一种低品位黑白钨矿的分选方法与流程

本发明涉及一种钨矿的选矿方法，特别是涉及一种黑白钨矿的分选方法。

背景技术：

钨矿矿床平均品位低、黑白钨对半共生导致选矿工艺难度大是制约钨矿开发的主要原因。其矿石的矿物组成和矿物特征及嵌布关系等远比石英脉型钨矿复杂，且矿物种类较多，属难选矿石。原矿中钨、钼品位低，钨品位多数在0.1％～0.3％之间，平均品位为0.233％，伴生钼的平均品位为0.024％，因此要获得合格的钨精矿和钼精矿其难度较大。有用矿物嵌布粒度粗细不等且偏细，粒度区间范围比较宽，白钨矿的粒度主要分布在0.02mm～1.28mm之间，而黑钨矿的短径粒度主要分布在0.01mm～1.28mm之间，这就给确定合理的磨矿细度和流程结构带来了难度。对于黑白钨对半共生的矿来说，原生矿中钨主要以黑钨矿和白钨矿矿物形式存在，其中黑钨矿中的钨占50.82％，白钨矿中的钨占49.18％，黑钨矿和白钨矿中钨的比例近似1:1。白钨矿和黑钨矿可浮性差异大，要同步有效浮选很难。能很好浮选白钨矿的捕收剂，通常对黑钨矿的捕收能力较差，常用的捕收剂很难同时有效浮选白钨矿和黑钨矿，并获得最终钨精矿。白钨矿比重较黑钨矿小，用常规回收黑钨矿的重选方法选别细粒级白钨矿效果差。因此要获得较高的选矿回收率难度很大。而随着钨冶炼技术的进步，黑白钨精矿分离已无必要。

CN104128251A公开了一种钨细泥的选矿方法，其针对钨选别流程各作业的次生产品钨细泥，先对钨细泥进行分大于0.074mm及小于0.074mm两个级别分级，对大于0.074mm的钨细泥采用摇床重选方式进行选矿，对于小于0.074mm的钨细泥采用多次浮选方式，但是只采用摇床重选，由于摇床占地面积大且处理量较小，需要采用更多摇床及人工调试才能达到所需规模处理量，导致用工成本及投资加大；其浮选采用的浮选药剂仅能回收白钨，无法同时浮选黑钨和白钨，且该钨细泥的选矿方法的回收率只达到61.74～65.64％。

CN105312148A公开了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，其通过磁选得到黑钨矿，再通过分级重选得到白钨矿，其最终的钨精矿品位仅有40.83～42.28％，回收率为56.35～64.70％，分析其品位及回收率低的主要原因如下：1、该分级的中的-0.045mm细粒级采用摇床与离心机搭配的方式重选处理，但摇床对-0.045mm细粒级的重选效果差；2、该方法中二次分级仅对一次分级后重选得到的中矿，精矿的品位较低。

目前低品位黑白钨的分选方法所得的钨精矿回收率低且不能实现黑白钨混合浮选，矿山资源的利用率不够高。

技术实现要素：

本发明的目的在于克服现有技术之不足，提供一种低品位黑白钨矿的分选方法，该低品位黑白钨的分选方法所得的钨精矿总回收率高且能够实现黑白钨混合浮选且回收率高，矿山资源的利用率高，生产成本低。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：

一种低品位黑白钨矿的分选方法，包括：

将粒径为0.20mm～0.50mm的黑白钨矿石通过螺旋选矿机粗选与摇床精选后得到钨粗精矿Ⅰ；

将粒径为0.04mm～0.20mm的黑白钨矿石通过螺旋溜槽粗选与摇床精选后得到钨粗精矿Ⅱ；

将粒径小于0.04mm的黑白钨矿石通过硫化矿浮选得到浮硫尾矿，所述浮硫尾矿通过黑白钨混合浮选得到细泥钨粗精矿，所述黑白钨混合浮选的捕收剂包括60g/t～120g/t黄药、400g/t～600g/t黑钨捕收剂和30g/t～50g/t白钨捕收剂，采用离心选矿机对所述细泥钨粗精矿进行精选得到细泥钨精矿。

与现有技术相比较，对黑白钨矿石进行分级，可使重选或浮选设备更容易地将相应粒径等级的矿石中的有用矿石和杂质分离，减少有用矿石损失，提高矿石回收率。通过本发明的黑白钨浮选捕收剂能够同时浮选黑钨矿石和白钨矿石，通过添加60g/t～120g/t黄药提升黑钨捕收剂和白钨捕收剂的捕收效果，从而提高细泥钨粗精矿的品位和回收率。且60g/t～120g/t剂量的黄药能够兼顾精矿WO₃品位、WO₃回收率及生产成本。

该分选方法采用螺旋溜槽或者螺旋选矿机对低品位的黑白钨原矿石预先富集，能够增大摇床对原矿石的处理能力，同时对粒径小于0.04mm的黑白钨矿石采用浮选的方式，从而提高了钨精矿的品位及回收率。若不通过螺旋选矿机或螺旋溜槽预先富集黑白钨矿石就直接进入摇床重选，因摇床选别富集比高，会致使摇床精矿带窄、精矿截取困难，精矿产率低、回收率不高、金属损失严重等现象产生。由于摇床重选方式对粒径小于0.04mm的黑白钨矿处理效果不理想，因此，采用本发明的浮选的方式来处理粒径小于0.04mm的黑白钨矿，从实施效果来看，粒径小于0.04mm的白钨矿和黑钨矿可同步有效浮选，且回收率高。

进一步的，所述黑钨捕收剂为苯甲羟肟酸，所述白钨捕收剂为油酸钠。苯甲羟肟酸对黑钨的捕收效果好，油酸钠对白钨的捕收效果好，且黄药对苯甲羟肟酸及油酸钠组合的黑白钨混合浮选捕收剂的提升效果更明显。

进一步的，还包括如下步骤：采用水力分级箱将所述钨粗精矿Ⅰ和所述钨粗精矿Ⅱ按粒径分成大于0.20mm、0.10mm～0.20mm和小于0.10mm三个粒径级别，每个粒径级别所述钨粗精矿采用相应的摇床粗选及相应的摇床复选后得到钨精矿。通过二次分级重选钨粗精矿，提升钨精矿的品位。

进一步的，所述细泥钨粗精矿用所述离心选矿机精选的步骤包括：分层处理所述细泥钨粗精矿，上层细泥钨粗精矿采用离心力较大的离心选矿机精选得到细泥钨精矿，而下层细泥钨粗精矿采用离心力较小的离心选矿机精选得到细泥钨精矿。细泥钨粗精矿按不同粒级颗粒分别处理，较粗的颗粒用离心力较大的离心机处理，较细颗粒用离心力较小的离心机处理，有效避免粗粒径与细粒径的细泥钨粗精矿在精选过程中相互干扰，从而提高细泥钨精矿品位和回收率。细泥钨精选作业中使用的所述离心力较大的离心选矿机型号为SLON-2400，当然，所述离心力较大的离心选矿机也可以采用较高转速的离心选矿机；所述离心力较小的离心选矿机型号为SLON-1600，当然，所述离心力较小的离心选矿机也可以采用较低转速的离心选矿机。在相同处理量下采用1台SLON-2400型离心选矿机与1台SLON-1600型离心选矿机搭配相较于采用2台SLON-2400型离心机能够减少生产成本，且细泥钨精矿品位及回收率相近。分层后，同一层细泥钨粗精矿粒级较一致，在离心选矿机选别过程中细泥钨精矿与尾矿所获得的离心力差异更明显，利于分离。而较细粒径细泥钨精矿自身重力较小，所述SLON-2400型离心选矿机才足以提供分离效果较好所需的离心力；而较粗粒径细泥钨精矿自身重力较大，所述SLON-1600型离心选矿机就足以提供分离效果较好所需的离心力。

进一步的，将所述黑白钨矿石分成三个粒径级别的方法包括：将所述黑白钨原矿石棒磨后经两道高频细筛筛选得到粒径为0.20mm～0.50mm和粒径小于0.20mm的黑白钨矿石，采用旋流器处理所述粒径小于0.20mm的黑白钨矿石得到粒径为0.04mm～0.20mm和粒径小于0.04mm的黑白钨矿石。采用旋流器分离粒径小于0.04mm的黑白钨矿石，分离粒度细、分级效率高，由于高频细筛的分离粒度下限为0.074mm，若采用高频细筛筛选粒度小于0.04mm的黑白钨矿石时易泡水、夹细，筛分效果不理想。由于大于0.20mm的沉沙与小于0.20mm的溢流比值为42.029：57.971，沉沙少，溢流多，若采用传统的螺旋分级机分级难以实现，分级粒度无法保证。本发明采用德瑞克高频细筛作为磨矿回路的闭路分级设备，分级精度优于螺旋分级机，而且极大地降低了钨矿的过粉碎程度，钨矿物的回收率可提高2％～5％。

进一步的，所述钨粗精矿Ⅱ通过如下步骤获得：采用第一段螺旋溜槽重选所述0.04mm～0.20mm粒径的黑白钨矿石得到粗选精矿、中矿Ⅱ和尾矿Ⅱ，所述粗选精矿及所述中矿Ⅱ分别经第二段螺旋溜槽及摇床重选得到钨粗精矿Ⅱ，所述中矿Ⅱ经第二段螺旋溜槽重选的尾矿为尾矿Ⅲ。增加第二段螺旋溜槽能够对黑白钨矿进一步富集，增大摇床对原矿的处理能力。

进一步的，所述粒径小于0.04mm的黑白钨矿及所述尾矿Ⅱ、所述尾矿Ⅲ合并为钨细泥，所述钨细泥经浮选后，采用离心选矿机进行精选得到细泥钨精矿。通过上述的方式，再进行浮选，提高了钨精矿的回收率，降低尾矿的WO₃品位。因钨细泥粒度微细，采用重选回收往往难以获得理想的分选效果。

进一步的，所述黑白钨混合浮选过程还加入800g/t～1000g/t用于调节pH的碳酸钠、200g/t～500g/t用于抑制脉石矿物的水玻璃和400g/t～500g/t用于活化的硝酸铅。800g/t～1000g/t碳酸钠使得浮选的pH调整在8左右，200g/t～500g/t水玻璃能够有效抑制脉石矿物，400g/t～500g/t硝酸铅有显著的活化作用。

进一步的，所述粗精矿Ⅰ与粗精矿Ⅱ合并后经硫化矿浮选得到钼粗精矿，浮钼的尾矿经浮硫得到硫化矿，所述的浮钼及浮硫过程采用粗粒浮选机。增加了硫化矿及钼粗精矿的回收，提高矿山资源利用率。若采用传统的枱浮工艺脱硫，其工艺流程长而复杂，且因为要添加硫酸，会造成设备腐蚀严重，给管理与现场操作带来诸多不便，且备品备件消耗量大，成本高，水质污染严重。而常用的浮选机的较理想的浮选粒度范围是0.01mm～0.20mm，但粗精矿Ⅰ及粗精矿Ⅱ的粒度范围一般大于0.20mm，常规的浮选机不适用于粗精矿Ⅰ及粗精矿Ⅱ的脱硫处理及浮钼处理，采用粗粒浮选机有效地解决了这一难题。

进一步的，所述的钨精矿经弱磁选后得到最终钨精矿及磁铁矿。增加了磁铁矿回收，提高矿山资源利用率，同时提高钨精矿品位。

附图说明

图1为本发明实施例一黑白钨矿分选方法示意图；

图2为本发明实施例二黑白钨矿分选方法示意图；

图3为本发明实施例一钨细泥浮-重联合分选方法示意图。

具体实施方式

以下结合实施例对本发明作进一步详细说明。

实施例一

请参照图1，低品位黑白钨矿的WO₃品位多数在0.1％～0.3％之间，WO₃平均品位为0.233％，本发明的低品位黑白钨矿分选方法包括黑白钨矿石破碎、磨矿分级、重选及浮选过程，采用破碎机破碎黑白钨矿原矿石，将破碎后黑白钨矿原矿石采用棒磨设备与高频细筛构成闭路磨矿流程，采用第一道高频细筛筛选棒磨后的黑白钨矿石得到粒径小于0.50mm的黑白钨矿石，粒径小于0.50mm的黑白钨矿石经过第二道高频细筛后，筛选出粒径小于0.20mm的黑白钨矿石，未过筛部分粒径为0.20mm～0.50mm的黑白钨矿石，粒径小于0.20mm的黑白钨矿石经过水力旋流器分级处理，溢流部分为粒径小于0.04mm的黑白钨矿石、沉沙部分为0.04～0.20mm粒径的黑白钨矿石。所述水力旋流器型号为FX250-GK，其直径为250mm，给矿总管直径为350mm，沉沙总管直径为350mm。旋流器分离粒度细，细粒分级效率高，构造简单，占地面积小，易维修，且处理能力大。

所述的粒径为0.20mm～0.50mm的黑白钨矿石经过螺旋选矿机粗选后得到粗选精矿及粗选尾矿，所述粗选精矿经过第一段摇床精选得到钨粗精矿Ⅰ、中矿Ⅰ和尾矿，中矿Ⅰ经第二段摇床复选得到钨粗精矿Ⅰ、复选中矿Ⅰ、尾矿。所述螺旋选矿机采用GL螺旋选矿机，所述GL螺旋选矿机对粗粒级黑白钨矿石的处理能力强。所述复选中矿Ⅰ返回原矿磨矿处，再次分选处理，提高钨回收率。

所述粒径为0.04mm～0.02mm的黑白钨矿石经过第一段螺旋溜槽粗选后，得到粗选精矿、中矿Ⅱ、尾矿Ⅱ，所述的粗选精矿经过第二段螺旋溜槽复选得到复选精矿及尾矿，所述复选精矿经第一段摇床及第二段摇床精选得到钨粗精矿Ⅱ和尾矿，所述中矿Ⅱ经第二段螺旋溜槽复选得到复选精矿、尾矿Ⅲ，所述复选精矿经第一段摇床及第二段摇床精选得到钨粗精矿Ⅱ和尾矿。所述的中矿Ⅱ及所述摇床尾矿经浓缩及浮钼后得到钼粗精矿。所述第二段摇床复选后的中矿返回原矿磨矿处，再次分选处理，提高钨回收率。螺旋溜槽对细粒级黑白钨矿石的处理能力强,螺旋溜槽预先富集细粒级黑白钨矿，从而增大摇床对原矿的处理能力。

所述的钨粗精矿Ⅰ及钨粗精矿Ⅱ合并为钨粗精矿，在黑白钨矿原矿的WO₃平均品位为0.219％时，通过分级重选后获得WO₃平均品位为11.25％的重选钨粗精矿，相对于原矿的回收率达到73.84％。

采用粗粒浮选机浮选所述钨粗精矿得到钼粗精矿，浮钼后的尾矿用粗粒浮选机浮选硫化矿，浮硫后得到最终钨粗精矿。粒径为0.20mm～0.5mm和0.04mm～0.2mm的黑白钨矿石的重选尾矿经浓缩后，采用粗粒浮选机浮选得到钼粗精矿。增加了钼回收，提高了矿山资源利用率。

所述粒径小于0.04mm的黑白钨矿石与所述尾矿Ⅱ、所述尾矿Ⅲ合并为黑白钨细泥，所述钨细泥产率为19.511％，其中WO₃平均品位为0.135％，钼的平均品位为0.039％，对原矿钨、钼金属占有率分别为15.02％和40.47％。

如图3，所述黑白钨细泥采用浮选及重选联合的分选方式，所述黑白钨细泥通过水力旋流器脱去矿浆中小于0.010mm矿泥，得到矿浆浓度35％以上的黑白钨细泥，加入90g/t～100g/t的黄药、700g/t～900g/t的碳酸钠及30g/t～40g/t的2#油搅拌，采用射流浮选机进行脱硫粗选，脱硫粗选后进行硫化物扫选，得到脱硫扫选尾矿，所述脱硫扫选尾矿添加800g/t～1000g/t pH调节剂碳酸钠和200g/t～500g/t抑制剂水玻璃搅拌2～9分钟，添加400g/t～500g/t活化剂硝酸铅搅拌2～9分钟，添加如表1所述剂量的捕收剂苯甲羟肟酸、油酸钠及黄药搅拌2～9分钟，添加40g/t～60g/t起泡剂2#油搅拌2～9分钟，采用射流浮选机进行黑白钨混合一次粗选、一次精选。所述粗选及精选尾矿进行两次扫选，所述第一次扫选的药剂量为黑白钨混合粗选所用药剂量的一半左右，所述第二次扫选的药剂量为黑白钨混合粗选所用药剂量的三分之一左右。

本发明试验例1～6对比例1～3在添加如表1剂量的所述黑白钨混合浮选捕收剂及1000g/t碳酸钠，500g/t水玻璃，450g/t硝酸铅，50g/t 2#油，进行所述黑白钨混合浮选的粗选及精选，所述第一次扫选的药剂量为黑白钨混合粗选所用药剂量的一半左右，所述第二次扫选的药剂量为黑白钨混合粗选所用药剂量的三分之一左右。

表1试验例及对比例的捕收剂用量及其实验结果

自然沉降所述细泥钨粗精矿，上层细泥钨粗精矿用离心力较大的离心选矿机处理，下层细泥钨粗精矿用离心力较小的离心选矿机处理，所述离心力较大的离心选矿机采用SLON-2400型离心选矿机，所述离心力较小的离心选矿机采用SLON-1600型离心选矿机。使用SLON-2400型离心力的离心选矿机和SLON-1600型离心选矿机分不同粒级选别后，尾矿中WO₃平均品位降到0.04％以下。分粒级用SLON-2400型离心力的离心选矿机和SLON-1600型离心选矿机精选后，大于或等于0.074mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为82.33％，0.038mm～0.074mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为87.17％，0.020mm～0.038mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为88.25％，小于0.020mm粒级的细泥钨精矿回收率为71.84％。离心选矿机选别后，将细泥钨精矿浓缩、压滤、干燥，得到最终细泥钨精矿。

在原矿中WO₃平均品位为0.219％时，通过分级重选获得WO₃平均品位为11.25％的重选钨粗精矿，相对于原矿的回收率达到73.84％，在钨细泥入选WO₃平均品位为0.157％条件下，经钨细泥浮-重联合分选，可获得WO₃平均品位21.59％的细泥钨精矿，所述细泥钨精矿相对于原矿的回收率为11.32％，钨精矿总回收率可达到85.16％。

实施例二

如图2所示，实施例二与实施例一的低品位黑白钨分选方法的不同之处在于还包括对所述最终钨粗精矿进行二次分级重选。所述钨粗精矿经水力分级箱分成粒径大于0.20mm、粒径大于等于0.10mm且小于0.20mm、粒径小于0.10mm三个粒径等级。

粒径大于或等于0.20mm的钨粗精矿经摇床精选后得到钨精矿和尾矿，所述尾矿经螺旋脱水后，球磨处理得到粒径小于0.20mm的钨矿石，所述钨矿石再经摇床精选处理后得到钨精矿，由于粒径大于0.20mm的钨粗精矿经摇床重选的尾矿平均品位较高，含有许多未充分单体解离的连生体，故而增加球磨对紧缩术尾矿进行磨矿再选别，减少金属损失，进一步提升钨金属回收率；粒径为0.10mm～0.20mm的钨粗精矿经摇床精选后得到钨精矿，粒径小于0.10mm的钨粗精矿先通过浓泥斗脱泥脱水，再采用摇床进行精选得到钨精矿。所述三个粒径级别的钨粗精矿经摇床重选后尾矿返回原矿磨矿处再次分选处理，提高钨回收率。

所述三个粒径级别钨粗精矿经摇床重选后的钨精矿经弱磁选得到最终钨精矿以及磁铁矿，所述的最终钨精矿的WO₃平均品位为53.49％，钨精矿平均回收率达到68.50％，而黑白钨细泥浮-重联合分选，可获得WO₃平均品位21.59％的细泥钨精矿，所述细泥钨精矿相对于原矿的回收率为11.32％，钨精矿的总回收率可达到79.82％。

对比例一

所述比对例一与实施例一的区别在于，所述浮选细泥钨粗精矿在不分层处理的情况下，采用离心力较小的离心选矿机SLON-1600做精选处理，所述钨细泥经过浮选及离心力较小的离心选矿机SLON-1600重选后，大于0.074mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为77.92％，0.038mm～0.074mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为84.80％，0.020mm～0.038mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为63.58％，小于0.020mm粒径级别的细泥钨精矿回收率为47.66％。离心选矿机选别后，将细泥钨精矿浓缩、压滤、干燥，得到最终细泥钨精矿。

上述实施例仅用来进一步说明本发明的几种具体的实施例，但本发明并不局限于实施例，凡是依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均落入本发明技术方案的保护范围内。