CN112871456A - 处理白钨锡石混合精矿的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种处理白钨锡石混合精矿的方法，其中，通过将白钨锡石混合精矿与水混合进行调浆，可以得到混合浆料，并将所述混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行粗选，即可分离得到锡精矿和白钨粗精矿，然后对白钨粗精矿的表面药剂进行去除后加水调浆，并将得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行精选，即可分离得到白钨精矿和尾矿。利用该方法对白钨锡石混合精矿进行分离，实现了在常温、常规药剂条件下粗粒级、次细粒级、细粒级高品位白钨锡石混合精矿的分离，保证了较好分离效果的同时节约了生产成本。粗粒级、次细粒级的白钨回收率达到85％以上，锡回收率达到了95％，细粒级白钨、锡石回收率均大于95％。

Description

处理白钨锡石混合精矿的方法
技术领域
本发明属于矿物加工领域，具体涉及一种处理白钨锡石混合精矿的方法。
背景技术
目前从白钨锡石混合精矿分离回收白钨、锡石的方法有“彼得罗夫蒸汽加温法”和“电选法”。“彼得罗夫蒸汽加温法”的特点是在浮选过程中通入蒸汽，矿物在浮选药剂的作用下使锡石和脉石矿物被强烈抑制，而白钨浮上来，以此实现白钨、锡石分离。高压“电选法”是利用锡石导电的物理特性在高电压作用下使白钨、锡石分离。两种选矿方法在工艺上也较成熟，被广泛采用。但是“蒸汽加温法”生产成本较高，效率低，而高压“电选法”生产上只能实现部分粒度较粗的白钨、锡石分离或起预先富集作用，实际生产当中有90％以上的矿物经过电选还需通过浮选才能实现白钨和锡石分离。
因此，现有白钨锡石混合精矿分离技术有待改进。
发明内容
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种处理白钨锡石混合精矿的方法，利用该方法对白钨锡石混合精矿进行分离，实现了在常温、常规药剂条件下粗粒级、次细粒级、细粒级高品位白钨锡石混合精矿的分离。粗粒级、次细粒级白钨回收率达到85％以上，锡回收率达到了95％，细粒级白钨、锡石回收率均大于95％。
本发明提出了一种处理白钨锡石混合精矿的方法。根据本发明的实施例，所述处理白钨锡石混合精矿的方法包括：
(1)将白钨锡石混合精矿与水混合进行调浆，以便得到混合浆料；
(2)将所述混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行粗选，以便得到锡精矿和白钨粗精矿；
(3)去除所述白钨粗精矿表面药剂，然后加水调浆；
(4)将步骤(3)得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行精选，以便得到白钨精矿和尾矿。
根据本发明实施例的处理白钨锡石混合精矿的方法，通过将白钨锡石混合精矿与水混合进行调浆，可以得到混合浆料，并将所述混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行粗选，其中硫化钠、碳酸钠和硅酸钠可以将锡石抑下去，而捕收剂可以将白钨浮上来，从而可分离得到锡精矿和白钨粗精矿，然后对白钨粗精矿的表面药剂进行去除后加水调浆，并将得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行精选，其中氢氧化钠和硅酸钠可以将锡石抑下去，而捕收剂可以将白钨浮上来，从而可进一步分离得到白钨精矿和尾矿。利用该方法对白钨锡石混合精矿进行分离，实现了在常温、常规药剂条件下粗粒级、次细粒级、细粒级高品位白钨锡石混合精矿的分离，保证了较好分离效果的同时节约了生产成本。粗粒级、次细粒级的白钨回收率达到85％以上，锡回收率达到了95％，细粒级白钨、锡石回收率均大于95％。
另外，根据本发明上述实施例的处理白钨锡石混合精矿的方法还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，其特征在于，在步骤(1)中，所述白钨锡石混合精矿包括0.9～2mm粗粒级、0.45～0.9mm的次细粒级或不高于0.15mm的细粒级。
在本发明的一些实施例中，其特征在于，在步骤(1)中，所述白钨锡石混合精矿与水的固液比为(350000～600000)g：(200000～350000)mL。由此，可以将混合浆料调至合适浓度，以便进行粗选。
在本发明的一些实施例中，其特征在于，所述白钨锡石混合精矿为0.9～2mm粗粒级，在步骤(2)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为1000～1200g，所述碳酸钠的用量为3500～4500g，所述硅酸钠的用量为350～600g，所述捕收剂的用量为4000～4500g。
在步骤(4)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2500～3500g，所述硅酸钠的用量为1500～2000g，所述捕收剂的用量为2500～3500g。由此，实现了在常温、常规药剂条件下0.9～2mm粗粒级白钨锡石混合精矿的分离。
在本发明的一些实施例中，所述白钨锡石混合精矿为0.9～2mm粗粒级，所述方法进一步包括：将步骤(4)得到的尾矿返至步骤(1)进行所述调浆。由此，提高了白钨回收率。
在本发明的一些实施例中，所述钨锡石混合精矿为0.45～0.9mm的次细粒级，在步骤(2)中，基于1t所述钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为1300～1600g，所述碳酸钠的用量为2300～3000g，所述硅酸钠的用量为1000～1300g，所述捕收剂的用量为4000～4500g。
在步骤(4)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2500～3000g，所述硅酸钠的用量为1000～1500g，所述捕收剂的用量为2000～3200g。由此，实现了在常温、常规药剂条件下0.45～0.9mm的次细粒级白钨锡石混合精矿的分离。
在本发明的一些实施例中，所述白钨锡石混合精矿为0.45～0.9mm的次细粒级，所述方法进一步包括：将步骤(4)得到的尾矿返至步骤(1)进行所述调浆。由此，提高了白钨回收率。
在本发明的一些实施例中，所述白钨锡石混合精矿为不高于0.15mm的细粒级，步骤(2)进一步包括：(2-1)将步骤(1)得到的混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行一次粗选，以便得到白钨粗精矿和锡粗精矿；(2-2)将所述锡粗精矿与捕收剂混合进行扫选，以便得到锡精矿和扫选尾矿。由此，可以进一步提高不高于0.15mm细粒级的白钨锡石混合精矿在粗选过程中白钨、锡石的分离效果。
在本发明的一些实施例中，在上述步骤(2-1)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为2500～3500g，所述碳酸钠的用量为4000～5000g，所述硅酸钠的用量为3000～4000g，所述捕收剂的用量为1000～1500g。由此，提高了不高于0.15mm细粒级的白钨锡石混合精矿中白钨、锡石的回收率。
在本发明的一些实施例中，所述白钨锡石混合精矿为不高于0.15mm的细粒级，步骤(4)进一步包括：(4-1)将步骤(3)得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行一次精选，以便得到一次精选白钨精矿和一次精选尾矿；(4-2)将所述一次精选白钨精矿与捕收剂混合进行扫选，以便得到白钨精矿和尾矿。由此，实现了在常温、常规药剂条件下不高于0.15mm的细粒级白钨锡石混合精矿的分离。
在本发明的一些实施例中，在上述步骤(4-1)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2000～3000g，所述硅酸钠的用量为1500～2500g，所述捕收剂的用量为1500～2000g。由此，提高了不高于0.15mm细粒级的白钨锡石混合精矿中白钨、锡石的回收率。
在本发明的一些实施例中，其特征在于，在上述步骤(2-2)中，所述扫选包括第一扫选和第二扫选，其中，所述第一扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为500～1000g；所述第二扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为300～500g。由此，可以提高锡精矿的回收率和锡精矿品位。
在本发明的一些实施例中，在上述步骤(4-2)中，所述扫选包括一级扫选和二级扫选，其中，所述一级扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为500～800g；所述二级扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为300～500g。由此，提高了不高于0.15mm细粒级的白钨锡石混合精矿中白钨、锡石的回收率。
在本发明的一些实施例中，其特征在于，所述捕收剂包括油酸和柴油，所述油酸和柴油的质量比为(1～3):(0.5～1.5)。由此，可以将白钨浮上来，从而实现白钨、锡石的分离。
在本发明的一些实施例中，其特征在于，步骤(3)按照下列步骤进行：将所述白钨粗精矿与浓硫酸混合，然后进行水洗。由此，浓硫酸可以对白钨粗精矿表面药剂进行清洗，加水脱酸后利于重新加浮选药剂来抑制锡石浮白钨，从而获得白钨精矿。
在本发明的一些实施例中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述浓硫酸的用量为5500～7000g。由此，浓硫酸可以对白钨粗精矿表面药剂进行清洗，加水脱酸后利于重新加浮选药剂来抑制锡石浮白钨，从而获得白钨精矿。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1是根据本发明一个实施例的处理白钨锡石混合精矿的方法流程示意图；
图2是根据本发明再一个实施例的处理白钨锡石混合精矿的方法流程示意图；
图3是根据本发明又一个实施例的处理白钨锡石混合精矿的方法流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。
本发明提出了一种处理白钨锡石混合精矿的方法。根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括：
S100：将白钨锡石混合精矿与水混合进行调浆
该步骤中，白钨锡石混合精矿包括0.9～2mm粗粒级、0.45～0.9mm的次细粒级或不高于0.15mm的细粒级。通过将上述三种粒级的白钨锡石混合精矿分别与水混合搅拌进行调浆，可以得到各自的混合浆料。优选地，0.9～2mm粗粒级和0.45～0.9mm的次细粒级的调浆过程在搅拌桶内进行，不高于0.15mm的细粒级的调浆过程在浮选机中进行。
进一步地，所述白钨锡石混合精矿与水的固液比为(350000～600000)g：(200000～350000)mL。优选固液比为(350000～550000)g：(250000～350000)mL。发明人发现，若固液比过大，矿浆浓度低不利于浮选药剂与矿物作用，消耗药剂；而若固液比过小，浓度太高会导致药剂与矿物搅拌不均匀不充分，影响钨锡分离效果。由此，采用本申请的固液比可以在提高钨锡分离效果的同时降低药剂消耗。
S200：将混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行粗选
该步骤中，通过向混合浆料中加入硫化钠、碳酸钠和硅酸钠后混合搅拌7～9min，优选8min，再添加捕收剂，混合搅拌5～7min，优选6min进行粗选，即可分离得到锡精矿和白钨粗精矿。其中，硫化钠作为硫化矿的抑制剂，既可抑制硫化矿，又可对白钨起到硫化作用使其产生疏水基，碳酸钠作为调整剂可以对矿浆的pH进行调节，硅酸钠作为抑制剂可以将混合浆料中的锡石抑下去留在底部，而捕收剂可以将白钨浮上来，从而实现分离。捕收剂的类型并不受特别限制，例如，捕收剂包括油酸和柴油。所述油酸和柴油的质量比为(1～3):(0.5～1.5)，优选为(1～2.5):(0.5～1)。发明人发现，若油酸和柴油的质量比过高，在粗选过程中，特别是枱浮粗粒级时会导致白钨锡石相互粘结；而若质量比过低，在粗选过程中，浮选分离白钨锡石效果较差。由此，采用本申请的捕收剂组成，可以在提高白钨锡石分离效果的同时降低白钨锡石的粘结。优选地，0.9～2mm粗粒级和0.45～0.9mm的次细粒级的粗选过程在枱浮摇床中进行，不高于0.15mm的细粒级的粗选过程在浮选机中进行。
进一步地，步骤S100所用白钨锡石混合精矿为0.9～2mm粗粒级，该粗选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为1000～1200g，优选1000～1100g，所述碳酸钠的用量为3500～4500g，优选4000～4200g，所述硅酸钠的用量为350～600g，优选450～550g，所述捕收剂的用量为4000～4500g，优选4000～4300g。发明人发现，若浮选药剂添加过多，粗选得到的白钨粗精矿含锡会随药剂量的增加而上升；而若浮选药剂添加过少，白钨可浮性降低，导致粗选得到的锡精矿含钨升高，钨锡分离不彻底。由此，采用本申请的药剂添加量，可以提高钨锡分离效果。
进一步地，步骤S100所用白钨锡石混合精矿为0.45～0.9mm的次细粒级，该粗选过程中，基于1t所述钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为1300～1600g，优选1400～1500g，所述碳酸钠的用量为2300～3000g，优选2400～2600g，所述硅酸钠的用量为1000～1300g，优选1100～1250g，所述捕收剂的用量为4000～4500g，优选4100～4300g。发明人发现，若浮选药剂添加过多，会导致粗选过程中钨锡上浮相互夹杂；而若浮选药剂添加过少，白钨可浮性降低，导致粗选得到的锡精矿含钨升高，钨锡分离不彻底。由此，采用本申请的药剂添加量，可以提高钨锡分离效果。
进一步地，步骤S100所用白钨锡石混合精矿为不高于0.15mm的细粒级，参考图2，步骤S200进一步包括：
S201：将步骤S100得到的混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行一次粗选
该步骤中，通过向步骤S100得到的混合浆料中加入硫化钠、碳酸钠和硅酸钠后混合搅拌7～9min，优选8min，再添加捕收剂，混合搅拌5～7min，优选6min后进行一次粗选，即可分离得到白钨粗精矿和锡粗精矿。基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为2500～3500g，优选2800～3200g，所述碳酸钠的用量为4000～5000g，优选4300～4800g，所述硅酸钠的用量为3000～4000g，优选3200～3800g，所述捕收剂的用量为1000～1500g，优选1100～1300g。发明人发现，若浮选药剂用量过多，会破坏浮选过程，导致钨锡全部上浮；而若浮选药剂用量过少，白钨粗精矿品位上升，但白钨回收率下降。由此，采用本申请的药剂添加量可以在保证白钨粗精矿品位的同时提高白钨的回收率。
S202：将锡粗精矿与捕收剂混合进行扫选
该步骤中，通过将锡粗精矿与捕收剂混合进行扫选，即可分离得到锡精矿和扫选尾矿。进一步地，上述扫选过程包括第一扫选和第二扫选，其中，在第一扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为500～1000g，优选600～800g；在第二扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为300～500g，优选400～500g。发明人发现，细粒级的白钨锡石混合精矿粗选过程中增加扫选有利于提高锡精矿品位。若扫选过程中药剂用量过多，会降低锡精矿的回收率；而若药剂用量过少，不利于白钨与锡石的分离。由此，采用本申请的药剂添加量可以提高锡精矿的回收率和锡精矿品位。
S300：去除白钨粗精矿表面药剂，然后加水调浆
该步骤中，通过将步骤S200得到的白钨粗精矿与浓硫酸进行混合，可以对白钨粗精矿的表面药剂进行清洗，利于后续精选过程重新加药抑制锡石浮白钨出白钨精矿，然后加水脱酸并调浆。进一步地，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述浓硫酸的用量为5500～7000g，优选6000～6500g。发明人发现，若浓硫酸用量过多，虽有利于白钨粗精矿表面药剂的脱除，但浓硫酸用量增加到一定程度后再继续增加用量，不仅不会增强白钨粗精矿表面药剂的脱除效果，还会增加消耗，增加生产成本；而若浓硫酸用量过少，不利于白钨粗精矿表面药剂的脱除，从而影响后续精选过程中白钨锡石分离。由此，采用本申请的浓硫酸用量可以在控制生产成本的情况下增强白钨粗精矿表面药剂的脱除效果。
S400：将步骤S300得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行精选
该步骤中，通过向步骤S300得到的混合矿浆中加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂后混合搅拌5～7min，优选6min进行精选，即可分离得到白钨精矿和尾矿。其中，氢氧化钠作为矿浆调整剂为白钨的浮选创造可浮性，硅酸钠作为抑制剂在强碱性条件下可以将混合矿浆中的锡石抑下去留在底部，而捕收剂可以将混合矿浆中的白钨浮上来，从而完成分离。进一步地，0.9～2mm粗粒级和0.45～0.9mm次细粒精选所得尾矿返回步骤S100随各自粒级白钨锡石混合精矿进行调浆，不高于0.15mm细粒级精选所得尾矿直接作为锡精矿。优选地，0.9～2mm粗粒级和0.45～0.9mm的次细粒级的精选过程在枱浮摇床中进行，不高于0.15mm的细粒级的精选过程在浮选机中进行。捕收剂的类型同于上文描述，此处不再赘述。
进一步地，步骤S100所用白钨锡石混合精矿为0.9～2mm粗粒级，该精选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2500～3500g，优选2500～3000g，所述硅酸钠的用量为1500～2000g，优选1600～1800g，所述捕收剂的用量为2500～3500g，优选2800～3200g。发明人发现，粗粒级白钨精选过程中，若药剂用量过多，会使锡跟白钨一起上浮进入白钨精矿中，影响钨精矿质量；而若药剂用量过少，会使钨锡分离不彻底。由此，采用本申请的药剂用量可以提高钨精矿的质量和白钨回收率。
进一步地，步骤S100所用钨锡石混合精矿为0.45～0.9mm的次细粒级，该精选过程中，基于1t所述钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2500～3000g，优选2500～2800g，所述硅酸钠的用量为1000～1500g，优选1200～1400g，所述捕收剂的用量为2000～3200g，优选2500～3000g。发明人发现，若药剂用量过多，锡石会跟白钨进入钨精矿中，影响锡的回收率；而若药剂用量过少，白钨回收率下降。由此，采用本申请的药剂用量可以提高钨和锡的回收率。
进一步地，步骤S100所用白钨锡石混合精矿为不高于0.15mm的细粒级，参考图3，步骤S400进一步包括：
S401：将步骤S300得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行一次精选
该步骤中，通过向步骤S300得到的混合矿浆中加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂后混合搅拌5～7min，优选6min后进行一次精选，即可分离得到一次精选白钨精矿和一次精选尾矿。基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2000～3000g，优选2300～2600g，所述硅酸钠的用量为1500～2500g，优选1800～2200g，所述捕收剂的用量为1500～2000g，优选1600～1800g。发明人发现，若一次精选选过程中药剂用量过多，会导致一次精选白钨精矿含锡上升；而若药剂用量过少，一次精选尾矿中含钨升高，钨回收率下降。由此，采用本申请的药剂用量可以提高钨和锡的回收率。
S402：将一次精选白钨精矿与捕收剂混合进行扫选
该步骤中，通过将一次精选白钨精矿与捕收剂混合进行扫选，即可分离得到白钨精矿和尾矿。进一步地，上述扫选过程包括一级扫选和二级扫选，其中，在一级扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为500～800g，优选600～800g；在二级扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为300～500g，优选450～500g。发明人发现，次细粒级的白钨锡石混合精矿精选过程中增加扫选有利于提高白钨精矿品位。若扫选过程中药剂用量过多，会降低白钨精矿的品味；而若药剂用量过少，不利于白钨与锡石的分离。由此，采用本申请的药剂用量可以提高钨的回收率以及白钨精矿的品位。
发明人发现，在白钨锡石混合精矿枱浮、浮选分离粗选和精选过程当中，粗粒级、次细粒级与细粒级在药剂用量上因受矿物性质的不同、矿物粒度和粗选时矿物吸附药剂的影响，粗选和精选过程中不同粒级所使用的药剂量也不同。
发明人发现，通过将白钨锡石混合精矿与水混合进行调浆，可以得到混合浆料，并将所述混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行粗选，其中硫化钠、碳酸钠和硅酸钠可以将锡石抑下去，而捕收剂可以将白钨浮上来，从而可分离得到锡精矿和白钨粗精矿，然后对白钨粗精矿的表面药剂进行去除后加水调浆，并将得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行精选，其中氢氧化钠和硅酸钠可以将锡石抑下去，而捕收剂可以将白钨浮上来，从而可进一步分离得到白钨精矿和尾矿。利用该方法对白钨锡石混合精矿进行分离，实现了在常温、常规药剂条件下粗粒级、次细粒级、细粒级高品位白钨锡石混合精矿的分离，保证了较好分离效果的同时节约了生产成本。粗粒级、次细粒级白钨回收率达到85％以上，锡回收率达到了95％，细粒级白钨、锡石回收率均大于95％。
下面详细描述本发明的实施例，需要说明的是下面描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。另外，如果没有明确说明，在下面的实施例中所采用的所有试剂均为市场上可以购得的，或者可以按照本文或已知的方法合成的，对于没有列出的反应条件，也均为本领域技术人员容易获得的。
实施例1
处理粗粒级(0.9～2mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
粗粒级(0.9～2mm)白钨锡石混合精矿含WO3 10.82％，Sn 42.53％，将该白钨锡石混合精矿吊入搅拌桶内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为600000g：350000mL)，按表1的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为2:1)搅拌6分钟，入料仓进枱浮摇床分选，粗选可获得含WO3 0.38％、Sn 64.23％的锡精矿以及白钨粗精矿。
白钨粗精矿含WO3 42.86％，Sn 3.38％，精选按照表2的药剂制度将白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸与柴油的质量比为2:1)搅拌6分钟，入枱浮摇床经一次精选即可产出含WO3 45.23％，含Sn0.86％的白钨精矿。白钨尾矿再返回原矿流程再选。钨、锡的回收率分别为：WO3 86.53％；Sn95.71％。
处理次细粒级(0.45～0.9mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
次细粒级(0.45～0.9mm)白钨锡石混合精矿含WO3 7.34％，Sn 45.82％，将该白钨锡石混合精矿吊入搅拌桶内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为600000g：200000mL)，按表1的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为2:1)搅拌6分钟，入料仓进枱浮摇床分选，粗选可获得含WO3 0.41％、Sn64.78％的锡精矿以及白钨粗精矿。
白钨粗精矿含WO3 39.86％，Sn 4.57％，精选按照表2的药剂制度将白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，入枱浮摇床经一次精选即可产出WO3 44.2％，Sn 0.76％的白钨精矿。白钨尾矿再返回原矿流程再选。钨、锡的回收率分别为：WO3 85.68％；Sn 95.85％。
处理细粒级(不高于0.15mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
细粒级(不高于0.15mm)白钨锡石混合精矿含WO3 23.22％，Sn 27.58％，将该白钨锡石混合精矿吊入4A四槽浮选机内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为350000g：350000mL)，按表1的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，浮选机槽体再加水进行白钨浮选，经一次粗选和二次扫选即可获得含WO3 0.71％、Sn 46.85％的锡精矿以及白钨粗精矿；
浮选白钨粗精矿含WO3 38.01％，Sn 3.91％，精选按照表2的药剂制度，首先，白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，经一精二扫产出含WO3 43.63％，Sn 0.83％的白钨精矿。白钨尾矿直接混入锡精矿中。浮选钨、锡的回收率分别为：WO3 95.38％；Sn 95.70％。
实施例2
处理粗粒级(0.9～2mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
粗粒级(0.9～2mm)白钨锡石混合精矿含WO39.27％，Sn 47.86％，将该白钨锡石混合精矿吊入搅拌桶内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为600000g：200000mL)，按表3的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为1:1)搅拌6分钟，入料仓进枱浮摇床分选，粗选可获得含WO3 0.46％、Sn 65.66％的锡精矿以及白钨粗精矿。
白钨粗精矿含WO3 41.69％，Sn 3.88％，精选按照表4的药剂制度将白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，入枱浮摇床经一次精选即可产出含WO3 45.31％，含Sn 0.93％的白钨精矿。白钨尾矿再返回原矿流程再选。钨、锡的回收率分别为：WO3 85.33％；Sn 95.05％。
处理次细粒级(0.45～0.9mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
次细粒级(0.45～0.9mm)白钨锡石混合精矿含WO3 8.89％，Sn 48.60％，将该白钨锡石混合精矿吊入搅拌桶内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为600000g：200000mL)，按表3的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为1:1)搅拌6分钟，入料仓进枱浮摇床分选，粗选可获得含WO3 0.47％、Sn68.96％的锡精矿以及白钨粗精矿。
白钨粗精矿含WO3 40.18％，Sn 4.04％，精选按照表4的药剂制度将白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝1:1)搅拌6分钟，入枱浮摇床经一次精选即可产出WO3 43.09％，Sn 0.93％的白钨精矿。白钨尾矿再返回原矿流程再选。钨、锡的回收率分别为：WO3 85.26％；Sn 95.11％。
处理细粒级(不高于0.15mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
细粒级(不高于0.15mm)白钨锡石混合精矿含WO3 23.67％，Sn 25.59％，将该白钨锡石混合精矿吊入4A四槽浮选机内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为600000g：200000mL)，按表3的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为1:1)搅拌6分钟，浮选机槽体再加水进行白钨浮选，经一次粗选和二次扫选即可获得含WO3 0.68％、Sn 44.08％的锡精矿以及白钨粗精矿；
浮选白钨粗精矿含WO3 36.77％，Sn 4.58％，精选按照表4的药剂制度，首先，白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，经一精二扫产出含WO3 40.16％，Sn 0.86％的白钨精矿。白钨尾矿直接混入锡精矿中。浮选钨、锡的回收率分别为：WO3 95.33％；Sn 95.46％。
实施例3
处理粗粒级(0.9～2mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
粗粒级(0.9～2mm)白钨锡石混合精矿含WO3 10.02％，Sn 43.63％，将该白钨锡石混合精矿吊入搅拌桶内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为350000g：350000mL)，按表5的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为3:2)搅拌6分钟，入料仓进枱浮摇床分选，粗选可获得含WO3 0.65％、Sn 63.67％的锡精矿以及白钨粗精矿。
白钨粗精矿含WO3 43.06％，Sn 3.96％，精选按照表6的药剂制度将白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，入枱浮摇床经一次精选即可产出含WO3 47.26％，含Sn 1.01％的白钨精矿。白钨尾矿再返回原矿流程再选。钨、锡的回收率分别为：WO3 85.51％；Sn 95.48％。
处理次细粒级(0.45～0.9mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
次细粒级(0.45～0.9mm)白钨锡石混合精矿含WO3 8.64％，Sn 41.6％，将该白钨锡石混合精矿吊入搅拌桶内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为350000g：350000mL)，按表5的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为3:2)搅拌6分钟，入料仓进枱浮摇床分选，粗选可获得含WO3 0.36％、Sn 63.04％的锡精矿以及白钨粗精矿。
白钨粗精矿含WO3 44.53％，Sn 4.33％，精选按照表6的药剂制度将白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，入枱浮摇床经一次精选即可产出WO3 48.78％，Sn 0.86％的白钨精矿。白钨尾矿再返回原矿流程再选。钨、锡的回收率分别为：WO3 85.21％；Sn 95.32％。
处理细粒级(不高于0.15mm)白钨锡石混合精矿的步骤：
细粒级(不高于0.15mm)白钨锡石混合精矿含WO3 22.87％，Sn 31.65％，将该白钨锡石混合精矿吊入4A四槽浮选机内加水搅拌(白钨锡石混合精矿与水的固液比为350000g：350000mL)，按表5的药剂制度依次加入硫化钠、碳酸钠、硅酸钠搅拌8分钟，添加捕收剂(油酸与柴油的质量比为3:2)搅拌6分钟，浮选机槽体再加水进行白钨浮选，经一次粗选和二次扫选即可获得含WO3 0.85％、Sn 47.71％的锡精矿以及白钨粗精矿；
浮选白钨粗精矿含WO3 37.86％，Sn 3.67％，精选按照表6的药剂制度，首先，白钨粗精矿加浓硫酸预处理(搅拌10分钟)，加水脱酸后，依次加入氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂(油酸：柴油＝2:1)搅拌6分钟，经一精二扫产出含WO3 44.73％，Sn 1.07％的白钨精矿。白钨尾矿直接混入锡精矿中。浮选钨、锡的回收率分别为：WO3 95.13％；Sn 95.66％。
表1白钨粗选枱浮、浮选分离药剂制度(单位：g/t)
Figure BDA0002816780720000111
表2白钨精选枱浮、浮选分离药剂制度(单位：g/t)
Figure BDA0002816780720000112
Figure BDA0002816780720000121
表3白钨粗选枱浮、浮选分离药剂制度(单位：g/t)
Figure BDA0002816780720000122
表4白钨精选枱浮、浮选分离药剂制度(单位：g/t)
Figure BDA0002816780720000123
表5白钨粗选枱浮、浮选分离药剂制度(单位：g/t)
Figure BDA0002816780720000124
表6白钨精选枱浮、浮选分离药剂制度(单位：g/t)
Figure BDA0002816780720000131
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (10)

1.一种处理白钨锡石混合精矿的方法，其特征在于，包括：
(1)将白钨锡石混合精矿与水混合进行调浆，以便得到混合浆料；
(2)将所述混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行粗选，以便得到锡精矿和白钨粗精矿；
(3)去除所述白钨粗精矿表面药剂，然后加水调浆；
(4)将步骤(3)得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行精选，以便得到白钨精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述白钨锡石混合精矿包括0.9～2mm粗粒级、0.45～0.9mm的次细粒级或不高于0.15mm的细粒级。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述白钨锡石混合精矿与水的固液比为(350000～600000)g：(200000～350000)mL。
4.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述白钨锡石混合精矿为0.9～2mm粗粒级，在步骤(2)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为1000～1200g，所述碳酸钠的用量为3500～4500g，所述硅酸钠的用量为350～600g，所述捕收剂的用量为4000～4500g；
在步骤(4)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2500～3500g，所述硅酸钠的用量为1500～2000g，所述捕收剂的用量为2500～3500g；
任选地，所述方法进一步包括：将步骤(4)得到的尾矿返至步骤(1)进行所述调浆。
5.根据权利要求2所述的方法，所述钨锡石混合精矿为0.45～0.9mm的次细粒级，在步骤(2)中，基于1t所述钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为1300～1600g，所述碳酸钠的用量为2300～3000g，所述硅酸钠的用量为1000～1300g，所述捕收剂的用量为4000～4500g；
在步骤(4)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2500～3000g，所述硅酸钠的用量为1000～1500g，所述捕收剂的用量为2000～3200g；
任选地，所述方法进一步包括：将步骤(4)得到的尾矿返至步骤(1)进行所述调浆。
6.根据权利要求2所述的方法，所述白钨锡石混合精矿为不高于0.15mm的细粒级，步骤(2)进一步包括：
(2-1)将步骤(1)得到的混合浆料与硫化钠、碳酸钠、硅酸钠和捕收剂混合进行一次粗选，以便得到白钨粗精矿和锡粗精矿；
(2-2)将所述锡粗精矿与捕收剂混合进行扫选，以便得到锡精矿和扫选尾矿；
任选地，在步骤(2-1)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述硫化钠的用量为2500～3500g，所述碳酸钠的用量为4000～5000g，所述硅酸钠的用量为3000～4000g，所述捕收剂的用量为1000～1500g。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，步骤(4)进一步包括：
(4-1)将步骤(3)得到的混合矿浆与氢氧化钠、硅酸钠和捕收剂混合进行一次精选，以便得到一次精选白钨精矿和一次精选尾矿；
(4-2)将所述一次精选白钨精矿与捕收剂混合进行扫选，以便得到白钨精矿和尾矿，
任选地，在步骤(4-1)中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述氢氧化钠的用量为2000～3000g，所述硅酸钠的用量为1500～2500g，所述捕收剂的用量为1500～2000g。
8.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，在步骤(2-2)中，所述扫选包括第一扫选和第二扫选，
其中，所述第一扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为500～1000g；
所述第二扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为300～500g；
任选地，在步骤(4-2)中，所述扫选包括一级扫选和二级扫选，
其中，所述第一扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为500～800g；
所述第二扫选过程中，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述捕收剂的用量为300～500g。
9.根据权利要求1-8中任一项所述的方法，其特征在于，所述捕收剂包括油酸和柴油，所述油酸和柴油的质量比为(1～3):(0.5～1.5)。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)按照下列步骤进行：
将所述白钨粗精矿与浓硫酸混合，然后进行水洗；
任选地，基于1t所述白钨锡石混合精矿，所述浓硫酸的用量为5500～7000g。
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