CN111570081B - 一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿利用方法 - Google Patents

一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿利用方法 Download PDF

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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

一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿利用方法
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；所述方解石抑制剂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；
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得到的白钨精矿和再摇精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，所述抑制剂HAD由硫酸、水玻璃、腐殖酸钠按照质量比为2∶2∶1混合而成。
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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