CN111570081A - 一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法 - Google Patents
一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,首先浮选脱硫化物,然后在弱酸性条件下优先浮选萤石和白钨,再加入白钨和方解石抑制剂进行萤石精选,并将精选Ⅰ和精选Ⅱ的中矿通过摇床选出一部分品位较高的白钨精矿,最后将摇床尾矿在碱性条件下浮选细粒白钨。该工艺采用浮选‑重选‑磁选联合工艺流程,在有效抑制剂的共同作用下,实现了白钨矿、萤石和方解石三者的高效分离,有效提高了白钨和萤石的回收率。与现有选别技术相比,该工艺浮选萤石前无须脱药,并降低了捕收剂和酸的用量及摇床设备的给矿量,生产成本低,选矿回收率高,稳定性高。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,尤其涉及一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法。
背景技术
我国是产钨大国,钨资源储量520万吨,为30个产钨国家总储量(130万吨)的3倍多,产量及出口量均居世界第一。由于历史原因和技术水平限制,白钨矿资源的综合利用率不到50%,大量的白钨矿和伴生矿物萤石损失于尾矿中,造成了资源的极大浪费。因此,对较难选冶的高方解石型白钨矿进行选矿技术研究,以提高白钨矿的选矿回收率和伴生矿萤石的综合利用率,对提高我国白钨矿资源的综合利用率具有重要意义。
目前,对于高方解石型低品位白钨萤石共生矿的选矿,现有技术一般为在高碱性条件下,添加2Kg/t左右白钨矿捕收剂和大量水玻璃浮选白钨,将萤石丢弃在尾矿中。由于原矿中方解石含量高(CaCO3>35%),对白钨浮选带来很大的干扰,导致白钨精矿的品质不高,回收率也只有42%~48%。按照目前市场行情,对于CaF2含量超过25%、WO3含量约0.5%的原矿,其中萤石的价值就高于白钨,因此将萤石直接丢弃在尾矿中,不仅增加了固体废物的排放量,对生态环境造成破坏,同时也是对矿产资源的极大浪费。
近几年,有研究团队提出将白钨浮选尾矿直接刮泡脱药后进行萤石浮选。该工艺在刮泡脱药时会损失5~15%的可浮性好的萤石,从而导致萤石回收率不高。同时白钨浮选的尾矿碱度高,再加上大量水玻璃残留,因此非常不利于萤石浮选,且需加入大量酸来调整矿浆pH值和大量的捕收剂来捕收萤石,导致选厂捕收剂和酸耗均很大。此外,整个生产流程也不稳定,导致浮选的萤石精矿品位也不高。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术存在的问题,提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,通过采用浮选-重选-磁选联合工艺流程,在有效抑制剂的共同作用下,实现了白钨矿、萤石和方解石三者的高效分离,并提高了白钨的回收率,同时能对萤石进行综合回收利用,有效解决了高方解石型低品位白钨萤石共生矿的选矿技术难题。
为实现上述目的,本发明采用的技术方案是:
一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1、将白钨矿原矿采取、破碎后磨细,并加水得到原矿矿浆;
S2、将步骤S1得到的原矿矿浆进行脱硫粗选、扫选和精选,得到硫化物精矿和脱硫尾矿;
S3、在步骤S2得到的脱硫尾矿中加入方解石抑制剂HAS,捕收剂妥尔皂,进行白钨萤石粗选,得到粗选精矿和尾矿1;
S4、将步骤S3得到的粗选精矿经六段闭路精选获得萤石精矿;
S5、将精选Ⅰ和精选Ⅱ的中矿合并进入摇床重选,得到含铁的白钨精矿和摇床中矿及摇床尾矿,摇床中矿经过摇床再选,得到再摇精矿和再摇尾矿;
S6、将步骤S5得到的白钨精矿和摇床中矿合并进行磁选除铁,得到白钨精矿和铁矿物;
S7、将步骤S5得到的摇床尾矿和再摇尾矿合并进行细粒钨粗选、扫选和4段精选,得到钨细泥和尾矿2。
其中,本发明上述步骤S2~S4矿浆为弱酸性环境,步骤S7矿浆为碱性环境;同时若原矿中不含磁铁矿,则可省略步骤S6直接进入步骤S7。
作为上述方案的进一步限定,步骤S1中,磨矿细度为-0.074mm的含量占总量的65~78%。
作为上述方案的进一步限定,步骤S1中,添加水至矿浆浓度为30~40%。
作为上述方案的进一步限定,步骤S2粗选过程中,硫酸用量为200~400g/t,丁基黄药用量为30~50g/t,丁铵黑药用量为10~30g/t。
作为上述方案的进一步限定,步骤S2扫选过程中,药剂丁基黄药用量为10~30g/t,丁铵黑药5~15g/t;精选作业不添加任何浮选药剂。
作为上述方案的进一步限定,步骤S3中,方解石抑制剂HAS用量为1000~2000g/t,捕收剂妥尔皂用量为200~300g/t。
作为上述方案的进一步限定,步骤S4中,精选每段作业均加入能同时抑制方解石和白钨矿的抑制剂HAD,用量为100~400g/t,且得到的精选Ⅲ~Ⅵ的中矿依次逐级返回上一段精选作业。
作为上述方案的进一步限定,方解石抑制剂HAS由柠檬酸、水玻璃、羧甲基纤维素按照质量比为2∶4∶1混合而成。
作为上述方案的进一步限定,抑制剂HAD由硫酸、水玻璃、腐殖酸钠按照质量比为2∶2∶1混合而成。
作为上述方案的进一步限定,步骤S7细粒钨粗选过程中,NaOH用量为700~900g/t,Na2CO3用量为900~1000g/t,水玻璃用量为2000~2500g/t,731浮选剂用量为900~1000g/t。
作为上述方案的进一步限定,步骤S7扫选过程中,731浮选剂用量为400~500g/t。
作为上述方案的进一步限定,步骤S7精选Ⅰ过程中,Na2CO3用量为150~200g/t,水玻璃用量为400~500g/t,精选Ⅱ~Ⅳ过程中,水玻璃用量为100~200g/t。
与现有技术相比,本发明的有益效果是:
(1)本发明采用浮选-重选-磁选联合流程,在有效抑制剂的共同作用下,实现了白钨矿、萤石和方解石三者的高效分离,提高了白钨的回收率,同时能对萤石进行综合回收利用,实现了白钨、萤石与方解石三者的高效分离。
(2)本发明在弱酸性条件下优先浮选萤石和白钨,再加入白钨和方解石抑制剂进行萤石精选,并将精选Ⅰ和精选Ⅱ的中矿通过摇床选钨,以获得一部分品位较高的白钨精矿;同时重选得到的细泥矿浆为中性,可直接加入pH调整剂调整矿浆pH至弱碱性,因此可大大降低捕收剂和酸的用量。
(3)本发明采用高效抑制剂HAD抑制白钨和方解石,进行萤石精选,所得萤石精矿质量较高(CaF2>97%),且其中WO3含量仅0.09%,因此可大大降低白钨在萤石精矿中的损失率。
(4)本发明在回收较粗粒级白钨的同时兼顾白钨细泥的回收,因此极大的提高了白钨的回收率。
(5)本发明重选处理的矿量是总矿量的25%~30%,大大降低重选的给矿量,减少摇床设备的数量,有效解决摇床占地面积大、处理量小的问题。
(6)本发明有效解决了因脱药造成的萤石损失,从而极大的提高了萤石回收率。
附图说明
图1是本发明的选矿方法的流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白,以下结合实施例,对本发明进行进一步详细说明;应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明,并不用于限定本发明;除非特别说明,本发明采用的试剂、方法和设备为本技术领域常规试剂、方法和设备。
下面通过具体的实施例子并结合附图对本发明做进一步的详细描述。
实施例1
以质量百分数计,本实施例采用含WO3 0.47%,CaF2 29.09%,CaCO3 38.53%,S2.8%,Fe 9.45%的白钨矿作为选矿原料。
如图1所示,一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,包括如下步骤:
S1、将白钨矿原矿采取、破碎至-2mm,然后将破碎后的矿石进行湿磨,磨矿细度为-0.074mm占68%,并添加水至矿浆浓度为35%;
S2、将步骤S1得到的原矿矿浆进行脱硫粗选、扫选和精选,得到硫化物精矿和脱硫尾矿;其中粗选过程中,硫酸用量为300g/t,丁基黄药用量为40g/t,丁铵黑药用量为20g/t;扫选药剂为丁基黄药用量为20g/t,丁铵黑药用量为10g/t;精选作业不添加任何浮选药剂;
S3、在步骤S2得到的脱硫尾矿中加入方解石抑制剂HAS 1500g/t,捕收剂妥尔皂250g/t,进行白钨萤石粗选,得到粗选精矿和尾矿1;
S4、将步骤S3得到的粗选精矿经6段闭路精选获得萤石精矿;精选每段作业均加入方解石和白钨矿抑制剂HAD,用量为250g/t,精选Ⅲ~Ⅵ的中矿依次逐级返回上一段精选作业;
S5、将精选Ⅰ和精选Ⅱ的中矿合并进入摇床重选,得到含铁的白钨精矿和摇床中矿及摇床尾矿,摇床中矿经过摇床再选,得到再摇精矿和再摇尾矿;
S6、将步骤S5得到的白钨精矿和摇床中矿合并进行磁选除铁,得到白钨精矿和铁矿物;
S7、将步骤S5得到的摇床尾矿和再摇尾矿合并进行细粒钨粗选、扫选和4段精选,得到钨细泥和尾矿2;
其中:方解石抑制剂HAS由柠檬酸、水玻璃、羧甲基纤维素按照质量比为2∶4∶1混合而成。
抑制剂HAD由硫酸、水玻璃、腐殖酸钠按照质量比为2∶2∶1混合而成。
细粒钨粗选过程中,NaOH用量为800g/t,Na2CO3用量为1000g/t,水玻璃用量为2500g/t,731浮选剂用量为1000g/t;
扫选过程中,731浮选剂用量为500g/t;
精选Ⅰ过程中,Na2CO3用量为200g/t,水玻璃用量为500g/t,精选Ⅱ~Ⅳ水玻璃用量为150g/t。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 97.18%,回收率为75.85%,含WO30.09%,CaCO3 0.61%;白钨精矿中含WO3 61.25%,回收率为58.64%;钨细泥中含WO332.19%,回收率为12.33%,钨的总回收率为70.97%。
实施例2
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S2中粗选过程中,硫酸用量为200g/t,丁基黄药用量为50g/t,丁铵黑药用量为10g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 96.34%,回收率为75.12%,含WO30.08%,CaCO3 0.65%;白钨精矿中含WO3 60.84%,回收率为57.83%;钨细泥中含WO331.92%,回收率为12.01%,钨的总回收率为69.84%。
实施例3
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S2中粗选过程中,硫酸用量为400g/t,丁基黄药用量为30g/t,丁铵黑药用量为30g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 96.71%,回收率为75.36%,含WO30.08%,CaCO3 0.63%;白钨精矿中含WO3 60.92%,回收率为57.91%;钨细泥中含WO331.94%,回收率为12.15%,钨的总回收率为70.06%。
实施例4
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S2扫选过程中,药剂丁基黄药用量为10g/t,丁铵黑药15g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 96.83%,回收率为75.40%,含WO30.08%,CaCO3 0.64%;白钨精矿中含WO3 60.97%,回收率为57.89%;钨细泥中含WO331.90%,回收率为12.21%,钨的总回收率为70.10%。
实施例5
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S2扫选过程中,药剂丁基黄药用量为30g/t,丁铵黑药5g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 96.79%,回收率为75.58%,含WO30.09%,CaCO3 0.65%;白钨精矿中含WO3 61.07%,回收率为58.03%;钨细泥中含WO332.14%,回收率为12.25%,钨的总回收率为70.28%。
实施例6
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S3中,方解石抑制剂HAS用量为1000g/t,捕收剂妥尔皂用量为300g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 97.07%,回收率为75.49%,含WO30.09%,CaCO3 0.62%;白钨精矿中含WO3 61.13%,回收率为58.32%;钨细泥中含WO332.09%,回收率为12.15%,钨的总回收率为70.47%。
实施例7
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S3中,方解石抑制剂HAS用量为2000g/t,捕收剂妥尔皂用量为200g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 97.11%,回收率为75.31%,含WO30.09%,CaCO3 0.63%;白钨精矿中含WO3 61.05%,回收率为58.17%;钨细泥中含WO332.13%,回收率为12.08%,钨的总回收率为70.25%。
实施例8
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S4中,精选每段作业均加入方解石和白钨矿抑制剂HAD,用量为100g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 96.01%,回收率为73.96%,含WO30.09%,CaCO3 0.65%;白钨精矿中含WO3 60.97%,回收率为57.92%;钨细泥中含WO331.93%,回收率为11.90%,钨的总回收率为69.82%。
实施例9
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S4中,精选每段作业均加入方解石和白钨矿抑制剂HAD,用量为400g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 97.11%,回收率为75.17%,含WO30.09%,CaCO3 0.63%;白钨精矿中含WO3 61.04%,回收率为57.99%;钨细泥中含WO332.04%,回收率为12.29%,钨的总回收率为70.28%。
实施例10
本实施例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S7中,细粒钨粗选过程中,NaOH用量为700g/t,Na2CO3用量为900g/t,水玻璃用量为2200g/t,731浮选剂用量为900g/t;扫选过程中,731浮选剂用量为400g/t;精选Ⅰ过程中,Na2CO3用量为150g/t,水玻璃用量为400g/t,精选Ⅱ~Ⅳ水玻璃用量为200g/t,其余与实施例1相同。
本实施例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 97.06%,回收率为75.48%,含WO30.09%,CaCO3 0.64%;白钨精矿中含WO3 61.03%,回收率为58.52%;钨细泥中含WO332.06%,回收率为12.18%,钨的总回收率为70.70%。
对比例1
本对比例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S2中,粗选过程中,硫酸用量为300g/t,丁基黄药用量为60g/t,丁铵黑药用量为0g/t,其余与实施例1相同。
本对比例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 90.21%,回收率为70.92%,含WO30.09%,CaCO3 0.71%;白钨精矿中含WO3 53.69%,回收率为51.90%;钨细泥中含WO327.38%,回收率为9.54%,钨的总回收率为61.44%。
对比例2
本对比例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S4中经1段闭路精选获得萤石精矿,方解石和白钨矿抑制剂HAD用量为1500g/t,其余与实施例1相同。
本对比例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 82.45%,回收率为59.74%,含WO30.16%,CaCO3 0.84%;白钨精矿中含WO3 51.49%,回收率为50.18%;钨细泥中含WO326.95%,回收率为9.73%,钨的总回收率为59.91%。
对比例3
本对比例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:未进行步骤S5摇床重选及摇床再选,其余与实施例1相同。
本对比例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 93.58%,回收率为69.37%,含WO30.09%,CaCO3 0.61%;白钨精矿中含WO3 50.98%,回收率为48.92%;钨细泥中含WO324.89%,回收率为9.16%,钨的总回收率为58.08%。
对比例4
本对比例提供一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,与实施例1相比,不同之处在于:步骤S7为:将步骤S5得到的摇床尾矿和再摇尾矿合并进行细粒钨粗选、扫选和1段精选,得到钨细泥和尾矿2;其中:精选Ⅰ过程中,Na2CO3用量为200g/t,水玻璃用量为950g/t,其余与实施例1相同。
本对比例中浮选获得的萤石精矿中含CaF2 96.16%,回收率为74.25%,含WO30.09%,CaCO3 0.67%;白钨精矿中含WO3 56.57%,回收率为51.38%;钨细泥中含WO326.37%,回收率为8.94%,钨的总回收率为60.32%。
以上所述,仅为本发明的说明实施例,并非对本发明任何形式上和实质上的限制,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员,在不脱离本发明方法的前提下,做出的若干改进和补充也应视为本发明的保护范围;凡熟悉本专业的技术人员,在不脱离本发明精神和范围的情况下,利用以上所揭示的技术内容做出的些许更改、修饰与演变的等同变化,均为本发明的等效实施例;同时,凡依据本发明的实质技术对上述实施例所做的任何等同变化的更改、修饰与演变,均仍属于本发明的保护范围。
Claims (10)
1.一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1、将白钨矿原矿采取、破碎后磨细,并加水得到原矿矿浆;
S2、将步骤S1得到的原矿矿浆进行脱硫粗选、扫选和精选,得到硫化物精矿和脱硫尾矿;
S3、在步骤S2得到的脱硫尾矿中加入方解石抑制剂HAS,捕收剂妥尔皂,进行白钨萤石粗选,得到粗选精矿和尾矿1;
S4、将步骤S3得到的粗选精矿经六段闭路精选获得萤石精矿;
S5、将精选Ⅰ和精选Ⅱ的中矿合并进入摇床重选,得到含铁的白钨精矿和摇床中矿及摇床尾矿,摇床中矿经过摇床再选,得到再摇精矿和再摇尾矿;
S6、将步骤S5得到的白钨精矿和摇床中矿合并进行磁选除铁,得到白钨精矿和铁矿物;
S7、将步骤S5得到的摇床尾矿和再摇尾矿合并进行细粒钨粗选、扫选和4段精选,得到钨细泥和尾矿2。
2.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S1中,磨矿细度为-0.074mm的含量占总量的65~78%。
3.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S1中,添加水至矿浆浓度为30~40%。
4.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S2粗选过程中,硫酸用量为200~400g/t,丁基黄药用量为30~50g/t,丁铵黑药用量为10~30g/t。
5.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S2扫选过程中,药剂丁基黄药用量为10~30g/t,丁铵黑药5~15g/t。
6.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S3中,方解石抑制剂HAS用量为1000~2000g/t,捕收剂妥尔皂用量为200~300g/t
7.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S4中,精选每段作业均加入能同时抑制方解石和白钨矿的抑制剂HAD,用量为100~400g/t,且得到的精选Ⅲ~Ⅵ的中矿依次逐级返回上一段精选作业。
8.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S7细粒钨粗选过程中,NaOH用量为700~900g/t,Na2CO3用量为900~1000g/t,水玻璃用量为2000~2500g/t,731浮选剂用量为900~1000g/t。
9.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S7扫选过程中,731浮选剂用量为400~500g/t。
10.根据权利要求1所述的一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,步骤S7精选Ⅰ过程中,Na2CO3用量为150~200g/t,水玻璃用量为400~500g/t,精选Ⅱ~Ⅳ过程中,水玻璃用量为100~200g/t。
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