一种萤石与钨浮选分离的选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种复杂多金属矿石中萤石与白钨（黑钨）及脉石矿物的浮选分离方法。对经硫化矿浮选后的尾矿或硫化矿浮选尾矿再强磁选回收黑钨后的非磁性产品两种试样，本发明专利技术通过添加调整剂控制pH值，添加白钨、黑钨及其他脉石组合抑制剂、捕收剂，优先浮选萤石—再浮选钨矿物，实现萤石和钨的高效回收。避免了优先浮选钨矿物时萤石在钨浮选精矿中的损失，以及钨浮选时抑制剂对萤石的强烈抑制使萤石难以浮选回收，选矿效率低的弊端。与目前选矿现状比较，对两种不同试样的试验萤石回收率分别提高39～48%和9%，钨回收率提高3%。

【技术实现步骤摘要】
一种童石与销淳选分离的选矿方法
本专利技术属于矿物加工
，特别是涉及一种含有钨、钥、铋、萤石、方解石、石 榴子石等复杂多金属矿石中萤石、白钨、方解石、石榴子石等含钙脉石矿物的分离综合回收 选矿方法。
技术介绍
萤石与白钨矿有相似的表面电性及浮选行为，因此它们之间的浮选分离非常困 难，而复杂多金属矿石中由于还含有方解石等含钙脉石矿物，因此萤石与钨及方解石等含 钙脉石矿物浮选分离则更加困难，其分离技术至今仍是制约萤石与白钨矿高效回收的瓶 颈，是矿物加工领域世界性难题之一。在以往对含有萤石与白钨矿物的选矿回收生产及科 学研究中，成熟的选矿工艺是在完成硫化矿浮选后，浮硫尾矿直接或者浮硫尾矿经强磁选 后抑制萤石优先浮选白钨矿，再从浮钨尾矿中浮选回收萤石。主要采用的分离方法为高碱 法，即大量添加 NaOH、石灰、水玻璃等将矿浆调节控制pH值> 12,优先浮选白钨矿抑制萤 石，再从浮钨尾矿中浮选回收萤石矿；近年也有新的研究采用选矿工艺为：浮硫尾矿进行 钨和萤石混合浮选，混合精矿再进行萤石与钨分离浮选。对于萤石与黑白钨矿分离也存在 同样的问题，在几十年的科学研究中，萤石与黑钨、白钨矿选矿技术取得了很大的突破，在 低碱条件下抑制萤石浮选回收黑白钨矿，钨的回收率有了较大提高，但由于添加了大量水 玻璃，仍然存在着被抑制的萤石浮选回收率低的问题。 现有技术白钨与萤石浮选分离回收存在以下技术缺陷： 1)在高碱性pH值及添加大量水玻璃条件下优先浮选白钨矿，萤石被强烈抑制，使得后 续的萤石浮选变的异常困难；同时优先浮选钨的过程中，一部分可浮性较好的萤石在钨浮 选时被损失掉，萤石的选矿回收率很难提高。 2)浮钨尾矿进行萤石浮选时，要添加大量的酸及活化剂，调整矿浆pH值，在活化 被抑制的萤石矿物时也使一部分脉石矿物被活化，使得萤石浮选精矿质量难以提高。 3)萤石选矿工艺流程复杂，要进行多次精选，还要在精选过程二次排放尾矿或者 需要精矿再磨以保证萤石精矿品位，现场生产选矿控制难度大、稳定性差。 4)采用钨和萤石混合浮选，混合精矿分离浮选一再磨再选一酸浸一鹤重选回收等 工艺复杂。 5)现有技术黑白钨与萤石浮选分离，在黑白钨混合浮选时添加了大量水玻璃，同 样存在萤石被抑制后浮选回收率低的问题。 经历了几十年的科学研究，萤石与钨的高效分离技术取得很大的进展，现有技术 含钨钥铋萤石复杂多金属矿石中采用高碱法萤石选矿实际生产中对原矿萤石回收率仍徘 徊在26%?35%之间，萤石精矿品位为80?93% ;白钨浮选粗精矿回收率为70%。采用低 碱法优先浮选黑白钨时浮选粗精矿钨回收率80% ;萤石浮选作业回收率50%，对原矿回收率 约 47%。
技术实现思路
本专利技术旨在克服现有技术的不足，提供。 为了达到上述目的，本专利技术提供的技术方案为： 所述萤石与钨浮选分离的选矿方法包括如下步骤： (1) 将原矿中含有钨、钥、铋、萤石、方解石、石榴子石等多金属矿石浮选硫化矿后的尾 矿或者浮选硫化矿尾矿经强磁选后的非磁性产品作为给矿，送入搅拌桶中，并向给矿中添 加 pH调整剂、组合抑制剂、捕收剂，搅拌后送入浮选机中浮选萤石，抑制钨及脉石矿物，在 弱酸性或中性条件下，经过一次粗选、一次扫选、至少一次精选后，所得浮选泡沫即为萤石 精矿广品； (2) 向经步骤（1)浮选萤石后的处于尾矿槽底的产品中添加调整剂、组合抑制剂、组合 活化剂、捕收剂，在弱碱性条件下浮选粗选白钨矿或黑白钨混合矿，控制钨浮选矿浆pH值 为8?9,经过一次粗选、三次扫选、三次精选获得钨粗精矿；精选中矿、扫选精矿分别顺序 返回； 其中，步骤（1)中所述pH调整剂为硫酸或盐酸，调整给矿pH为6?7 ;所述组合抑制剂 为淀粉与水玻璃的混合物，或者淀粉与酸性水玻璃的混合物，或者CMC羧基甲基纤维素与 水玻璃的混合物，或者CMC羧基甲基纤维素与酸性水玻璃的混合物；淀粉或CMC羧基甲基纤 维素的添加量为200?1500克/吨、水玻璃或酸性水玻璃的添加量为200?1800克/吨； 所述捕收剂为油酸、改性油酸、731或733氧化石蜡皂、十二烷基硫酸钠中的一种或两种，捕 收剂的添加量为800?2000克/吨；其中，单位克/吨是指每吨给矿中所加入物质的克数； 步骤（2)中所述调整剂为碳酸钠，碳酸钠的添加量为1000?2000克/吨；所述组合 抑制剂为水玻璃和硫酸铝的混合物，水玻璃的添加量为1〇〇〇?4000克/吨、硫酸铝的添 加量为100?600克/吨；所述组合活化剂为氯化钙与硝酸铅的混合物，氯化钙的添加量 为100?600克/吨、硝酸铅的添加量为100?600克/吨；所述捕收剂为731或733氧化 石蜡皂或油酸或改性油酸其中的一种或两种与苯甲羟肟酸的混合物，捕收剂的添加总量为 200?1000克/吨、其中苯甲羟肟酸的添加量为100?400克/吨；其中，单位克/吨是指 每吨尾矿槽底的产品中所加入物质的克数。 优选地，步骤（1)所述扫选时加入盐酸或硫酸控制pH值为6?7,加入水玻璃或 酸性水玻璃100?500克/吨、淀粉或CMC羧基甲基纤维素100?500克/吨，加入捕收剂 100?400克/吨。步骤（1)所述精选为5?9次精选，每次萤石精选时分别加入盐酸或硫 酸0?800克/吨、调整pH值为6?7,添加水玻璃或酸性水玻璃50?500克/吨、淀粉或 CMC羧基甲基纤维素50?400克/吨。步骤（2)中每次扫选时添加731或733氧化石蜡皂 或油酸或改性油酸100?300克/吨、苯钾羟污酸100?250克/吨。步骤（2)中每次精 选时添加水玻璃1000?2500克/吨，硫酸铝150?250克/吨。 下面结合原理对本专利技术作进一步说明： 针对含钨、钥、铋、萤石、方解石、石榴子石等复杂多金属矿石中萤石与钨浮选分离回收 的现有技术缺陷，本专利技术提出一种萤石与白钨及其他含钙矿物的浮选分离方法，包含萤石 与白钨(或黑白钨)及其他含钙矿物的浮选分离方法。该方法能高效回收多金属矿石中的萤 石和钨矿物。 概括来说，本专利技术的技术方案是：对复杂多金属矿石进行钥铋硫硫化矿浮选，尾矿 经过强磁选回收黑钨矿后的非磁性矿物(称给矿1 )，但仍有很少量未磁选干净的黑钨矿，或 者不经强磁选钥铋硫硫化矿浮选尾矿(称给矿2)，采用抑制钨矿物优先浮选萤石一再浮钨 的选矿方法，在萤石优先浮选时设计优选组合药剂，有效的抑制钨及其他含钙脉石矿物，获 得高的萤石精矿品位及选矿回收率的同时，使钨在萤石浮选中的损失率降至最低，同时保 证钨浮选时的选矿回收率，获得萤石精矿和钨精矿产品。 具体而言，本专利技术方法包括以下步骤： 1、给矿1经浓缩脱水后的沉砂，或给矿2 (不需要脱水)，两种不同的给矿分别送入搅拌 桶中添加 pH调整剂、组合抑制剂、捕收剂搅拌反应后，进入浮选机中优先浮选萤石，经过一 次粗选一次扫选，扫选精矿顺序返回，获得泡沫产品为萤石粗精矿，槽底产品为萤石浮选尾 矿；萤石粗精矿再经过多次精选，浮选泡沫为最终萤石精矿广品。 2、对于给矿1浮选萤石后的尾矿槽底产品再添加调整剂、组合抑制剂、组合活化 齐?、捕收剂浮选白钨矿及很少量的黑钨矿，经过一次粗选三次扫选三次精选获得钨粗本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种萤石与钨浮选分离的选矿方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：（1）将多金属矿石浮选硫化矿后的尾矿或者硫化矿浮选尾矿经强磁选后的非磁性产品作为给矿，送入搅拌桶中添加pH调整剂、组合抑制剂、捕收剂，搅拌后送入浮选机中，在弱酸性或中性条件下，抑制钨及脉石矿物浮选萤石，经过一次粗选、一次扫选、至少一次精选后，所得浮选泡沫即为萤石精矿产品；（2）向经步骤（1）浮选萤石后的处于尾矿槽底的产品中添加调整剂、组合抑制剂、组合活化剂、捕收剂，在弱碱性条件下浮选白钨矿或黑白钨混合矿，控制钨浮选矿浆pH值为8～9，经过一次粗选、三次扫选、三次精选获得钨粗精矿；精选中矿、扫选精矿分别顺序返回；其中，步骤（1）中所述pH调整剂为硫酸或盐酸，调整给矿pH为6～7；所述组合抑制剂为淀粉与水玻璃或酸性水玻璃的混合物，或者CMC羧基甲基纤维素与水玻璃或酸性水玻璃的混合物；淀粉或CMC羧基甲基纤维素的添加量为200～1500克/吨、水玻璃或酸性水玻璃的添加量为200～1800克/吨；所述捕收剂为油酸、改性油酸、731或733氧化石蜡皂、十二烷基硫酸钠中的一种或两种，捕收剂的添加量为800～2000克/吨；其中，单位克/吨是指每吨给矿中所加入物质的克数；步骤（2）中所述调整剂为碳酸钠，碳酸钠的添加量为1000～2000克/吨；所述组合抑制剂为水玻璃和硫酸铝的混合物，水玻璃的添加量为1000～4000克/吨、硫酸铝的添加量为100～600克/吨；所述组合活化剂为氯化钙与硝酸铅的混合物，氯化钙的添加量为100～600克/吨、硝酸铅的添加量为100～600克/吨；所述捕收剂为731或733氧化石蜡皂或油酸或改性油酸其中的一种或两种与苯甲羟肟酸的混合物，捕收剂的添加总量为200～1000克/吨、其中苯甲羟肟酸的添加量为100～400克/吨；其中，单位克/吨是指每吨尾矿槽底的产品中所加入物质的克数。...

【技术特征摘要】
1. 一种萤石与钨浮选分离的选矿方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤： (1) 将多金属矿石浮选硫化矿后的尾矿或者硫化矿浮选尾矿经强磁选后的非磁性产品 作为给矿，送入搅拌桶中添加 pH调整剂、组合抑制剂、捕收剂，搅拌后送入浮选机中，在弱 酸性或中性条件下，抑制钨及脉石矿物浮选萤石，经过一次粗选、一次扫选、至少一次精选 后，所得浮选泡沫即为萤石精矿产品； (2) 向经步骤（1)浮选萤石后的处于尾矿槽底的产品中添加调整剂、组合抑制剂、组合 活化剂、捕收剂，在弱碱性条件下浮选白钨矿或黑白钨混合矿，控制钨浮选矿浆pH值为8? 9,经过一次粗选、三次扫选、三次精选获得钨粗精矿；精选中矿、扫选精矿分别顺序返回； 其中，步骤（1)中所述pH调整剂为硫酸或盐酸，调整给矿pH为6?7 ;所述组合抑制剂 为淀粉与水玻璃或酸性水玻璃的混合物，或者CMC羧基甲基纤维素与水玻璃或酸性水玻璃 的混合物；淀粉或CMC羧基甲基纤维素的添加量为200?1500克/吨、水玻璃或酸性水玻 璃的添加量为200?1800克/吨；所述捕收剂为油酸、改性油酸、731或733氧化石蜡皂、 十二烷基硫酸钠中的一种或两种，捕收剂的添加量为800?2000克/吨；其中，单位克/吨 是指每吨给矿中所加入物质的克数； 步骤（2)中所述调整剂为碳酸钠，碳酸钠的添加量为1000?2000克/吨；所述组合 抑制剂为水玻璃和硫酸铝的混合物，水玻璃的添加量为1〇〇〇?4000克/吨、硫酸铝的添 加量为100?600克/吨；所述组合活化剂为氯化钙与硝酸铅的混合物，氯...

【专利技术属性】
技术研发人员：朱一民，李晓东，周菁，陈玉林，潘高产，谢加文，周燕红，张适合，
申请(专利权)人：湖南柿竹园有色金属有限责任公司，湖南有色金属研究院，
类型：发明
国别省市：湖南;43