CN115625045B - 一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法，属于选矿技术领域。本发明首先通过预选抛废作业抛去大量尾矿，减少进入后续磨矿作业的矿量，之后经硫化矿浮选以及进一步分选处理，实现钼精矿、铜精矿以及钨精矿的回收。采用本发明提供的方法对细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，开发利用成本低，经济效益高。实施例的结果显示，本发明针对WO3、Mo和Cu品位分别为0.17％、0.011％和0.126％的细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，采用联合预选抛废作业的抛废率为52.67％，最终得到的钨精矿中WO3品位大于30％，回收率接近60％。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法。
背景技术
近年来，经过长期对有色金属矿产资源的大规模开发利用，容易进行分选的富矿越来越少，矿产资源普遍向贫化、细化和复杂化发展，导致矿产资源的开发利用成本越来越高，相关企业的经济效益下降，甚至亏损。
细脉浸染型黑白钨共生矿是指黑钨矿、白钨矿、铜矿物、辉钼矿和其他金属矿物多呈细粒、微细粒结构以星散浸染状的形式沿脉石粒间分布的矿物，细脉浸染型黑白钨共生矿中各矿物相互之间因穿插、充填、包裹形成较为复杂的镶嵌关系，而且随着交代程度的增强，被交代的矿物常呈微细的残余产出，这种结构类型的矿物尤以白钨矿交代黑钨矿最为明显，若采用常规工艺流程对其进行分选，如全磨全选工艺，存在开发利用成本高的问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法，本发明提供的方法首先通过预选抛废作业抛去大量尾矿，减少进入后续磨矿作业的矿量，有利于大幅度降低细脉浸染型黑白钨共生矿的开发利用成本，提高经济效益。
为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：
本发明提供了一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法，包括以下步骤：
将细脉浸染型黑白钨共生矿出窿原矿破碎至粒度小于60mm，进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料；将所述-60+30mm粒级矿料和-30+12mm粒级矿料进行第一预选抛废，得到第一粗精矿；将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至-5mm，进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料；将所述-5+0.8mm粒级矿料进行第二预选抛废，得到第二粗精矿；将所述第二粗精矿与-0.8mm粒级矿料合并得到合格矿；
将所述合格矿依次进行磨矿和硫化矿浮选，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿。
优选地，所述第一预选抛废采用的设备为智能矿石分选机，所述第二预选抛废采用的设备为重介质选矿设备。
优选地，所述磨矿后得到第一矿料或第二矿料；
所述第一矿料为-0.25mm粒级矿料；
所述第二矿料中细度为-0.074mm的矿料占矿料总质量的45～60％。
优选地，当所述磨矿后得到第一矿料时，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿的方法，包括以下步骤：
将所述硫化矿浮选尾矿进行脱泥，得到沉砂和溢流；
将所述沉砂依次进行粗选和第一精选，得到第一钨精矿和第一中矿；
将所述第一中矿磨矿至细度为-0.076mm的矿料占矿料总质量的70～80％，之后进行扫选，得到第二钨精矿和第二中矿；
将所述第二中矿与所述溢流合并后进行黑白钨混浮，得到黑白钨混合粗精矿；将所述黑白钨混合粗精矿进行第二精选，得到第三钨精矿和第三中矿，所述第三中矿返回所述黑白钨混浮。
优选地，所述脱泥采用的设备为旋流器。
优选地，所述粗选采用的设备为螺旋溜槽，所述第一精选采用的设备为摇床。
优选地，所述扫选采用的设备为摇床。
优选地，所述第二精选采用的设备为离心选矿机。
优选地，当所述磨矿后得到第二矿料时，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿的方法，包括以下步骤：
将所述硫化矿浮选尾矿进行黑白钨混浮，得到黑白钨混合粗精矿；
将所述黑白钨混合粗精矿进行第I精选，得到第I钨精矿和第I中矿；
将所述第I中矿进行第II精选，得到第II钨精矿和第II中矿，所述第II中矿返回所述黑白钨混浮。
优选地，所述第I精选采用的设备为摇床，所述第II精选采用的设备为离心选矿机。
本发明提供了一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法，包括以下步骤：将细脉浸染型黑白钨共生矿出窿原矿破碎至粒度小于60mm，进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料；将所述-60+30mm粒级矿料和-30+12mm粒级矿料进行第一预选抛废，得到第一粗精矿；将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至-5mm，进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料；将所述-5+0.8mm粒级矿料进行第二预选抛废，得到第二粗精矿；将所述第二粗精矿与-0.8mm粒级矿料合并得到合格矿；将所述合格矿依次进行磨矿和硫化矿浮选，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿。本发明首先通过预选抛废作业抛去大量尾矿，减少进入后续磨矿作业的矿量，之后经硫化矿浮选以及进一步分选处理，实现钼精矿、铜精矿以及钨精矿的回收。采用本发明提供的方法对细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，开发利用成本低，经济效益高。实施例的结果显示，本发明针对WO3、Mo和Cu品位分别为0.17％、0.011％和0.126％的细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，采用联合预选抛废作业的抛废率为52.67％，最终得到的钨精矿中WO3品位大于30％，回收率接近60％。
附图说明
图1为实施例1中对细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选的工艺流程图；
图2为实施例1中进行黑白钨混浮的工艺流程图；
图3为实施例2中对细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选的工艺流程图；
图4为实施例1中进行硫化矿浮选以及实施例2中进行硫化矿浮选和黑白钨混浮的工艺流程图。
具体实施方式
本发明提供了一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法，包括以下步骤：
将细脉浸染型黑白钨共生矿出窿原矿破碎至粒度小于60mm，进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料；将所述-60+30mm粒级矿料和-30+12mm粒级矿料进行第一预选抛废，得到第一粗精矿；将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至-5mm，进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料；将所述-5+0.8mm粒级矿料进行第二预选抛废，得到第二粗精矿；将所述第二粗精矿与-0.8mm粒级矿料合并得到合格矿；
将所述合格矿依次进行磨矿和硫化矿浮选，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿。
本发明提供的方法针对细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，本发明所述细脉浸染型黑白钨共生矿为一种贫、细、杂黑白钨共生矿，品位低，属于难选矿。在本发明中，所述细脉浸染型黑白钨共生矿中WO3的品位优选为0.14～0.18％，更优选为0.15～0.17％；Mo的品位优选为0.010～0.015％，更优选为0.011％；Cu的品位优选为0.12～0.13％，更优选为0.126％。针对所述细脉浸染型黑白钨共生矿，采用常规工艺流程对其进行分选，很难产生经济效益，本发明提供的方法首先通过预选抛废作业抛去大量尾矿，减少进入后续磨矿作业的矿量，有利于大幅度降低细脉浸染型黑白钨共生矿的开发利用成本，提高经济效益。下面对本发明所述细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选的方法展开详细说明。
本发明将细脉浸染型黑白钨共生矿出窿原矿破碎至粒度小于60mm，进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料。本发明具体是将所述原矿破碎至粒度全部小于60mm，然后进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料。本发明将矿料分级为上述三种粒级，有利于改善分选效果，提高预选抛废作业抛废率；当采用智能矿石分选机进行第一预选抛废时，其无法分选-12mm以下粒级，而且试验发现智能矿石分选机要求分成窄粒级矿料进行选别时效果更好，如果直接将-60+12mm宽粒级矿料置于智能矿石分选机进行选别，分选效果较差。
本发明将所述-60+30mm粒级矿料和-30+12mm粒级矿料进行第一预选抛废，得到第一粗精矿。在本发明中，所述第一预选抛废还得到尾矿。在本发明中，所述第一预选抛废采用的设备具体为智能矿石分选机；采用智能矿石分选机进行第一预选抛废的优势是实现能丢早丢，减少后续矿样处理成本。
本发明将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至-5mm，进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料。本发明具体是将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至粒度全部达到-5mm粒级，然后进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料。本发明将矿料分级为上述两种粒级，有利于进行后续第二预选抛废，当采用重介质选矿设备进行第二预选抛废时，有利于实现重介质选矿中重介质的回收。
本发明将所述-5+0.8mm粒级矿料进行第二预选抛废，得到第二粗精矿；将所述第二粗精矿与-0.8mm粒级矿料合并得到合格矿。在本发明中，所述第二预选抛废还得到尾矿；其中，所述第一预选抛废以及第二预选抛废所得尾矿合并记为第一尾矿。在本发明中，所述第二预选抛废采用的设备具体为重介质选矿设备；在本发明的实施例中，所述重介质选矿设备具体为重介质选矿机；本发明采用重介质选矿设备进行第二预选抛废，能够填补智能矿石分选机预选抛废粒度缺陷，降低预选抛废的粒度下限，提高预选抛废作业抛废率。
得到合格矿后，本发明将所述合格矿依次进行磨矿和硫化矿浮选，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿。在本发明中，所述磨矿后得到第一矿料或第二矿料；所述第一矿料优选为-0.25mm粒级矿料；所述第二矿料中细度为-0.074mm的矿料优选占矿料总质量的45～60％，更优选为45～50％。本发明优选根据磨矿后所得矿料的粒级不同采用不同的选矿工艺，下面进行详细说明。
在本发明中，当所述磨矿后得到第一矿料时，将所述第一矿料进行硫化矿浮选(记为第一硫化矿浮选)，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理(记为第一分选处理)得到钨精矿。下面针对所述第一硫化矿浮选和第一分选处理分别进行详细说明。
在本发明中，所述第一硫化矿浮选优选为一粗一扫一精工艺(见图4中硫化矿浮选工艺)，包括以下步骤：
将所述第一矿料与浮硫粗选药剂混合，进行浮硫粗选，得到第一浮硫粗选矿料和第二浮硫粗选矿料；
将所述第一浮硫粗选矿料进行精选，得到精选中矿和硫化矿，所述精选中矿返回所述浮硫粗选；将所述硫化矿进行钼铜分离，得到钼精矿和铜精矿；
将所述第二浮硫粗选矿料与扫选药剂混合，进行扫选，得到硫化矿浮选尾矿和扫选中矿，所述扫选中矿返回所述浮硫粗选。
在本发明中，所述浮硫粗选药剂优选包括丁基黄药、煤油和2#油；所述丁基黄药的用量优选为250～350g/t，更优选为300g/t；所述煤油的用量优选为50～76g/t，更优选为64g/t；所述2#油的用量优选为11～17g/t，更优选为14g/t。在本发明中，所述浮硫粗选具体是向所述第一矿料中加入丁基黄药和煤油后处理3min，然后加入2#油处理1min。
在本发明中，所述扫选药剂优选包括丁基黄药、煤油和2#油；所述丁基黄药的用量优选为120～180g/t，更优选为150g/t；所述煤油的用量优选为25～38g/t，更优选为32g/t；所述2#油的用量优选为5.5～8.5g/t，更优选为7g/t。在本发明中，所述扫选具体是向所述第二浮硫粗选矿料中加入丁基黄药和煤油后处理3min，然后加入2#油处理1min。
在本发明中，所述第一分选处理的方法(见图1)优选包括以下步骤：
将所述硫化矿浮选尾矿进行脱泥，得到沉砂和溢流；
将所述沉砂依次进行粗选和第一精选，得到第一钨精矿和第一中矿；
将所述第一中矿磨矿至细度为-0.076mm的矿料占矿料总质量的70～80％，之后进行扫选，得到第二钨精矿和第二中矿；
将所述第二中矿与所述溢流合并后进行黑白钨混浮，得到黑白钨混合粗精矿；将所述黑白钨混合粗精矿进行第二精选，得到第三钨精矿和第三中矿，所述第三中矿返回所述黑白钨混浮。
本发明将所述硫化矿浮选尾矿进行脱泥，得到沉砂和溢流。在本发明中，所述脱泥采用的设备具体为旋流器；本发明的实施例中，所述旋流器具体为水力旋流器。本发明优选通过脱泥得到沉砂和溢流，然后对二者分别进行后续相应处理，能够通过将泥砂分选来提高回收率。
得到沉砂后，本发明将所述沉砂依次进行粗选和第一精选，得到第一钨精矿和第一中矿。本发明首先将所述沉砂进行粗选，得到钨粗精矿和第二尾矿；然后将所述钨粗精矿进行第一精选，得到第一钨精矿和第一中矿。在本发明中，所述粗选采用的设备具体为螺旋溜槽，采用螺旋溜槽进行粗选可直接丢尾，设备占地面积小、无传动件，成本低。在本发明中，所述第一精选采用的设备具体为摇床。
得到第一中矿后，本发明将所述第一中矿磨矿至细度为-0.076mm的矿料占矿料总质量的70～80％，之后进行扫选，得到第二钨精矿和第二中矿。在本发明中，优选将所述第一中矿磨矿至细度为-0.076mm的矿料占矿料总质量的72％。本发明优选将所述第一中矿磨矿至上述粒级，能够将未单体解离的钨矿物实现单体解离。在本发明中，所述扫选采用的设备具体为摇床。
得到第二中矿以及溢流后，本发明将所述第二中矿与所述溢流合并后进行黑白钨混浮(记为第一黑白钨混浮)，得到黑白钨混合粗精矿；将所述黑白钨混合粗精矿进行第二精选，得到第三钨精矿和第三中矿，所述第三中矿返回所述第一黑白钨混浮。在本发明中，将所述第二中矿与所述溢流合并后进行黑白钨混浮，还得到尾矿，记为第三尾矿。在本发明中，所述第二精选采用的设备具体为离心选矿机，采用离心选矿机进行第二精选，能够强化细粒级钨的回收，提高钨的回收率。在本发明中，所述第一钨精矿、第二钨精矿以及第三钨精矿合并为总的钨精矿。
在本发明中，所述第一黑白钨混浮的方法(见图2)优选包括以下步骤：
将所述第二中矿、溢流以及混浮粗选药剂混合，进行黑白钨混浮粗选，得到第一黑白钨混合粗精矿和混浮粗选中矿；
将所述混浮粗选中矿与第一扫选药剂混合，进行第一扫选，得到第二黑白钨混合粗精矿和第一扫选中矿；
将所述第一扫选中矿与第二扫选药剂混合，进行第二扫选，得到第三黑白钨混合粗精矿和第三尾矿。
在本发明中，所述第一黑白钨混合粗精矿、第二黑白钨混合粗精矿与第三黑白钨混合粗精矿合并为总的黑白钨混合粗精矿。
在本发明中，所述混浮粗选药剂优选包括碳酸钠、水玻璃、硫酸铝、硝酸铅、TW-705、TP-1M和2#油；所述碳酸钠的用量优选为800～1200g/t，更优选为1000g/t；所述水玻璃的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述硫酸铝的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述硝酸铅的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述TW-705的用量优选为720～1080g/t，更优选为900g/t；所述TP-1M的用量优选为160～240g/t，更优选为200g/t；所述2#油的用量优选为11～17g/t，更优选为14g/t。在本发明中，所述黑白钨混浮粗选具体是将所述第二中矿与溢流混合，然后依次加入碳酸钠后处理3min、加入水玻璃和硫酸铝后处理5min、加入硝酸铅后处理5min、加入TW-705、TP-1M和2#油后处理5min。
在本发明中，所述第一扫选药剂优选为TW-705、TP-1M和2#油；所述TW-705的用量优选为360～540g/t，更优选为450g/t；所述TP-1M的用量优选为80～120g/t，更优选为100g/t；所述2#油的用量优选为5.5～8.5g/t，更优选为7g/t。在本发明中，所述第一扫选优选是将所述混浮粗选中矿与第一扫选药剂混合后处理5min。
在本发明中，所述第二扫选药剂优选为TW-705和TP-1M；所述TW-705的用量优选为360～540g/t，更优选为450g/t；所述TP-1M的用量优选为80～120g/t，更优选为100g/t。在本发明中，所述第二扫选优选是将所述混浮粗选中矿与第二扫选药剂混合后处理5min。
在本发明中，当所述磨矿后得到第二矿料时，将所述第二矿料进行硫化矿浮选(记为第二硫化矿浮选)，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理(记为第二分选处理)得到钨精矿。下面针对所述第二硫化矿浮选和第二分选处理分别进行详细说明。
在本发明中，所述第二硫化矿浮选的方法优选与所述第一硫化矿浮选的方法一致，在此不再赘述。
在本发明中，所述第二分选处理的方法(见图3)优选包括以下步骤：
将所述硫化矿浮选尾矿进行黑白钨混浮(记为第二黑白钨混浮)，得到黑白钨混合粗精矿；
将所述黑白钨混合粗精矿进行第I精选，得到第I钨精矿和第I中矿；
将所述第I中矿进行第II精选，得到第II钨精矿和第II中矿，所述第II中矿返回所述黑白钨混浮。
在本发明中，所述第I精选采用的设备具体为摇床；所述第II精选采用的设备为具体离心选矿机，本发明采用离心选矿机进行精选能够强化细粒级钨的回收，提高钨的回收率。在本发明中，所述第I钨精矿和第II钨精矿合并为总的钨精矿。
本发明通过将所述硫化矿浮选尾矿进行第二黑白钨混浮，得到黑白钨混合粗精矿，还得到尾矿，记为第二尾矿；所述第二黑白钨混浮的方法(见图4)优选包括以下步骤：
将所述硫化矿浮选尾矿与浮钨粗选药剂混合，进行浮钨粗选，得到第一浮钨粗选矿料和第二浮钨粗选矿料；
将所述第一浮钨粗选矿料进行第i精选，得到第i精选粗矿和第i精选中矿，所述第i精选中矿返回所述浮钨粗选；将所述第i精选粗矿进行第ii精选，得到黑白钨混合粗精矿和第ii精选中矿，所述第ii精选中矿返回所述第i精选；
将所述第二浮钨粗选矿料与第i扫选药剂混合，进行第i扫选，得到第i扫选中矿和第i扫选尾矿，所述第i扫选中矿返回所述浮钨粗选；将所述第i扫选尾矿与第ii扫选药剂混合，进行第ii扫选，得到第ii扫选中矿和第二尾矿，所述第ii扫选中矿返回所述第i扫选。
在本发明中，所述浮钨粗选药剂优选包括碳酸钠、水玻璃、硫酸铝、硝酸铅、TW-705、TP-1M和2#油；所述碳酸钠的用量优选为800～1200g/t，更优选为1000g/t；所述水玻璃的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述硫酸铝的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述硝酸铅的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述TW-705的用量优选为500～700g/t，更优选为600g/t；所述TP-1M的用量优选为160～240g/t，更优选为200g/t；所述2#油的用量优选为11～17g/t，更优选为14g/t。在本发明中，所述浮钨粗选具体是向所述硫化矿浮选尾矿中依次加入碳酸钠后处理3min、加入水玻璃和硫酸铝后处理3min、加入硝酸铅后处理3min、加入TW-705、TP-1M和2#油后处理3min。
在本发明中，所述第i精选和第ii精选优选为空白精选。
在本发明中，所述第i扫选药剂优选为TW-705、TP-1M和2#油；所述TW-705的用量优选为230～370g/t，更优选为300g/t；所述TP-1M的用量优选为80～120g/t，更优选为100g/t；所述2#油的用量优选为5.5～8.5g/t，更优选为7g/t。在本发明中，所述第i扫选优选是将所述第二浮钨粗选矿料与第i扫选药剂混合后处理3min。
在本发明中，所述第ii扫选药剂优选为TW-705、TP-1M和2#油；所述TW-705的用量优选为230～370g/t，更优选为300g/t；所述TP-1M的用量优选为80～120g/t，更优选为100g/t；所述2#油的用量优选为5.5～8.5g/t，更优选为7g/t。在本发明中，所述第ii扫选优选是将所述第i扫选尾矿与第ii扫选药剂混合后处理5min。
下面将结合本发明中的实施例，对本发明中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例1
对WO3、Mo和Cu品位分别为0.17％、0.011％和0.126％的细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，具体如图1、图2和图4所示，步骤如下：
(1)将细脉浸染型黑白钨共生矿出窿原矿破碎至粒度小于60mm，进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料；所述-60+30mm粒级矿料和-30+12mm粒级矿料分别采用智能矿石分选机进行第一预选抛废，得到第一粗精矿；将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至-5mm，进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料；所述-5+0.8mm粒级矿料采用重介质选矿机进行第二预选抛废，得到第二粗精矿；所述第二粗精矿与-0.8mm粒级矿料合并得到合格矿；所述第一预选抛废与第二预选抛废产生的尾矿合并记为尾矿1；
(2)将所述合格矿进行磨矿，得到-0.25mm粒级矿料；将所述-0.25mm粒级矿料进行硫化矿浮选，具体是向所述-0.25mm粒级矿料中加入300g/t丁基黄药和64g/t煤油后处理3min、然后加入14g/t 2#油处理1min(即浮硫粗选)，得到第一浮硫粗选矿料和第二浮硫粗选矿料；将所述第一浮硫粗选矿料进行精选，得到精选中矿和硫化矿，所述精选中矿返回所述浮硫粗选；将所述硫化矿进行钼铜分离，得到钼精矿和铜精矿；向所述第二浮硫粗选矿料中加入150g/t丁基黄药和64g/t煤油后处理3min、然后加入7g/t 2#油处理1min(即扫选)，得到硫化矿浮选尾矿和扫选中矿，所述扫选中矿返回所述浮硫粗选(具体如图4中硫化矿浮选工艺所示)；
所述硫化矿浮选尾矿采用水力旋流器进行脱泥，得到沉砂和溢流；所述沉砂采用螺旋溜槽进行粗选，得到钨粗精矿和尾矿2；所述钨粗精矿采用摇床进行第一精选，得到精矿1和中矿1，将所述中矿1进行磨矿，至细度为-0.076mm的矿料占矿料总质量的72％，然后采用摇床进行扫选，得到精矿2和中矿2；
将所述中矿2与前面所述溢流合并进行黑白钨混浮，具体是将所述中矿2与前面所述溢流合并，依次加入1000g/t碳酸钠后处理3min、加入600g/t水玻璃和600g/t硫酸铝后处理5min、加入600g/t硝酸铅后处理5min、加入900g/tTW-705、200g/tTP-1M和14g/t 2#油后处理5min，得到第一黑白钨混合粗精矿和混浮粗选中矿；向所述混浮粗选中矿中加入450g/t TW-705、100g/tTP-1M和7g/t2#油后处理5min，得到第二黑白钨混合粗精矿和第一扫选中矿；向所述第一扫选中矿中加入450g/tTW-705和100g/tTP-1M后处理5min，得到第三黑白钨混合粗精矿和尾矿3(具体如图2所示)；所述第一黑白钨混合粗精矿、第二黑白钨混合粗精矿与第三黑白钨混合粗精矿合并为总的黑白钨混合粗精矿；
将所述总的黑白钨混合粗精矿采用离心选矿机进行第二精选，得到精矿3和中矿3，所述中矿3返回黑白钨混浮作业，所述精矿1、精矿2和精矿3合并为总的钨精矿。
本实施例针对上述细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，首先采用智能矿石分选机+重介质选矿机联合预选抛废，抛废率为52.67％；之后采用硫化矿浮选工艺得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，基于所述硫化矿浮选尾矿进行分选处理时，采用重选-浮选-重选联合处理工艺，即粗粒采用螺旋溜槽+摇床回收黑白钨(重选工艺)、细粒采用黑白钨混浮(浮选工艺)+离心选矿机回收黑白钨(重选工艺)的选矿工艺，其中，钼精矿中Mo品位为40.21％、回收率为77.34％；铜精矿中Cu品位为28.79％、回收率为61.18％；钨精矿中WO3品位为34.06％、回收率为58.26％。
实施例2
对WO3、Mo和Cu品位分别为0.17％、0.011％和0.126％的细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，具体如图3和图4所示，步骤如下：
(1)同实施例1的步骤(1)；
(2)将所述合格矿进行磨矿，至细度为-0.074mm的矿料占矿料总质量的50％，然后进行硫化矿浮选，具体是向磨矿后所得矿料中加入300g/t丁基黄药和64g/t煤油后处理3min、然后加入14g/t 2#油后处理1min(即浮硫粗选)，得到第一浮硫粗选矿料和第二浮硫粗选矿料；将所述第一浮硫粗选矿料进行精选，得到精选中矿和硫化矿，所述精选中矿返回所述浮硫粗选；将所述硫化矿进行钼铜分离，得到钼精矿和铜精矿；向所述第二浮硫粗选矿料中加入150g/t丁基黄药和64g/t煤油后处理3min、然后加入7g/t 2#油处理1min(即扫选)，得到硫化矿浮选尾矿和扫选中矿，所述扫选中矿返回所述浮硫粗选；
将所述硫化矿浮选尾矿进行黑白钨混浮，具体是向所述硫化矿浮选尾矿中依次加入1000g/t碳酸钠后处理3min、加入600g/t水玻璃和600g/t硫酸铝后处理3min、加入600g/t硝酸铅后处理3min、加入600g/tTW-705、200g/t TP-1M和14g/t 2#油后处理3min(即浮钨粗选)，得到第一浮钨粗选矿料和第二浮钨粗选矿料；将所述第一浮钨粗选矿料进行空白第i精选，得到第i精选粗矿和第i精选中矿，所述第i精选中矿返回所述浮钨粗选；将所述第i精选粗矿进行空白第ii精选，得到黑白钨混合粗精矿和第ii精选中矿，所述第ii精选中矿返回所述第i精选；向所述第二浮钨粗选矿料中加入300g/t TW-705、100g/tTP-1M和7g/t 2#油后处理3min(即第i扫选)，得到第i扫选中矿和第i扫选尾矿，所述第i扫选中矿返回所述浮钨粗选；向所述第i扫选尾矿中加入300g/t TW-705、100g/t TP-1M和7g/t 2#油后处理3min(即第ii扫选)，得到第ii扫选中矿和尾矿2，所述第ii扫选中矿返回所述第i扫选(具体如图4所示)；
所述黑白钨混合粗精矿采用摇床精选，得到精矿1和中矿1，所述中矿1再采用离心选矿机进行精选，得到精矿2和中矿2，所述中矿2返回黑白钨混浮作业；其中，所述精矿1和精矿2合并为钨精矿。
本实施例针对上述细脉浸染型黑白钨共生矿进行分选，首先采用智能矿石分选机+重介质选矿联合预选抛废，抛废率为52.67％；之后采用硫化矿浮选工艺得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，基于所述硫化矿浮选尾矿进行分选处理时，采用浮选-重选联合处理工艺，即黑白钨混浮(浮选工艺)、黑白钨混合粗精矿摇床+离心选矿机精选(重选工艺)的选矿工艺，其中，钼精矿中Mo品位为40.21％、回收率为77.34％；铜精矿中Cu品位为28.79％、回收率为61.18％；钨精矿中WO3品位为30.29％、回收率为59.35％。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (5)
1.一种细脉浸染型黑白钨共生矿的分选方法，包括以下步骤：
将细脉浸染型黑白钨共生矿出窿原矿破碎至粒度小于60mm，进行第一分级处理，得到-60+30mm粒级矿料、-30+12mm粒级矿料与-12mm粒级矿料；将所述-60+30mm粒级矿料和-30+12mm粒级矿料进行第一预选抛废，得到第一粗精矿；将所述第一粗精矿与所述-12mm粒级矿料合并后破碎至-5mm，进行第二分级处理，得到-5+0.8mm粒级矿料与-0.8mm粒级矿料；将所述-5+0.8mm粒级矿料进行第二预选抛废，得到第二粗精矿；将所述第二粗精矿与-0.8mm粒级矿料合并得到合格矿；所述第一预选抛废采用的设备为智能矿石分选机，所述第二预选抛废采用的设备为重介质选矿设备；
将所述合格矿依次进行磨矿和硫化矿浮选，得到钼精矿、铜精矿和硫化矿浮选尾矿，所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿；
所述磨矿后得到第一矿料，所述第一矿料为-0.25mm粒级矿料；
所述硫化矿浮选尾矿经分选处理得到钨精矿的方法，包括以下步骤：
将所述硫化矿浮选尾矿进行脱泥，得到沉砂和溢流；
将所述沉砂依次进行粗选和第一精选，得到第一钨精矿和第一中矿；
将所述第一中矿磨矿至细度为-0.076mm的矿料占矿料总质量的70~80%，之后进行扫选，得到第二钨精矿和第二中矿；
将所述第二中矿与所述溢流合并后进行黑白钨混浮，得到黑白钨混合粗精矿；将所述黑白钨混合粗精矿进行第二精选，得到第三钨精矿和第三中矿，所述第三中矿返回所述黑白钨混浮。
2.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述脱泥采用的设备为旋流器。
3.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述粗选采用的设备为螺旋溜槽，所述第一精选采用的设备为摇床。
4.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述扫选采用的设备为摇床。
5.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述第二精选采用的设备为离心选矿机。
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| GR01 | Patent grant | ||
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