一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法技术

技术编号:25374799 阅读:27 留言:0更新日期:2020-08-25 22:41
本发明专利技术公开了一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,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。

【技术实现步骤摘要】
一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法
本专利技术涉及选矿
,尤其涉及一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法。
技术介绍
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。
技术实现思路
本专利技术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高效利用方法,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,本专利技术采用的技术方案是:一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,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,本专利技术上述步骤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,本专利技术的有益效果是:(1)本专利技术采用浮选-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)本专利技术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)本专利技术采用高效抑制剂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)本专利技术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)本专利技术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)本专利技术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是本专利技术的选矿方法的流程图。具体实施方式为了使本专利技术的目的、技术方案及优点更加清楚明白,以下结合实施例,对本专利技术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专利技术,并不用于限定本专利技术;除非特别说明,本专利技术采用的试剂、方法和设备为本
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专利技术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WO30.47%,CaF229.09%,CaCO338.53%,S2.8%,Fe9.45%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高效利用方法,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%,并添本文档来自技高网
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【技术保护点】
1.一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,其特征在于,包括如下步骤:/nS1、将白钨矿原矿采取、破碎后磨细,并加水得到原矿矿浆;/nS2、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;/nS3、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;/nS4、将步骤S3得到的粗选精矿经六段闭路精选获得萤石精矿;/nS5、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;/nS6、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;/nS7、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。/n

【技术特征摘要】
1.一种高方解石型低品位白钨萤石共生矿高效利用方法,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。


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高效利用方法,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高效利用方法,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高效利用方法,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...

【专利技术属性】
技术研发人员:韩远燕祁忠旭孙大勇冯程李杰王龙肖舜元翟旭东李昭旺
申请(专利权)人:长沙矿山研究院有限责任公司
类型:发明
国别省市:湖南;43

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