CN105312148A - 一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，该方法包括：a、弱磁选和强磁选，b、非磁性矿浆物料粒级分级，c、重选，d、中矿再磨e、再分级重选等几个步骤，得到高品位高回收率的白钨精矿产品，使铜钼多金属混合共生矿中伴生的低品位白钨矿资源得到有效的综合回收利用。本发明方法，可较广泛地应用于共伴生低品位白钨矿资源的回收利用领域。

Description

一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法

技术领域

本发明涉及选矿富集工艺技术领域，尤其涉及一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法。

背景技术

我国是世界上钨资源大国，也是世界上最大的钨生产大国，钨矿资源开发在世界上长期保持优势地位。钨的重要矿物均为钨酸盐。尽管已发现的钨矿物和含钨矿物有20余种，但其中具有开采经济价值的只有黑钨矿和白钨矿。随着黑钨矿资源的逐渐枯竭，白钨矿的资源尤显重要。白钨矿床常伴有硫化矿，其中辉钼矿尤为常见，在白钨矿的选矿方法中一般先浮选硫化矿，后浮白钨矿。白钨矿的选矿根据矿石浸染特性，可采用重选与浮选相结合，或单一浮选法。白钨矿回收的难点主要是含钙脉石难与白钨矿分离，白钨浮选目前主要有两种工艺，即“彼德洛夫法”和“731氧化石蜡皂常温浮选法”，两种工艺的核心技术都在于精选作业。

河南栾川三道庄矿区是以钼钨为主的多金属共生矿,浮钼尾矿中白钨矿WO₃品位在0.035％～0.05％,采用浮选柱单一浮选工艺回收白钨矿，精矿WO3品位20％,回收率达到60％左右。

西藏某多金属白钨矿，主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿以及白钨矿等。原矿含WO₃为0.19％，采用硫化矿浮选尾矿浮选选钨—白钨粗精矿加温精选—精矿酸浸工艺流程，小型闭路试验结果为:钨精矿含WO₃62.58％，回收率为70.73％。

江西漂塘钨矿尾矿中含WO₃0.30％的的白钨矿，采用离心机-浮选选矿工艺方法，获得了品位为50.16％，回收率为70.22％的白钨精矿。

鄂东某铜钼钨多金属硫化矿从硫化矿的浮选尾矿中回收伴生的低品位白钨矿，原矿含WO₃0.19％,常温条件下采用改性氧化石腊皂“731”的浮选回收白钨矿，白钨精矿WO₃品位达到40％,回收率接近30％。

云南某铜钼多金属混合共生矿中伴生白钨矿，中国地质科学院矿产综合研究所对该矿进行了深入的选矿试验研究。工艺矿物学研究表明，原矿矿石中WO₃品位0.0835％，主要以白钨矿形式存在，次有少部分钨元素类质同象存在于钼钙矿中；矿石中白钨主要与钼钙矿、水钙铝榴石、含钙硅酸盐和含钙碳酸盐连生，镜下检测可发现白钨几乎存在于各矿物的间隙中，原矿含钙很高，CaO含量达到32％。原矿经混合浮选回收铜钼硫化矿所得尾矿产率96.17％，WO₃品位0.082％。针对硫化矿浮选尾矿选矿回收白钨矿，进行了大量浮选、重选、磁选试验。

硫化矿浮选尾矿用氢氧化钠和碳酸钠调浆，采用白钨矿专用捕收剂、油酸、氧化石蜡皂、羟肟酸等分别作为捕收剂常温浮选白钨矿，效果均很差，氧化石蜡皂作为捕收剂可得到精矿WO₃品位0.16％，回收率10.83％的粗选试验结果。

硫化矿浮选尾矿通过摇床重选，可得到精矿WO₃品位2.48％，回收率28.61％的试验结果。

硫化矿浮选尾矿通过弱磁选、强磁选，可有效的抛除产率为66.73％，含WO₃品位为0.023％的磁性矿物，获得含WO₃品位0.20％的非磁性产品，作业回收率81.26％。

试验结果表明，白钨矿浮选效果很差；摇床重选可得WO₃品位2.48％的白钨精矿，但回收率较低只有28.61％；磁选回收率很高，可有效抛除66.73％磁性尾矿，但精矿WO₃品位较低。

发明内容

该硫化矿浮选尾矿采用单一浮选、重选、磁选都无法得到合格白钨精矿产品，实现有效回收伴生低品位白钨矿资源的目的，为解决上述技术难题，在大量选矿试验研究的基础上，本发明提出了一种磁选-分级重选联合工艺选矿富集方法，可有效回收该硫化矿浮选尾矿中的低品位白钨矿，得到合格的白钨精矿产品，使该铜钼多金属混合共生矿中伴生白钨矿资源得到有效的综合回收利用。本发明的技术关键在于，先通过弱磁选-强磁选，选出磁铁矿、赤铁矿、钛铁矿、钙铁榴石、黑云母、铁角闪石等含钨很低具有磁性的矿物，使白钨矿预富集在产率较低的非磁性矿物中；再通过矿浆粒级分级，不同粒级的非磁性矿物分别进行摇床重选，可以得到高品位高回收率的白钨精矿产品。本发明提出的磁选-分级重选联合工艺选矿富集方法，可较广泛地应用于共伴生低品位白钨矿资源的回收利用领域。

本发明是通过采用如下技术方案实现的：

一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，包括如下步骤：

a、硫化矿浮选尾矿矿浆通过湿式弱磁选机选出强磁性矿物，其余矿浆进入下一步强磁选作业；

b、选出强磁性矿物后的矿浆进入强磁选机，选出大量含钨很低的弱磁性矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中；

c、将上述的非磁性矿浆采用分级设备进行粒级分级，分成若干个粒级；

d、将上述不同粒级的矿浆作为重选的给矿原料，分别进入摇床进行重选作业，每个摇床作业都分成精矿、中矿和尾矿，第一段摇床的中矿分别进行二段摇床作业，同样分成精矿、中矿和尾矿，每个粒级的精矿和尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品和尾矿。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，对经所述二段摇床作业产出的中矿矿浆作下述处理：

1)、将粒径大于0.045mm粒级的几份中矿合并进行二次再磨矿，再磨细度小于0.045mm达到40～70％，分级为大于0.045mm和小于0.045mm两个粒级，小于0.045mm物料与之前小于0.045mm粒级的二段中矿合并；

2)、将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精矿、中矿和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和尾矿；将两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，得到精矿产品和尾矿；

3)、将上述精矿产品和尾矿分别合并，得到最终的精矿产品和尾矿。

进一步地，对经所述-0.045mm粒级一段和二段摇床作业产出的细粒尾矿还可作下述处理：

采用离心选矿机对所述的-0.045mm粒级的一段和二段摇床重选产出的细粒尾矿进行进一步分选，得到品位接近或高于-0.045mm粒级给矿的中矿产品和钨品位更低的细粒尾矿，此中矿产品再进入-0.045mm粒级三段摇床重选作业。此作业可以进一步降低最终尾矿中钨的品位，进一步提高钨的总回收率和重选流程的作业效率。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，所述的湿式弱磁选机，是指工业机型的鼓形湿法电磁弱磁选机、湿法永磁弱磁选机或湿法永磁中磁磁选机中的其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为1000～2000Oe。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，所述的强磁选机，是指工业机型的立环式或平环式强磁选机、立环式或平环式脉动高梯度强磁选机中的其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为8000～15000Oe。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，所述的分级设备，是指工业机型的旋流器、高频振动筛、螺旋分级机、斜板分级机、斜管式分级机、平流式分级机中的其中一种设备或两种以上设备的组合。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，步骤d中重选所用设备是指矿砂摇床、矿泥摇床、螺旋选矿机、离心选矿机等中的其中一种设备或两种以上设备的组合。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，磨矿过程中使用的磨矿设备，是指工业机型的球磨机、棒磨机中的其中的一种设备。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，弱磁选作业的矿浆浓度和矿粒细度具体根据硫化矿浮选尾矿矿浆浓度和矿粒细度高低而定，质量百分浓度通常为20～45％，矿粒细度通常为-0.074mm占55～85％。

进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，离心选矿机分选的转速为300～500r/min。

本发明的优点表现在：

1、由于本发明采用弱磁选和强磁选，选出强磁性的磁铁矿、磁褐铁矿、钛磁铁矿、铁渣等含钨很低的强磁性矿物和大量钙铁榴石、钙铝榴石、黑云母、铁角闪石、磁黄铁矿等含钨很低具有弱磁性的矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中，与硫化矿浮选尾矿直接进行重选的常规流程相比，提前抛除了大量尾矿，减少了重选作业的物料处理量，可以显著提高重选作业的分选效率。

2、对于摇床、离心选矿机等重选设备来说，入选的物料粒级越窄，其分选的效果越好，由于本发明对预富集的非磁性物料采用了粒级分级，将其分为3～4个粒度较窄的粒级，几段摇床重选都能得到高品位的白钨精矿和品位很低的尾矿，使单体解离的白钨矿实现尽早回收。

3、由于本发明对二段摇床的中矿进行了再次磨矿，提高了细粒崁布白钨矿的单体解离度，使其在三段和四段摇床重选作业中得到较好的回收，可明显提高白钨矿的重选回收率。

4、采用离心选矿机对摇床重选产出的细粒尾矿进行进一步回收，可以进一步降低最终尾矿中钨的品位，得到品位接近或高于-0.045mm粒级给矿的中矿产品进入-0.045mm粒级三段摇床重选作业，可以进一步提高钨的总回收率。

5、本发明提出的磁选-分级重选联合工艺方案与常规的白钨矿浮选工艺方案相比，不添加任何选矿药剂，节约了浮选药剂费用，同时减轻了选矿厂尾矿水对环境污染的压力。

附图说明

图1为本发明适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法流程图。

具体实施方式

为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面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作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。

图1为本发明适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法流程图，如图1所示，本发明提供的一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，具体包括以下步骤：

a、硫化矿浮选尾矿矿浆通过湿式弱磁选机选出强磁性的磁铁矿、磁褐铁矿、钛磁铁矿、铁渣等强磁性矿物，可以保护后续作业的强磁选机磁通道或磁介质间隙不会被堵塞，保证强磁选机顺利运行。强磁性矿物含钨很低，可作为尾矿排出，其余矿浆进入下一步强磁选作业。

b、选出强磁性矿物后的矿浆进入强磁选机，选出大量钙铁榴石、钙铝榴石、黑云母、铁角闪石、磁黄铁矿等含钨很低具有弱磁性的矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中。

c、将上述的非磁性矿浆进行粒级分级，分成+0.15mm、-0.15mm+0.74mm、-0.74mm+0.045mm、-0.045mm等3～4个粒级。

d、将上述不同粒级的矿浆作为重选的给矿原料，分别进入摇床进行重选作业，每个摇床作业都分成精矿、中矿和尾矿，第一段摇床的中矿分别进行二段摇床作业，同样分成精矿、中矿和尾矿，每个粒级的精矿和尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品1、2、3、4和尾矿1、2、3、4。

对所述的二段摇床作业产出的中矿矿浆作下述处理：

1)、将+0.045mm粒级的几份中矿合并二次再磨矿，再磨细度-0.045mm达到40～70％，分级为+0.045mm和-0.045mm两个粒级，-0.045mm物料与之前-0.045mm粒级的二段中矿合并。

2)、将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精矿、中矿和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和尾矿。将两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，得到精矿5、6和尾矿5、6。

3)、将上述精矿产品1、2、3、4、5、6和尾矿1、2、3、4、5、6分别合并，得到最终的精矿产品和尾矿。

进一步地，对所述的-0.045mm粒级一段和二段摇床作业产出的细粒尾矿还可作下述处理：

采用离心选矿机对所述的-0.045mm粒级的一段和二段摇床重选产出的细粒尾矿进行进一步分选，得到品位接近或高于-0.045mm粒级给矿的中矿产品和钨品位更低的细粒尾矿4，此中矿产品再进入-0.045mm粒级三段摇床重选作业。

所述的磁选作业的矿浆浓度和矿粒细度具体根据硫化矿浮选尾矿矿浆浓度和粒度高低而定，浓度通常为质量百分浓度20～45％，矿粒细度通常为-0.074mm占55～85％。

所述的湿式弱磁选机，是指工业机型的鼓形湿法电磁弱磁选机、湿法永磁弱磁选机或湿法永磁中磁磁选机等其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为1000～2000Oe(奥斯特)。

所述的强磁选机，是指工业机型的立环式或平环式强磁选机、立环式或平环式脉动高梯度强磁选机等其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为8000～15000Oe(奥斯特)。

所述的分级设备，是指工业机型的旋流器、高频振动筛、螺旋分级机、斜板分级机、斜管式分级机、平流式分级机等其中一种设备或两种以上设备的组合。

所述的重选设备，是指矿砂摇床、矿泥摇床、离心选矿机等其中一种设备或两种以上设备的组合。

所述的磨矿设备，是指工业机型的球磨机、棒磨机等其中的一种设备。

所述的离心选矿机分选的转速为300～500r/min。

实施例1

硫化矿浮选尾矿含WO₃品位0.082％，经过鼓形湿法弱磁选机磁选(场强1000Oe)除去强磁性矿物、高梯度脉动式强磁选机(场强10000Oe)选出弱磁性矿物，强磁性矿物和弱磁性矿物合并为磁性尾矿，产率66.73％、WO₃品位0.023％；余下的非磁性矿物产率33.27％、WO₃品位0.20％，WO₃作业回收率81.26％，白钨矿预富集在非磁性矿物中。

将非磁性矿物筛分分级分成+0.074mm、-0.074mm+0.045mm、-0.045mm三个粒级，分别进行摇床重选，分别得到精矿、中矿和尾矿；中矿再次进行摇床重选，分成精矿、中矿和尾矿。将各粒级选出的精矿、中矿和尾矿分别合并，得到总的精矿、中矿和尾矿(包括磁性尾矿)。最终该硫化矿浮选尾矿磁选-分级重选白钨矿指标为：精矿WO₃品位42.28％、产率0.11％、回收率56.35％，中矿WO₃品位0.55％、产率1.22％、回收率7.74％，尾矿WO₃品位0.030％、产率98.67％。

实施例2

硫化矿浮选尾矿通过与实施例1相同的磁选作业，得到的强磁性矿物和弱磁性矿物合并为磁性尾矿，产率66.73％、WO₃品位0.023％；余下的非磁性矿物产率33.27％、WO₃品位0.20％，WO₃作业回收率81.26％。

将非磁性矿物筛分分级分成+0.15mm、-0.15mm+0.074mm、-0.074mm+0.045mm、-0.045mm四个粒级，分别进行摇床重选，分别得到精矿、中矿和尾矿；一段摇床的中矿再次进行二段摇床重选，同样分成精矿、中矿和尾矿。将各粒级选出的精矿、中矿和尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品1、2、3、4和尾矿1、2、3、4。

将+0.045mm粒级的三份二段中矿合并二次再磨矿，再磨细度-0.045mm达到60％，筛分分级为+0.045mm和-0.045mm两个粒级，-0.045mm物料与之前-0.045mm粒级的二段中矿合并。

将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精矿、中矿和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和尾矿。将两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，得到精矿5、6和尾矿5、6。

将上述精矿产品1、2、3、4、5、6和尾矿1、2、3、4、5、6及磁性尾矿分别合并，得到最终的白钨精矿产品和尾矿。

最终该硫化矿浮选尾矿磁选-分级重选白钨矿全流程指标为：精矿WO₃品位41.65％、产率0.12％、回收率60.99％，尾矿WO₃品位0.032％、产率99.88％。

实施例3

硫化矿浮选尾矿通过与实施例1相同的磁选作业，得到的强磁性矿物和弱磁性矿物合并为磁性尾矿，产率66.73％、WO₃品位0.023％；余下的非磁性矿物产率33.27％、WO₃品位0.20％，WO₃作业回收率81.26％。

将非磁性矿物筛分分级分成+0.15mm、-0.15mm+0.074mm、-0.074mm+0.045mm、-0.045mm四个粒级，分别进行摇床重选，分别得到精矿、中矿和尾矿；一段摇床的中矿再次进行二段摇床重选，同样分成精矿、中矿和尾矿。将各粒级选出的精矿、中矿和尾矿分别合并，得到得到不同粒级的精矿产品1、2、3、4和尾矿1、2、3、4。

将-0.045mm粒级一段、二段摇床重选产出的尾矿4经过离心选矿机进行分选，转速400r/min，得到作业产率11.91％、WO₃品位0.45％、WO₃作业回收率56.41％的离心机中矿，和作业产率88.09％、WO₃品位0.047％、的离心机尾矿。

将+0.045mm粒级的三份二段中矿合并二次再磨矿，再磨细度-0.045mm达到60％，筛分分级为+0.045mm和-0.045mm两个粒级，-0.045mm物料与之前-0.045mm粒级的二段中矿和离心机中矿合并。

将此两个粒级的中矿分别进行第三段、四段摇床重选，得到精矿5、6和尾矿5、6。

将上述精矿产品1、2、3、4、5、6和尾矿1、2、3、5、6、离心机尾矿及磁性尾矿分别合并，得到最终的白钨精矿产品和尾矿。

最终该硫化矿浮选尾矿磁选-分级重选白钨矿全流程指标为：精矿WO₃品位40.83％、产率0.13％、回收率64.70％，尾矿WO₃品位0.029％、产率99.87％。

最后应说明的是：以上实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的精神和范围。

Claims (10)

1.一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于，包括如下步骤：

a、硫化矿浮选尾矿矿浆通过湿式弱磁选机选出强磁性矿物，其余矿浆进入下一步强磁选作业；

b、选出强磁性矿物后的矿浆进入强磁选机，选出大量含钨很低的弱磁性矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中；

c、将上述的非磁性矿浆采用分级设备进行粒级分级，分成若干个粒级；

d、将上述不同粒级的矿浆作为重选的给矿原料，分别进入摇床进行重选作业，每个摇床作业都分成精矿、中矿和尾矿，第一段摇床的中矿分别进行二段摇床作业，同样分成精矿、中矿和尾矿，每个粒级的精矿和尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品和尾矿。

2.根据权利要求1所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：对经所述二段摇床作业产出的中矿矿浆作下述处理：

1)、将粒径大于0.045mm粒级的几份中矿合并进行二次再磨矿，再磨细度小于0.045mm达到40～70％，分级为大于0.045mm和小于0.045mm两个粒级，小于0.045mm物料与之前小于0.045mm粒级的二段中矿合并；

2)、将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精矿、中矿和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和尾矿；将两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，得到精矿产品和尾矿；

3)、将上述精矿产品和尾矿分别合并，得到最终的精矿产品和尾矿。

3.根据权利要求1所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：对经所述-0.045mm粒级一段和二段摇床作业产出的细粒尾矿作下述处理：

采用离心选矿机对所述的-0.045mm粒级的一段和二段摇床重选产出的细粒尾矿进行进一步分选，得到品位接近或高于-0.045mm粒级给矿的中矿产品和钨品位更低的细粒尾矿，此中矿产品再进入-0.045mm粒级三段摇床重选作业。

4.根据权利要求1或2所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：所述的湿式弱磁选机，是指工业机型的鼓形湿法电磁弱磁选机、湿法永磁弱磁选机或湿法永磁中磁磁选机中的其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为1000～2000Oe。

5.根据权利要求1或2所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：所述的强磁选机，是指工业机型的立环式或平环式强磁选机、立环式或平环式脉动高梯度强磁选机中的其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为8000～15000Oe。

6.根据权利要求1或2所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：所述的分级设备，是指工业机型的旋流器、高频振动筛、螺旋分级机、斜板分级机、斜管式分级机、平流式分级机中的其中一种设备或两种以上设备的组合。

7.根据权利要求1或2所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：步骤d中重选所用设备是指矿砂摇床、矿泥摇床、螺旋选矿机、离心选矿机等中的其中一种设备或两种以上设备的组合。

8.根据权利要求2所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：磨矿过程中使用的磨矿设备，是指工业机型的球磨机、棒磨机中的其中的一种设备。

9.根据权利要求1或2所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：磁选作业的矿浆浓度和矿粒细度具体根据硫化矿浮选尾矿矿浆浓度和矿粒细度高低而定，质量百分浓度通常为20～45％，矿粒细度通常为-0.074mm占55～85％。

10.根据权利要求3所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，其特征在于：离心选矿机分选的转速为300～500r/min。