CN106733144A - 一种回收硫化矿中伴生低品位钨的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种回收硫化矿中伴生低品位钨的方法，属矿物加工工程技术领域；对含钨的浮硫尾矿进行调浆，调浆产品为螺旋溜槽系统给矿；螺旋溜槽粗砂产品给入高频振筛系统进行分级，螺旋溜槽细砂产品给入水力旋流器系统进行分级；高频振筛筛上产品给入摇床分选系统，分选出产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；高频振筛筛下产品和水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选系统，得到的泡沫产品为硫精矿；脱硫浮选的底流产品给入选钨浮选系统，分选出产品归入钨精矿。本方法工艺流程合理、处理能力大，特别适合大型硫化矿选厂进行工艺适配，工艺对原料的适应性较宽，易于工业化实施。
Description
技术领域
本发明涉及一种回收硫化矿中伴生低品位钨的方法，针对硫化矿中伴生的低品位钨矿，可实现钨元素的有效富集和回收，并提高矿产资源的综合利用效率，属矿物加工工程技术领域。
背景技术
钨是一种稀有金属，在地壳中的含量仅为0.001%。在钢铁合金制备中，钨能够大幅增强合金的硬度、强度和热稳定性，因此，钨在冶金、化工、电子、光源、机械工业等领域得到了广泛应用。钨矿是中国的传统优势矿产资源，中国对世界钨业的发展做出了举世瞩目的贡献。中国的钨矿资源种类繁多，成矿原因复杂，成矿形式多样。随着钨矿资源的大规模开发利用，以及选冶技术的不断提升，优质的原生钨矿资源被大量消耗，钨矿开采的边界品位日益降低，众多伴生的钨矿资源被人们重新加以利用，硫化矿中伴生的钨矿资源就是其中极具代表性的一类。其实，在中国利用最多的两类钨矿矽卡岩型钨矿和石英大脉型钨矿中，常富含黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉钼矿和辉铋矿等硫化矿资源，鉴于硫化矿的浮选拥有较为完整和先进工艺体系，这些硫化矿资源常能得到有效的回收。但某些硫化矿中伴生的钨矿资源，却由于认识的局限或回收工艺的落后，并没有得到充分的利用，甚至直接被放弃而流失于尾矿中。这显然是一种巨大的资源浪费。
硫化矿中伴生钨矿资源回收常遇到的关键问题是：硫化矿常采用浮选工艺选别，并且硫化矿的选别工艺常位于钨矿选别之前，但硫化矿浮选通常需要偏低的磨矿细度；这就导致物理强度普遍偏脆的有价钨矿物（黑钨矿和白钨矿等）容易产生过粉碎，而传统的重选工艺就很难回收这一部分过粉碎的钨矿；虽然浮选工艺可以回收这一部分的偏细钨矿，但由于之前硫化矿浮选pH调浆（石灰的添加）及浮选药剂的干扰，多数此类的钨矿浮选不能得到很好的选别指标（钨的回收率普遍低于40%），依然有大量的钨矿物会流失在尾矿中。因此，采用合适、合理的选别工艺去回收这部分钨矿资源，具有重大的经济价值和社会效益。
发明内容
本发明提供一种回收硫化矿中伴生低品位钨的方法，适合硫化矿中低品位钨矿的选别，可有效地提高钨的回收率。
本发明技术方案按以下步骤进行：
（1）伴生低品位钨的硫化矿经过浮选工艺选别出高价值的有色金属硫化矿后得到的尾矿为本发明的给矿；
（2）将给矿矿浆浓度调至20-25wt%，给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（3）将步骤（2）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级，高频振筛的使用的筛分粒级为74-121微米；
（4）将步骤（2）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的分级标准为19-45微米，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（5）将步骤（3）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（6）将步骤（3）得到的高频振筛筛下产品与步骤（4）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿；
（7）将步骤（6）得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，选钨浮选的底流产品归入尾矿。
本发明中所述给矿是指含有可回收的低品位钨矿的硫化矿浮选尾矿，当中比较有代表性的是铜锌钨矿浮硫尾矿、铜钼钨矿浮硫尾矿和铜铋钨矿浮硫尾矿，一般此类矿中钨含量为0.01-0.1%，且粒度分布较细，矿石中-19μm粒级的钨的分布率在40wt%左右，而在-45μm粒级的钨的分布率可以达到近70wt%。
最终获得的钨精矿的钨品位在1%以上，钨回收率在55%以上。
本发明与现有技术相比存在的优点：
1、高效、合理的分级作业体系，为不同粒级钨矿采用不同工艺回收，提供了先决条件；
2、螺旋分级机和高频振筛的组合使用，有效减少了单位矿量下高频振筛的进矿量，释放了高频振筛的处理能力，也保证了物料的分级效率；
3、螺旋分级机和水力旋流器的组合使用，高效地实现了细粒级抛废，并且间接实现了硫化矿浮选尾矿的脱水和脱药，大大降低了硫化矿浮选系统对细粒级钨矿浮选的影响；
4、本发明可有效地提升含钨硫化矿的资源综合利用效率，增加中国钨矿资源的有效储量；
5、本发明工艺流程合理、处理能力大，特别适合大型硫化矿选厂进行工艺适配，工艺对原料的适应性较宽，易于工业化实施。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合实施例和附图对本发明做进一步描述，但本发明不限于以下所述范围。
实施例1
本实施例中原矿为铜铋钨矿，取自云南个旧，原矿中含铜1.13wt%、含铋0.36wt%、含钨0.04wt%、含硫4.64wt%。采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）本工艺的处理对象为：伴生低品位钨的铜铋矿经过硫化矿浮选工艺，选别出产率为4.74wt%、铜品位和回收率分别为20.36%和85.49%的铜精矿，以及产率为2.35wt%、铋品位和回收率分别为8.53%和55.67%的铋精矿，得到的尾矿为该工艺的给矿；
（2）步骤（1）所描述的给矿加水调浆至矿浆浓度为25wt%，之后给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（3）将步骤（2）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级，高频振筛的使用的筛分粒级为104μm（150目）；
（4）将步骤（2）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的分级标准为37μm，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（5）将步骤（3）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（6）将步骤（3）得到的高频振筛筛下产品与步骤（4）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿，硫精矿的产率为10.63wt%、硫的品位和回收率分别为28.56%和65.45%；
（7）将步骤（6）得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，选钨浮选的底流产品归入尾矿；
（8）最终钨精矿的产率、钨品位和钨回收率分别为1.21wt%、1.87%和56.65%，步骤（4）、步骤（5）和步骤（7）中归入尾矿的产品合并为最终的尾矿。
实施例2
本实施例中原矿为铜锌钨矿，取自江西赣南，原矿中含铜2.36wt%、含锌6.67wt%、含钨0.08wt%、含硫10.46wt%。采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）本工艺的处理对象为：伴生低品位钨的铜锌矿经过硫化矿浮选工艺，选别出产率为7.87wt%、铜品位和回收率分别为26.45%和88.21%的铜精矿，以及产率为9.30wt%、锌品位和回收率分别为50.36%和70.21%的锌精矿，得到的尾矿为该工艺的给矿；
（2）步骤（1）所描述的给矿加水调浆至矿浆浓度为20wt%，之后给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（3）将步骤（2）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级，高频振筛的使用的筛分粒级为74μm（200目）；
（4）将步骤（2）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的分级标准为19μm，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（5）将步骤（3）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（6）将步骤（3）得到的高频振筛筛下产品与步骤（4）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿，硫精矿的产率为26.12wt%、硫的品位和回收率分别为30.12%和75.21%；
（7）将步骤（6）得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，脱硫浮选的底流产品归入尾矿；
（8）最终钨精矿的产率、钨品位和钨回收率分别为2.16wt%、2.43%和65.61%，步骤（4）、步骤（5）和步骤（7）中归入尾矿的产品合并为最终的尾矿。
实施例3
本实施例中原矿为铜钼钨矿，取自内蒙古乌山，原矿中含铜1.64wt%、含钼2.46wt%、含钨0.06wt%、含硫8.53wt%。采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）本工艺的处理对象为：伴生低品位钨的铜钼矿经过硫化矿浮选工艺，选别出产率为6.90wt%、铜品位和回收率分别为21.52%和90.53%的铜精矿，以及产率为4.41wt%、钼品位和回收率分别为51.42%和92.23%的钼精矿，得到的尾矿为该工艺的给矿；
（2）步骤（1）所描述的给矿加水调浆至矿浆浓度为22wt%，之后给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（3）将步骤（2）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级，高频振筛的使用的筛分粒级为74μm（200目）；
（4）将步骤（2）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的分级标准为19μm，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（5）将步骤（3）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（6）将步骤（3）得到的高频振筛筛下产品与步骤（4）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿，硫精矿的产率为18.21wt%、硫的品位和回收率分别为28.46%和60.76%；
（7）将步骤（6）得到的得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，选钨浮选的底流产品归入尾矿；
（8）最终钨精矿的产率、钨品位和钨回收率分别为2.21wt%、1.78%和75.34%，步骤（4）、步骤（5）和步骤（7）中归入尾矿的产品合并为最终的尾矿。
实施例4
本实施例中原矿为铜钨矿，取自湖南长沙，原矿中含铜2.39wt%、含钨0.02wt%、含硫5.64wt%。采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）本工艺的处理对象为：伴生低品位钨的铜钨矿经过硫化矿浮选工艺，选别出产率为10.06wt%、铜品位和回收率分别为22.21%和93.50%的铜精矿，得到的尾矿为该工艺的给矿；
（2）步骤（1）所描述的给矿加水调浆至矿浆浓度为24wt%，之后给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（3）将步骤（2）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级，高频振筛的使用的筛分粒级为121μm（120目）；
（4）将步骤（2）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的分级标准为45μm，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（5）将步骤（3）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（6）将步骤（3）得到的高频振筛筛下产品与步骤（4）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿，硫精矿的产率为9.99wt%、硫的品位和回收率分别为28.34%和50.22%；
（7）将步骤（6）得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，选钨浮选的底流产品归入尾矿；
（8）最终钨精矿的产率、钨品位和钨回收率分别为1.07wt%、1.06%和56.64%，步骤（4）、步骤（5）和步骤（7）中归入尾矿的产品合并为最终的尾矿。
实施例5
本实施例中原矿为铅锌钨矿，取自云南彝良，原矿中含铅7.24wt%、含锌6.75wt%、含钨0.03wt%、含硫8.27wt%。采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：
（1）本工艺的处理对象为：伴生低品位钨的铅锌钨矿经过硫化矿浮选工艺，选别出产率为11.02wt%、铅品位和回收率分别为56.72%和86.31%的铅精矿，以及产率为13.43wt%、锌品位和回收率分别为42.41%和84.44%的锌精矿，得到的尾矿为该工艺的给矿；
（2）步骤（1）所描述的给矿加水调浆至矿浆浓度为24wt%，之后给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（3）将步骤（2）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级，高频振筛的使用的筛分粒级为104μm（150目）；
（4）将步骤（2）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的分级标准为37μm，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（5）将步骤（3）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（6）将步骤（3）得到的高频振筛筛下产品与步骤（4）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿，硫精矿的产率为14.78wt%、硫的品位和回收率分别为28.34%和40.31%；
（7）将步骤（6）得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，选钨浮选的底流产品归入尾矿；
（8）最终钨精矿的产率、钨品位和钨回收率分别为1.09wt%、1.83%和66.544%，步骤（4）、步骤（5）和步骤（7）中归入尾矿的产品合并为最终的尾矿。
Claims (4)
1.一种回收硫化矿中伴生低品位钨的方法，具体步骤如下：
（1）将给矿矿浆浓度调至20-25wt%，给入螺旋溜槽系统进行初步分级；
（2）将步骤（1）得到的螺旋溜槽粗砂产品，给入高频振筛系统进行分级；
（3）将步骤（1）得到的螺旋溜槽细砂产品，给入水力旋流器系统进行分级，水力旋流器的溢流产品归入尾矿；
（4）将步骤（2）得到的高频振筛筛上产品，给入摇床分选系统，摇床系统分选出的精矿产品归入钨精矿，其余产品归入尾矿；
（5）将步骤（2）得到的高频振筛筛下产品与步骤（3）得到的水力旋流器沉沙产品合并给入脱硫浮选作业，脱硫浮选的泡沫产品为硫精矿；
（6）将步骤（5）得到的底流产品，给入选钨浮选作业，选钨浮选的泡沫产品归入钨精矿，选钨浮选的底流产品归入尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（1）给矿为：含有可回收的低品位钨的硫化矿经过浮选后得到的尾矿。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（2）高频振筛的筛分粒级为74-121微米。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（3）水力旋流器的分级标准为19-45微米。
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