域尚无成熟的技术以突破尾矿中微细粒级黑钨矿高效回收的瓶颈,导致该方法分选的钨矿综合回收率偏低。因此,为综合回收尾矿中微细粒级黑钨矿资源,现急需一种既能排除脉石矿物的干扰,又能根据尾矿中黑钨矿的特点,提高入选品位,改善分选效果的选矿工艺,实现尾矿中黑钨矿的高效回收。
发明内容
本发明的目的是提供一种稳定、高效、分选效果好、适应能力强、回收指标高、生产成本低的尾矿中高效回收黑钨矿的选矿方法。
本发明是这样实现的:
一种从尾矿中回收黑钨矿的选矿方法,包括以下步骤:
(1)离心机重选抛尾预富集;将黑钨尾矿调浆后,给入离心选矿机预富集抛尾;得到离心重选的精矿和尾矿;
(2)硫化矿浮选;将步骤(1)得到的精矿进行Ⅰ粗Ⅱ扫工艺流程浮选;得到硫化矿浮选尾矿和硫化矿精矿;
(3)磁选除磁性杂质;将步骤(2)得到的浮选尾矿进行磁选除弱磁性矿物,得到磁选精矿和磁选尾矿;
(4)高梯度磁选富集黑钨矿;将步骤(3)得到的磁选尾矿进行高梯度磁选富集黑钨矿,得到黑钨粗精矿和高梯度磁选尾矿;
(5)粗粒级黑钨矿摇床重选;将步骤(4)得到的高梯度磁选精矿进行摇床重选,得到粗粒级的黑钨精矿Ⅰ和摇床尾矿;
(6)细粒级黑钨矿浮选;将步骤(5)得到的摇床尾矿浓缩至重量浓度为35%~38%,采用Ⅰ粗Ⅴ精Ⅱ扫的浮选流程;获得黑钨精矿Ⅱ和黑钨浮选尾矿;
(7)摇床重选的到的黑钨精矿Ⅰ和浮选的到的黑钨精矿Ⅱ合并为最终的黑钨精矿。
所述的选矿方法,步骤(1)中,所述离心重选作业工艺条件为:给浓度20%,离心选矿机转鼓转速为500r/min,漂洗水量3L/min,给矿速率为2L/min,得到离心重选的精矿和尾矿。
所述的选矿方法,步骤(1)中,给入SLon-1600型离心选矿机预富集抛尾。
所述的选矿方法,步骤(2)中,粗选加入石灰用量为300~500g/t,作用时间为4~5min,捕收剂丁黄药用量为50~80g/t,作用时间为4~5min,起泡剂2#油用量为10~20g/t,作用时间为3~4min;扫Ⅰ加入捕收剂丁黄药用量为20~50g/t,作用时间为4~5min,起泡剂2#油用量为10~20g/t,作用时间为3~4min;扫Ⅱ为空白,不加入药剂,得到硫化矿浮选尾矿和硫化矿精矿。
所述的选矿方法,步骤(3)中,磁选的磁感应强度为3000Gs,得到磁选精矿和磁选尾矿。
所述的选矿方法,步骤(4)中,高梯度磁选的背景场强为0.8~1.0T。
所述的选矿方法,步骤(6)中,粗选加入碳酸钠900g/t,氟硅酸钠250g/t,水玻璃2100g/t,硫酸铝700g/t,硝酸铅800g/t,GYB 400g/t;精选Ⅰ加入氟硅酸钠50g/t,水玻璃1200g/t,硫酸铝300g/t,GYB 50g/t;精选Ⅱ加入氟硅酸钠30g/t,水玻璃600g/t,硫酸铝150g/t,GYB 50g/t;精选Ⅲ加入氟硅酸钠20g/t,水玻璃300g/t,硫酸铝80g/t,GYB 50g/t;精选Ⅳ和精选Ⅴ为空白精选,不加入浮选药剂;扫选Ⅰ加入GYB 200g/t;扫选Ⅱ加入GYB100g/t。
本发明的有益效果:
(1)离心重选预富集提高黑钨矿的入选品位,并且抛掉了60%~65%比重小的脉石矿物,降低了黑钨矿分选的给矿量与含泥量,节省黑钨浮选药剂用量;
(2)磁选除铁和硫化矿浮选减少了磁性矿物和硫化矿物对黑钨矿分选的干扰,减少了铁矿物和硫化矿物在黑钨精矿中的含量,对提高黑钨矿精矿品位十分关键;
(3)针对硫化矿浮选尾矿中黑钨矿与其他矿物磁性的差异,采用高梯度磁选进行黑钨矿与其他矿物的磁选分离,获得更高品位的黑钨粗精矿,该作业为后续提高黑钨矿精矿的分选效果和指标至关重要;
(4)根据粗细粒级黑钨矿分选的特点,高梯度磁选得到的黑钨粗精矿采用粗粒级重选和细粒级浮选的分级分选工艺,改善黑钨矿的分选指标。与常规的选矿方法相比,较少了60%~65%的入选矿量,提高了入选品位,降低选矿成本,针对尾矿中黑钨矿的特性,开发了“离心富集抛尾—硫化矿浮选—磁选除铁—高梯度磁选—摇床重选—黑钨浮选”的工艺,该工艺流程是一种适合从尾矿中高效回收黑钨矿的选矿方法,为尾矿中黑钨矿资源的开发利用提供了一种新方法。
附图说明
图1是本发明一种尾矿中回收黑钨矿的方法的分选流程图。
具体实施方式
以下结合具体实施例,对本发明进行详细说明。
将黑钨尾矿调浆后,给入离心选矿机预富集抛尾,将离心重选的精矿进行硫化矿浮选,将硫化矿浮选尾矿进行磁选除弱磁性矿物,得到的磁选尾矿进行高梯度磁选富集黑钨矿,高梯度磁选精矿进行摇床重选,得到黑钨精矿Ⅰ,摇床尾矿浓缩后进行细粒级黑钨浮选,得到黑钨精矿Ⅱ。黑钨精矿Ⅰ和黑钨精矿Ⅱ合并为最终的黑钨精矿。
实施例1
江西赣州某黑钨尾矿中含WO3 0.085%,尾矿中-0.074mm占78%,含主要矿物有黑钨矿、黄铜矿、黄铁矿、云母、石英等,采用“离心富集抛尾—硫化矿浮选—磁选除铁—高梯度磁选—摇床重选—黑钨浮选”的工艺,可以获得含WO3 52.23%,回收率55.30%的黑钨精矿,实施例1的结果见表1,工艺条件和参数见表2。
表1实施例1的选矿结果
名称 | 产率 | 品位 | 回收率 |
离心重选尾矿 | 68.84 | 0.032 | 25.92 |
硫化矿浮选精矿 | 8.83 | 0.038 | 3.95 |
磁选精矿 | 1.88 | 0.029 | 0.64 |
高梯度磁选尾矿 | 15.98 | 0.041 | 7.71 |
黑钨浮选尾矿 | 4.38 | 0.125 | 6.48 |
黑钨精矿 | 0.09 | 52.23 | 55.30 |
原矿 | 100.00 | 0.085 | 100.00 |
表2实施例1选矿工艺参数
实施例2
福建某黑钨尾矿中含WO3 0.095%,尾矿中-0.074mm占81%,尾矿中主要矿物有黑钨矿、磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、辉钼矿、方解石、云母、石英等,采用“离心富集抛尾—硫化矿浮选—磁选除铁—高梯度磁选—摇床重选—黑钨浮选”的工艺,可以获得含WO3 53.16%,回收率55.96%的黑钨精矿,实施例2的结果见表3,工艺条件和参数见表4。
表3实施例2的选矿结果
名称 | 产率 | 品位 | 回收率 |
离心重选尾矿 | 67.82 | 0.033 | 23.56 |
硫化矿浮选精矿 | 8.86 | 0.045 | 4.20 |
磁选精矿 | 2.03 | 0.048 | 1.03 |
高梯度磁选尾矿 | 16.51 | 0.051 | 8.86 |
黑钨浮选尾矿 | 4.68 | 0.13 | 6.40 |
黑钨精矿 | 0.10 | 53.16 | 55.95 |
原矿 | 100.00 | 0.095 | 100.00 |
表4实施例2选矿工艺参数
应当理解的是,对本领域普通技术人员来说,可以根据上述说明加以改进或变换,而所有这些改进和变换都应属于本发明所附权利要求的保护范围。
Claims (7)
1.一种从尾矿中回收黑钨矿的选矿方法,其特征是,包括以下步骤:
(1)离心机重选抛尾预富集:将黑钨尾矿调浆后,给入离心选矿机预富集抛尾;
(2)硫化矿浮选:将步骤(1)得到的精矿进行Ⅰ粗Ⅱ扫工艺流程浮选;
(3)磁选除磁性杂质:将步骤(2)得到的浮选尾矿进行磁选除弱磁性矿物,得到磁选精矿和磁选尾矿;
(4)高梯度磁选富集黑钨矿:将步骤(3)得到的磁选尾矿进行高梯度磁选富集黑钨矿,得到黑钨粗精矿和高梯度磁选尾矿;
(5)粗粒级黑钨矿摇床重选:将步骤(4)得到的高梯度磁选精矿进行摇床重选,得到粗粒级的黑钨精矿Ⅰ和摇床尾矿;
(6)细粒级黑钨矿浮选:将步骤(5)得到的摇床尾矿浓缩至重量浓度为35%~38%,采用Ⅰ粗Ⅴ精Ⅱ扫的浮选流程;获得黑钨精矿Ⅱ和黑钨浮选尾矿;
(7)摇床重选得 到的黑钨精矿Ⅰ和浮选得 到的黑钨精矿Ⅱ合并为最终的黑钨精矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(1)中所述离心重选作业工艺条件为:给矿 浓度20%,离心选矿机转鼓转速为500r/min,漂洗水量3L/min,给矿速率为2L/min,得到离心重选的精矿和尾矿。
3.根据权利要求2所述的选矿方法,其特征在于,给入SLon-1600型离心选矿机预富集抛尾。
4.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(2)中,粗选加入石灰用量为300~500g/t,作用时间为4~5min,捕收剂丁黄药用量为50~80g/t,作用时间为4~5min,起泡剂2#油用量为10~20g/t,作用时间为3~4min;扫Ⅰ加入捕收剂丁黄药用量为20~50g/t,作用时间为4~5min,起泡剂2#油用量为10~20g/t,作用时间为3~4min;扫Ⅱ为空白,不加入药剂,得到硫化矿浮选尾矿和硫化矿精矿。
5.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(3)中,磁选的磁感应强度为3000Gs,得到磁选精矿和磁选尾矿。
6.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(4)中,高梯度磁选的背景场强为0.8~1.0T。
7.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(6)中,粗选加入碳酸钠900g/t,氟硅酸钠250g/t,水玻璃2100g/t,硫酸铝700g/t,硝酸铅800g/t,GYB400g/t;精选Ⅰ加入氟硅酸钠50g/t,水玻璃1200g/t,硫酸铝300g/t,GYB 50g/t;精选Ⅱ加入氟硅酸钠30g/t,水玻璃600g/t,硫酸铝150g/t,GYB 50g/t;精选Ⅲ加入氟硅酸钠20g/t,水玻璃300g/t,硫酸铝80g/t,GYB 50g/t;精选Ⅳ和精选Ⅴ为空白精选,不加入浮选药剂;扫选Ⅰ加入GYB 200g/t;扫选Ⅱ加入GYB 100g/t。
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