CN111841826A - 一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法，所述方法包括：在原矿入磨前，抛除矿石中比重低于白钨和萤石的轻比重矿物；将磨矿后的矿浆先进行白钨萤石混合浮选得到白钨萤石混合粗精矿和尾矿Ⅰ；然后将所述白钨萤石混合粗精矿精选分离得到白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿；再将所述白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅰ和萤石精矿；将所述白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。本发明避免了大量易浮萤石在常规白钨矿优先浮选流程中损失在白钨加温浮选尾矿中的情况发生，实现了白钨的分步回收和萤石的综合回收。

Description

一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，更具体地，涉及一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法。
背景技术
钨矿资源主要包括黑钨矿、白钨矿和黑白钨混合矿，其中白钨矿常常与萤石、方解石等含钙矿物紧密共伴生，在浮选回收白钨时必须考虑含钙矿物之间的分离以及萤石的综合回收。对于CaCO3品位30％～50％、WO3品位0.10％～0.50％、CaF2品位5％～15％的高碳酸钙型低品位白钨矿，由于CaCO3品位高、WO3品位和CaF2品位低，采用常规选矿工艺流程，白钨、萤石的综合回收率较低或者萤石根本无法回收。
目前，针对高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法主要有如下几种：
1)优先浮选白钨-白钨浮选尾矿中浮选回收萤石工艺：常温下优先浮选白钨矿得到WO3品位5％～10％、CaF2品位25％～50％，WO3回收率70％～85％、CaF2回收率20％～35％的白钨粗精矿，白钨粗精矿采用“彼得罗夫法”加温浮选抑制萤石、方解石等脉石矿物，得到WO3品位大于65％的白钨精矿，再在常温钨浮选尾矿中回收萤石。由于白钨加温浮选作业加入大量的氢氧化钠、碳酸钠、硫化钠、水玻璃等强碱性调整剂和强抑制剂，强碱性矿浆环境和大量抑制剂造成萤石矿物表面被强烈抑制，因此白钨粗精矿中20％～35％的易浮萤石最终损失在白钨加温浮选尾矿中。
2)白钨萤石混合浮选-混合精矿抑制白钨浮选萤石-萤石粗精矿再磨精选-白钨粗精矿摇床重选-白钨精矿和重选钨精矿分别酸浸工艺(专利公开号CN102489393A)：该工艺流程复杂，且白钨矿粒度普遍较细，重选选别指标较差。
3)优先浮选萤石-选萤石尾矿中浮选回收钨工艺(专利公开号CN104084315A)：该工艺与优先浮选白钨抑制萤石工艺的的缺陷类似，且萤石产率较大，萤石精矿中夹带白钨矿必然造成白钨在萤石精矿中的损失。
由于碳酸钙相较于白钨和萤石更易在磨矿过程中泥化以及碳酸钙在矿浆中的溶解度更高，导致矿浆中杂质离子含量高、选矿流程中矿循环负荷大，从而恶化选别指标。然而，以上三种选矿工艺均未能很好地解决高碳酸钙带来的技术难题以及最大限度回收共伴生萤石资源。
发明内容
针对现有技术存在的不足，本发明提供一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法，有效提高白钨矿的选矿回收率，同时综合回收共伴生萤石资源。
本发明实施例提供一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法，包括：
在原矿入磨前，抛除矿石中比重低于白钨和萤石的轻比重矿物；
将磨矿后的矿浆先进行白钨萤石混合浮选得到白钨萤石混合粗精矿和尾矿Ⅰ；
然后将所述白钨萤石混合粗精矿进行精选分离得到白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿；
再将所述白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅰ和萤石精矿；将所述白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。
本发明所述高碳酸钙型低品位白钨矿为CaCO3品位30％～50％、WO3品位0.1％～0.5％、CaF2品位5％～15％的原矿。
本发明的有益效果：
本发明针对含CaCO3品位30％～50％、WO3品位0.10％～0.50％、CaF2品位5％～15％的矿石，在原矿入磨前进行抛矿预处理，大幅降低了入磨矿量、提高了浮选指标、节约了尾矿库库容、同时预抛轻产品可以作为建材原材料新增了尾矿附加值；采用“白钨与萤石混合浮选-白钨萤石混合粗精矿精选分离-白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿分别加温浮选”的选矿工艺，避免了大量易浮萤石在常规白钨矿优先浮选流程中损失在白钨加温浮选尾矿中的情况发生，实现了白钨的分步回收和萤石的综合回收。
附图说明
图1为本发明实施例提供的一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法的流程示意图；
图2为本发明实施例提供的高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法中重介质旋流器预处理的流程示意图；
图3为本发明实施例提供的高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法中脱除硫化物的流程示意图；
图4为本发明实施例提供的高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法中白钨萤石混合浮选的流程示意图；
图5为本发明实施例提供的高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法中白钨萤石混合粗精矿精选的流程示意图；
图6为本发明实施例提供的高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法中白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选的流程示意图；
图7为本发明实施例提供的高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法中白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选的流程示意图。
具体实施方式
以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件者，按照本领域内的文献所描述的技术或条件，或者按照产品说明书进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可通过正规渠道商购买得到的常规产品。
本发明实施例提供的选矿方法主要适用于含CaCO3品位30％～50％、WO3品位0.10％～0.50％、CaF2品位5％～15％的高碳酸钙型低品位白钨矿。
本发明实施例提供一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法，包括：
在原矿入磨前，抛除矿石中比重低于白钨和萤石的轻比重矿物；
将磨矿后的矿浆先进行白钨萤石混合浮选得到白钨萤石混合粗精矿和尾矿Ⅰ；
然后将所述白钨萤石混合粗精矿进行精选分离得到白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿；
再将所述白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅰ和萤石精矿；将所述白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。
上述技术方案中，在原矿入磨前，抛除矿石中的轻比重矿物，主要是已经单体解离的碳酸钙，一方面可以大幅降低入磨矿量，增加选矿处理量，另一方面，可以降低碳酸钙的干扰，提高浮选指标，节约尾矿库库容，同时预抛轻产品可以作为建材原材料新增了尾矿附加值。
采用“白钨与萤石混合浮选-白钨萤石混合粗精矿精选分离-白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿分别加温浮选”的选矿工艺，避免了大量易浮萤石在常规白钨矿优先浮选流程中损失在白钨加温浮选尾矿中的情况发生，也实现了白钨的分步回收和萤石的综合回收。
作为本发明的优选实施例，所述选矿方法流程如图1所示，具体包括以下步骤：
a)重介质旋流器预处理：在原矿入磨前，首先将原矿破碎、筛分后进行重介质旋流器预处理，抛除矿石中的轻比重矿物(主要为已经单体解离的碳酸钙)，得到预抛轻产品和预抛重产品；然后将预抛重产品和-0.5mm粒级合并入磨进行后续选别；
b)硫化矿物脱除：将预抛重产品和-0.5mm粒级合并入磨，得到浮选矿浆，然后加入硫化矿浮选的选矿药剂，得到脱硫产品(主要是硫化矿物)和脱硫尾矿(即脱除硫化物的矿浆)；
c)白钨萤石混合浮选：在脱硫尾矿中继续加入选矿药剂，浮选得到白钨萤石混合粗精矿和尾矿Ⅰ；
d)白钨萤石混合粗精矿精选分离：向白钨萤石混合粗精矿中加入选矿药剂，精选分离得到白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿；
e)白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离：将以白钨萤石为主的高品位混合精矿转移至浮选槽中，加入选矿药剂，加温并搅拌，分离获得白钨精矿Ⅰ和萤石精矿；
f)白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离：将以白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿转移至浮选槽中，加入选矿药剂，加温并搅拌，分离获得白钨精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。
进一步地，步骤a)具体为：将原矿破碎、筛分后倒入重介质旋流器中进行重介质选别，得到预抛轻产品和预抛重产品，然后将预抛重产品和-0.5mm粒级合并入磨；其中所述重介质旋流器的入选粒度范围为-30+0.5mm粒级，其中重介质比重为2.0～3.0。
步骤b)中，入磨物料经磨矿后得到的浮选矿浆质量浓度为30％～45％，浮选细度为-0.074mm占65％～90％。其中，所述选矿药剂为：硫酸铜50～200g/t，丁基黄药50～200g/t和松油醇5～30g/t。优选地，所述硫化矿浮选包括粗选1～2次、扫选1～3次和精选1～3次。
步骤c)中，所述选矿药剂为：碳酸钠和氢氧化钠中的一种或两种500～3000g/t，水玻璃500～8000g/t，氧化石蜡皂100～800g/t和油酸100～800g/t。优选地，所述白钨萤石混合浮选包括粗选1～2次、扫选1～3次和精选1～3次。
步骤d)中，在白钨萤石混合粗精矿矿浆中加入抑制碳酸盐的选矿药剂酸化水玻璃，并搅拌；优选地，酸化水玻璃用量为100～1000g/t。优选地，所述白钨萤石混合粗精矿精选包括精选4～8次和精扫选1～3次；精扫选补加白钨萤石捕收剂氧化石蜡皂10～50g/t和油酸10～50g/t。
步骤e)中，在白钨萤石为主的高品位混合精矿矿浆中加入选矿药剂，加温并搅拌1小时，所用选矿药剂为：氢氧化钠500～3000g/t，水玻璃3000～7000g/t和氧化石蜡皂20～100g/t。
优选地，所述白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离包括粗选1～2次、扫选1～3次和精选4～8次。采用氢氧化钠作为pH调整剂，在pH值12.5以上加温浮选实现了白钨与萤石的分离；扫选捕收剂为氧化石蜡皂5～30g/t；精选抑制剂为水玻璃200～500g/t。
步骤f)中，在白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿矿浆中加入选矿药剂，加温并搅拌1小时，所用选矿药剂为：碳酸钠500～3000g/t，水玻璃3000～7000g/t和氧化石蜡皂20～100g/t。
优选地，所述白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离包括粗选1～2次、扫选1～3次和精选4～8次。扫选捕收剂为氧化石蜡皂5～30g/t；精选抑制剂为水玻璃200～500g/t。
下面结合具体实施例进一步说明：
实施例1
原矿平均品位为：CaCO3品位37.86％、WO3品位0.32％、CaF2品位9.19％，主要金属矿物为白钨矿，少量黄铁矿，非金属矿物主要为方解石、萤石，少量长石、石英等硅酸盐类脉石矿物，原矿属于高碳酸钙型低品位白钨矿。
本实施例选矿方法具体步骤如下：
a)重介质旋流器预处理：将原矿破碎至-15mm，然后筛分成-15+0.5mm粒级和-0.5mm粒级；将-15+0.5mm粒级倒入介质比重为2.37的重介质旋流器中进行预处理得到预抛轻产品和预抛重产品；然后将预抛重产品和-0.5mm粒级合并入磨进行后续选别，如图2所示。
b)硫化矿物脱除：磨矿后，在-0.074mm占80％、浓度为40％的浮选矿浆中加入硫化矿物的浮选药剂硫酸铜50g/t，丁基黄药50g/t和松油醇20g/t，并搅拌；经过一次粗选得到泡沫产品；将泡沫产品转移至另一个浮选槽进行一次精选，一次精选所得泡沫产品为硫化矿物；继续在粗选浮选槽中加入丁基黄药10g/t和松油醇5g/t，并搅拌；经过一次扫选得到浮选槽槽底产品即硫化矿扫选尾矿，如图3所示。
c)白钨萤石混合浮选：在硫化矿扫选尾矿矿浆中加入白钨萤石混合浮选的选矿药剂：碳酸钠500g/t调整矿浆pH值在8.5，水玻璃6000g/t，氧化石蜡皂300g/t和油酸200g/t，并搅拌；经过一次粗选得到泡沫产品；将泡沫产品转移至另一个浮选槽加入水玻璃200g/t，并搅拌，进行一次精选，一次精选所得泡沫产品再转移至下一个浮选槽进行二次精选，依次类推进行三次精选，第三次精选所得泡沫产品即为白钨萤石混合粗精矿；依次在粗选浮选槽槽底产品中加入氧化石蜡皂60g/t和油酸40g/t，并搅拌，共进行三次扫选，三次扫选的槽底产品为尾矿Ⅰ，如图4所示。
d)白钨萤石混合粗精矿精选分离：在白钨萤石混合粗精矿矿浆中加入抑制碳酸盐的选矿药剂酸化水玻璃300g/t并搅拌，经过一次精选得到泡沫产品；将一次精选所得泡沫产品转移至另一个浮选槽加入酸化水玻璃进行二次精选，依次类推进行六次精选，第六次精选所得泡沫产品即为白钨萤石为主的高品位混合精矿；在一次精选的槽底产品中加入白钨、萤石捕收剂氧化石蜡皂10g/t和油酸10g/t进行一次精扫选，一次精扫选的槽底产品即为白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿，如图5所示。
e)白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离：在白钨萤石为主的高品位混合精矿矿浆中加入白钨矿与萤石矿加温浮选的选矿药剂：氢氧化钠1000g/t调整矿浆pH值为12.5，水玻璃6000g/t，氧化石蜡皂30g/t，并加温搅拌1小时，经过一次粗选得到泡沫产品；将泡沫产品转移至另一个浮选槽加入水玻璃200g/t，并搅拌，进行一次精选，一次精选所得泡沫产品再转移至下一个浮选槽进行二次精选，依次类推进行五次精选，第五次精选所得泡沫产品即为白钨精矿Ⅰ；依次在粗选浮选槽槽底产品中加入氧化石蜡皂10g/t，并搅拌；共进行两次扫选，二次扫选的槽底产品为萤石精矿，如图6所示。
f)白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离：在白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿矿浆中加入白钨矿加温浮选的选矿药剂：碳酸钠1000g/t，水玻璃6000g/t，氧化石蜡皂30g/t，并加温搅拌1小时，经过一次粗选得到泡沫产品；将泡沫产品转移至另一个浮选槽加入水玻璃200g/t，并搅拌，进行一次精选，一次精选所得泡沫产品再转移至下一个浮选槽进行二次精选，依次类推进行五次精选，第五次精选所得泡沫产品即为白钨精矿Ⅱ；依次在粗选浮选槽槽底产品中加入氧化石蜡皂10g/t，并搅拌；共进行两次扫选，二次扫选的槽底产品为尾矿Ⅱ，如图7所示。
实施例1的试验结果见表1。
表1实施例1的试验结果
Figure BDA0002534950920000081
综上所述，本发明实施例的选矿方法，在原矿入磨前采用重介质旋流器预处理，大幅降低了入磨矿量、提高了浮选指标、节约了尾矿库库容、同时预抛轻产品可以作为建材原材料新增了尾矿附加值；采用“白钨与萤石混合浮选-白钨萤石混合粗精矿精选分离-白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿分别加温浮选”的选矿工艺，避免了大量易浮萤石在常规白钨矿优先浮选流程中损失在白钨加温浮选尾矿的情况发生，实现了白钨的分步回收和萤石的综合回收。最终得到WO3品位>65％的白钨精矿和CaF2品位>90％的萤石精矿，相对原矿WO3回收率>79％、CaF2回收率>19％。白钨与萤石综合选矿指标良好，适于推广应用。
虽然，上文中已经用一般性说明及具体实施方案对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。

Claims (9)

1.一种高碳酸钙型低品位白钨矿的选矿方法，其特征在于，包括：
在原矿入磨前，抛除矿石中比重低于白钨和萤石的轻比重矿物；
将磨矿后的矿浆先进行白钨萤石混合浮选得到白钨萤石混合粗精矿和尾矿Ⅰ；
然后将所述白钨萤石混合粗精矿进行精选分离得到白钨萤石为主的高品位混合精矿和白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿；
再将所述白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅰ和萤石精矿；将所述白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离获得白钨精矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述高碳酸钙型低品位白钨矿为CaCO3品位30％～50％、WO3品位0.1％～0.5％、CaF2品位5％～15％的原矿。
3.根据权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，采用重介质旋流器抛除矿石中的轻比重矿物，所述重介质旋流器的入选粒度范围为-30+0.5mm粒级，重介质比重为2.0～3.0。
4.根据权利要求1～3任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述磨矿后的矿浆质量浓度为30％～45％，细度为-0.074mm占65％～90％。
5.根据权利要求1～4任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述白钨萤石混合浮选的选矿药剂为：碳酸钠和氢氧化钠中的一种或两种500～3000g/t，水玻璃500～8000g/t，氧化石蜡皂100～800g/t和油酸100～800g/t。
6.根据权利要求1～5任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述白钨萤石混合粗精矿进行精选分离的选矿药剂为酸化水玻璃100～1000g/t。
7.根据权利要求1～6任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述白钨萤石为主的高品位混合精矿加温浮选分离过程中，粗选的选矿药剂为：氢氧化钠500～3000g/t，水玻璃3000～7000g/t和氧化石蜡皂20～100g/t；精选抑制剂为水玻璃200～500g/t。
8.根据权利要求1～7任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述白钨碳酸钙为主的低品位白钨粗精矿加温浮选分离过程中，粗选的选矿药剂为：碳酸钠500～3000g/t，水玻璃3000～7000g/t和氧化石蜡皂20～100g/t；精选抑制剂为水玻璃200～500g/t。
9.根据权利要求1～8任一项所述的选矿方法，其特征在于，所述选矿方法还包括在进行所述白钨萤石混合浮选之前，先进行硫化矿物脱除，所用选矿药剂为：硫酸铜50～200g/t、丁基黄药50～200g/t和松油醇5～30g/t。
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