CN111841871A - 一种低品位钨矿石的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种低品位钨矿石的选矿方法,采用包括破碎筛分‑光电分选‑细碎筛分‑磨矿‑双温浮选组合工艺,三级抛尾得到合格的钨精矿,实现了低品位钨矿资源的利用,既能高效回收钨,钨矿W2O3回收率达到85%以上,又能降低选别成本,提高资源综合利用率,具有方法简便易行、操作性强、对环境友好,对其他矿种低品位矿石的利用也有着重要的借鉴意义等优点,适于矿冶行业应用。
Description
技术领域
本发明涉及一种低品位钨矿石的选矿方法,适于矿冶行业应用。
背景技术
矿冶行业将钨矿石中W2O3含量≤0.2%定义为低品位钨矿石,即不具有工业开采价值的钨矿石。目前业内对所有品位的钨矿的选矿主要采用常温浮选或加温浮选两种工艺,低品位钨矿石采用常温浮选工艺回收率60%左右,采用加温浮选工艺回收率70%左右,用这两种方法浮选低品位钨矿石,存在以下问题:一是得到钨精矿中W2O3品位仅达到30%~40%左右,无法达到合格;二是选别成本高,以致造成低品位钨矿石资源无法回收利用。
为解决低品位钨矿石资源无法回收利用问题,有人对低品位钨矿石采用手选、重选、重介质分选、光选等方法进行预先抛尾,但选别难、效率低。经本发明人检索,有人在广义的钨矿石回收利用有所突破:中国专利CN110227603A公开了“一种钨矿的分选方法”,该法针对的是重的钨矿,采用重介液旋流器分选,将比重较大的钨矿物与脉石矿物初步分离,再对重矿料脱重后再进行后续选别,该方法重介液成本高、重液脱除难度大、处理能力难于提高;中国专利CN109894268A公开了“一种黑钨矿抛尾提精的选矿方法”,该法针对的是黑钨矿,采取对0.04mm以上粒级采用螺旋选矿机和螺旋溜槽粗选、摇床精选,得到重选钨精矿;
0.04mm以下粒级的黑白钨矿石先浮选脱硫,浮硫尾矿浮选+离心选矿机重选得到细泥钨精矿,该分选方法受采用重选工艺,实际生产选厂布置难度大、生产操作难控制、处理能力受到限制;当然,还有人在较为接近的低品位钨矿石回收利用有所突破:中国专利CN110479494A公开了“一种提升低品位白钨矿浮选精矿品位的精选方法”,该法针对的是低品位白钨矿,采用“常温粗选+加温精选+重选+重选尾矿二次加温浮选”的组合工艺,虽然能提高白钨矿的品位和品质,但其流程长,且重选效率低、投资高、吨矿成本高;中国专利CN101869876A公开了“一种低品位白钨矿的选矿方法”,该法针对的是低品位白钨矿,采取以下工艺步骤:重选抛尾、磁选除铁、硫化矿浮选、白钨常温粗选、白钨加温精选,能回收合格的白钨矿,但该方法工艺复杂、选别流程长,吨矿成本高,另外受重选工艺影响,较难达到规模化。
为此研发一种低品位钨矿石的选矿方法就显得尤为迫切且意义重大。
发明内容
本发明的任务是为了克服现有工艺的不足,提供一种低品位钨矿石的选矿方法,它既能高效回收钨,又能降低选别成本,提高资源综合利用率。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的:
一种低品位钨矿石的选矿方法,采用包括破碎筛分-光电分选-细碎筛分-磨矿-双温浮选组合工艺,三级抛尾得到合格的钨精矿,实现了低品位钨矿资源的利用。
说明书中涉及的百分比均为质量百分比,低品位钨矿石是指W2O3含量≤0.2%的钨矿石。
本发明具有以下优点或效果:
(1)采用破碎筛分-光电选抛尾-磨矿-两温浮选组合工艺,实现了低品位钨矿资源的利用。
(2)对低品位钨矿石磨矿筛分后,将主要的12~60mm粒级矿石进行光电分选,可抛弃约占总重量27.265%的废石,可降低进入磨浮的矿量,使磨浮入选品位提高约两倍。
(3)将经过常温浮选的粗选精矿浓缩再加温精选,得到合格的钨精矿产品,钨矿W2O3回收率达到85%以上。
(4)经过预选抛尾,既提高了入选品位,又降低磨浮矿量、浮选药剂用量等选别成本,实现低品位钨矿资源的高效利用。
(5)方法简便易行、操作性强、对环境友好,对其他矿种低品位矿石的利用也有着重要的借鉴意义。
附图说明
图1是根据本发明提出的一种低品位钨矿石的选矿方法的工艺流程图。
以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
具体实施方式
如图1所示,本发明的一种低品位钨矿石的选矿方法,采用包括破碎筛分-光电分选-细碎筛分-磨矿-双温浮选组合工艺,三级抛尾得到合格的钨精矿,实现了低品位钨矿资源的利用。
本发明的方法可以进一步是,
它包括如下具体顺序工艺步骤和条件:
(A)破碎筛分:将原矿粗碎到-80mm以下,经双层原振筛筛分,分出-12mm以下、12~60mm和+60mm以上三种粒级矿石;
(B)光电分选:将步骤(A)所得12~60mm粒级矿石均匀给入光电选机,得富集后的精矿1和大量可以抛尾的W2O3含量小于0.023%的尾矿1;
(C)细碎筛分:将步骤(B)得到的精矿1通过细碎和筛分闭路流程,得到-12mm以下粒级和+12mm以上粒级矿石;
(D)磨矿:将步骤(A)得到的-12mm以下粒级和步骤(C)得到的 -12mm以下粒级两部分矿石一并给入球磨机,矿石与水按质量比约1:0.25 加入水进行磨矿,得磨矿细度-0.074mm占50.0~55.0%的矿浆;
(E)常温浮选:依次向步骤(D)得到的矿浆中添加调整剂800~1000 g/t,水玻璃200~300g/t,捕收剂(731)250~300g/t,控制浮选浓度为 50~60%,在常温下进行粗选,得到粗精矿和尾矿2。
(F)加温精选:将步骤(E)得到粗精矿浓缩至70%的浓度,用蒸汽加温到80℃左右并保温10~15分钟,添加氢氧化钠100~200g/t、水玻璃 2500~4000g/t、捕收剂(731)50~100g/t,搅拌5分钟进行浮选,经常规的一次粗选五次精选和三次扫选,得到产品钨精矿和最终尾矿3。
将步骤(A)破碎筛分的+60mm以上粒级矿石经中细碎圆锥破碎后返回原振筛再筛分。
将步骤(C)细碎筛分的+12mm以上粒级矿石再返回进行细碎筛分。
将(B)光电分选的尾矿1用于铺路或采空区充填。
发明人所做的试验均以云南某钨矿矿石为原料,该矿石中以白钨矿为主、仅有少量的黑钨矿、锡石、褐铁矿,磁黄铁矿、黄铁矿等,脉石矿物主要为石英、透闪石等,矿石结构致密,属中等可磨性矿石。
现从大量试验例选出如下二例作为实施例加以佐证:
实施例1
将原矿粗碎到-80mm以下,经双层原振筛筛分,+60mm粒级经中细碎圆锥破碎后返回原振筛筛分,-12mm粒级进入磨矿,12~60mm粒级进入光电选。12~60mm粒级进入光电选进行预先抛尾,光电选机得到可抛弃的尾矿1产率27.265%、W2O3品位0.02%,精矿1中W2O3含量提高到0.403%;精矿1经细碎-筛分闭路流程破碎到-12mm以下粒级;粗碎-筛分得到的-12mm以下粒级和光电选精矿1破碎得到的-12mm以下粒级两部分矿石合并后给入球磨机,矿与水按质量比1:0.25加入水进行磨矿,磨矿产品为细度-0.074mm占55.0%;磨机排矿中依次添加调整剂碳酸钠800g/t,水玻璃300g/t,捕收剂731用量250g/t,浮选浓度在55%,进行粗选,粗选精矿经浓缩进入加温浮选,粗选尾矿经三次扫选得到尾矿2,扫选中矿依次返回;粗选精矿固液比为7:3时,用蒸汽加温到80℃左右,依次添加氢氧化钠100g/t、水玻璃2500g/t、捕收剂731用量100g/t搅拌5分钟后,进行加温浮选,经一次粗选五次精选三次扫选,得到钨精矿和尾矿3。
实施例2
将原矿粗碎到-80mm以下,经双层原振筛筛分,+60mm粒级经中细碎圆锥破碎后返回原振筛筛分,-12mm粒级进入磨矿,12~60mm粒级进入光电选。12~60mm粒级进入光电选进行预先抛尾,光电选机得到可抛弃的尾矿1产率产率27.678%、W2O3品位0.023%,精矿1中W2O3含量提高到0.4%;精矿1经细碎-筛分闭路流程破碎到-12mm以下粒级;粗碎-筛分得到的 -12mm以下粒级和光电选精矿1破碎得到的-12mm以下粒级两部分矿石合并后给入球磨机,矿与水按质量比1:0.25加入水进行磨矿,磨矿产品为细度-0.074mm占60.0%;磨机排矿中依次添加调整剂碳酸钠1000g/t,水玻璃400g/t,捕收剂731用量200g/t,浮选浓度在55%,进行粗选,粗选精矿经浓缩进入加温浮选,粗选尾矿经三次扫选得到尾矿2,扫选中矿依次返回;粗选精矿固液比为7:3时,用蒸汽加温到80℃左右,依次添加氢氧化钠150g/t、水玻璃3000g/t、捕收剂731用量120g/t搅拌5 分钟后,进行加温浮选,经一次粗选五次精选三次扫选,得到钨精矿和尾矿3。
实施例2只有磨矿细度及药剂用量与实施例1不同,其它条件与实施例1过程完全相同。试验结果见表1。以上两个实施例的实施情况表明,较粗粒级矿石通过光电分选抛弃27%以上尾矿,金属损失率仅3%作业,可将进入磨矿浮选的品位从0.197%提高到0.264%,通过浮选粗精矿加温精选,得到W2O3含量50%以上的合格钨精矿。
表1各实施例试验结果
从表1中可看出,钨矿W2O3回收率达到85%以上,入选品位达到50%以上,目前尚无其它方法的对比例。
如上所述,便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式,但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制,其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化,均应为等效的置换方式,都包含在本发明的保护范围内。
Claims (6)
1.一种低品位钨矿石的选矿方法,其特征在于采用包括破碎筛分-光电分选-细碎筛分-磨矿-双温浮选组合工艺,三级抛尾得到合格的钨精矿,实现了低品位钨矿资源的利用。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征是包括如下具体顺序工艺步骤和条件:
(A)破碎筛分:将原矿粗碎到-80mm以下,经双层原振筛筛分,分出-12mm以下、12~60mm和+60mm以上三种粒级矿石;
(B)光电分选:将步骤(A)所得12~60mm粒级矿石均匀给入光电选机,得富集后的精矿1和大量可以抛尾的W2O3含量小于0.023%的尾矿1;
(C)细碎筛分:将步骤(B)得到的精矿1通过细碎和筛分闭路流程,得到-12mm以下粒级和+12mm以上粒级矿石;
(D)磨矿:将步骤(A)得到的-12mm以下粒级和步骤(C)得到的-12mm以下粒级两部分矿石一并给入球磨机,矿石与水按质量比约1:0.25加入水进行磨矿,得磨矿细度-0.074mm占50.0~55.0%的矿浆;
(E)常温浮选:依次向步骤(D)得到的矿浆中添加调整剂800~1000g/t,水玻璃200~300g/t,捕收剂(731)250~300g/t,控制浮选浓度为50~60%,在常温下进行粗选,得到粗精矿和尾矿2。
(F)加温精选:将步骤(E)得到粗精矿浓缩至70%的浓度,用蒸汽加温到80℃左右并保温10~15分钟,添加氢氧化钠100~200g/t、水玻璃2500~4000g/t、捕收剂(731)50~100g/t,搅拌5分钟进行浮选,经常规的一次粗选五次精选和三次扫选,得到产品钨精矿和最终尾矿3。
3.根据权利要求2所述的方法,其特征是将步骤(A)破碎筛分的+60mm以上粒级矿石经中细碎圆锥破碎后返回原振筛再筛分。
4.根据权利要求2所述的方法,其特征是将步骤(C)细碎筛分的+12mm以上粒级矿石再返回进行细碎筛分。
5.根据权利要求2所述的方法,其特征是将(B)光电分选的尾矿1用于铺路或采空区充填。
6.根据权利要求2所述的方法,其特征是将步骤(E)常温浮选的尾矿2和步骤(F)加温精选的尾矿3弃于尾矿库。
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