某地黑钨矿尾矿综合利用工艺研究.pdf

第5 2 卷第4 期 2 0 00 年1 1 月 有色金属 N N F E R R O U SM E T A L S V 0 1 ．5 2 ，N o ．4 N o v e m b e r 2 00 0 某地黑钨矿尾矿综合利用工艺研究 刘人辅，谷晋川 中国地质科学院成都矿产综合利用研究所，成都6 1 0 0 4 1 摘要针对某地黑钨矿尾矿的矿石特性，研究提出了“分组分离”浮选一重选新工艺，综合回收了尾矿中的绿柱石、萤石和 钨矿物。研究结果表明S B 是盐类矿物和硅酸盐矿物分组浮选时硅酸盐矿物的有效抑制剂，S B l 是盐类矿物分离浮选时、方解石 类碳酸盐矿物和白钨矿的选择性抑制剂；N M 1 2 j 是硅酸盐矿物分离浮选时石英、云母等硅酸盐脉石矿物的选择性捕收剂 关键词黑钨矿尾矿；分组分离浮选；选择性抑制。 中图分类号T D 9 8 2 ；T D 9 2 3 圈文献标识码A 文章编号1 0 0 1 0 2 1 1 { 2 0 0 0 0 4 0 2 3 4 0 3 吐 某地黑钨矿床位于金沙江岸陡峭的山上，众多 民工使用小型球磨机、摇床等设备，采用抬浮脱硫的 办法除硫，重选回收钨矿物，其丢弃的尾矿中含有绿 柱石、萤石及少量钨矿物可供综合利用。当地为综 合利用资源和保护环境，架设了管道，将尾矿输送到 山下沉积堆存，并按优先浮选自钨矿，次选萤石，再 选绿柱石的浮选工艺流程设计建设了选矿厂。由于 采用的工艺分离矿物效果差，不能产出合格精矿产 品，或者即使能产出合格精矿，其回收率也极低，选 矿厂被迫停产。中国地质科学院成都矿产综合利用 研究所对该黑钨矿尾矿进行了测试分析和选矿试验 研究，提出采用“分组分离”浮选一重选的新工艺，综 合回收绿柱石、萤石和白钨矿。 1试料性质研究 1 ．1 试料的化学成分 试料的化学成分为 成分 B e O W 0 3c a F 2A 1 2 0 3 C a O S i 0 2F e 2 0 3 S M g OK 2 0烧失 合计 含量 ％ 1 ．0 50 ．7 44 0 ．7 02 ．44 ．6 34 3 ．4 60 ．4 50 ．1 50 ．1 5 0 ．1 9 5 ．3 2 9 9 ．2 3 试料中钨矿物相结果为黑钨矿W O ，0 ．2 8 ％，白钨 矿W 0 3 0 ．4 6 ％。 1 ．2 试料的矿物组成 试料的主要有用矿物为绿柱石、萤石、白钨矿、 黑钨矿；主要脉石矿物为石英、方解石、白云石、黑 云母；伴生矿物有锆石、磷灰石、石榴子石、辉石、榍 石、磁铁矿、褐铁矿、软锰矿、黄铁矿、黄铜矿、毒砂、 闪锌矿、方铅矿、黝锡矿等；还含有少量泥质 粘土矿 物 和有机质。 主要矿物含量为 ％ 绿柱石8 ．0 2 ，萤石4 0 穗5 ，白 钨矿0 ．5 6 ，黑钨矿0 ．3 7 ，石英3 6 ．5 ，方解石类碳酸盐矿 物8 ．2 ，云母2 ．0 ，泥质、有机质、其它矿物3 ．5 。 1 ．3 试料粒度组成 。 试料的粒级分布如表1 所示。 表1 试料的粒级分布 粒级／m m产率／％ 品位／％ W 0 3 0 ．8 5 0 ．7 9 O ．5 2 O ．3 7 O ．2 1 0 ．3 8 1 ．3 1 0 ．7 6 分布率／％ B “ C a F 2W 0 3 C a F 2 2 ．5 2 ．5 0 ．5 0 ．5 0 ．1 7 5 0 ．1 7 5 0 ．1 0 4 ～0 ．0 1 4 0 ．0 7 4 0 ．0 7 4 0 ．0 3 4 0 ．0 3 4 合计 2 9 ．1 9 3 2 ．1 8 4 5 ．1 3 5 4 ．7 9 5 4 ．8 5 4 6 ．9 8 3 2 ．6 l 4 1 ．1 6 作者简介刘人辅，男，研究员 铊”毗踮驵“鲋删-二如拐懈L执援啪 巧m m 窨邑∞彤m 删乙“勰“n￡j执∞∞堋m盯“距∞胍 五”H n L孓螽∞惦”钉坶拍”％晒 1 l l l 1 1 0 1埒玛鲫托弱够幻州互”加王n弛㈣ 万方数据 第4 期刘人辅等某地黑钨矿尾矿综合利用工艺研究2 3 5 2 试验流程和结果 爹笋奄薹磊耋钨矿物。 2 ．1 试验流程采用如图1 所示的工艺流程，进行详细深入的 根据试料的矿石性质，综合分析国内外的研究试验研究，获得表2 所示的试验结果。 现状，提出了“分组分离”浮选一重选流程，综合回收 试l 样 表2 试验结果 图1 黑钨尾矿综合利用原则流程 3 试验结果讨论 3 ．1 试验流程的确定 该尾矿集盐类矿物 含钙矿物 如萤石、方解石、 白云石、磷灰石和硅酸盐类矿物如石英、绿柱石、云 母于一体。盐类矿物和硅酸盐类矿物为浮选性质不 同的两类矿物。盐类矿物间、硅酸盐矿物间的浮选 分离已有不少成功的经验，这就具备“分组分离”浮 选的技术基础。 该尾矿经长期堆存、曝晒、淋滤后，风化严重，粒 级呈两极分化，其中小于3 4 , u r n 级别占3 2 ．2 3 ％，钨 分布率高达5 5 ．3 7 ％，不宜采用脱泥浮选工艺；大于 0 ．1 0 m m 占5 0 ．5 3 ％．应通过磨矿才有利浮选，而小 于0 ．1 0 r a m 的占4 9 ．4 9 ％，不宜再磨，否则过粉碎严 重。考虑现有选矿厂随坡地建设。增加设备无场地 配置，限制了分级再磨工艺的施用。试料表面被油 药 严重污染，使矿物可浮性发生较大变化，因而在 确定工艺方案时，须考虑这一情况的影响。 试料中不到1 ％的钨矿物，由黑钨矿和白钨矿 组成，两者浮选性质差异很大，前者难浮，后者相对 易浮，但因入选试料严重泥化，使白钨矿浮选的选择 性大大降低。加之试料中含有2 ％左右的有机质极 易浮，若优先浮选白钨矿，则其将混入泡沫产品中严 重影响白钨矿精矿的质量。由于钨矿物与试料中主 要脉石矿物比重差较大。采用重选分离则是比较合 理的。 3 ．2 浮选药剂的选择确定 “分组分离”浮选成败的关键是选择性好的调整 剂和捕收剂的合理有效使用。分组浮选采用了对硅 酸盐矿物有强烈抑制的药剂S B 为调整剂，7 3 3 氧化 石蜡皂为捕收剂；含钙矿物组的分离浮选采用S B 的变种药剂S B l 为调整剂，仍以7 3 3 为捕收剂；硅 酸盐矿物的分离浮选，则是在硫酸调节的酸性矿浆 中，以N M ～1 2 i 为捕收剂，反浮选出石英、云母等硅 万方数据 有色金属第5 2 卷 质脉石矿物，绿柱石和黑钨矿则沉于浮选槽中。 分组分选中，药剂作用效果如图2 、3 。 由图2 、图3 可见，选用的调整剂和捕收剂使萤 石、白钨矿与绿柱石较好地分离，当S B 用量为5 k g ／ 1 0 0 9 0 8 0 芝7 0 瓣 6 0 擎 囡5 0 4 0 3 0 2 0 1 0 3 ．3 04 ．1 65 ．0 05 ．8 36 ．6 7 S B ／ t 喀t ‘1 t 左右，7 3 3 用量为0 ．8 5 k g ／t 左右时，精矿中C a F 2 回收率8 5 ％以上，白钨矿回收率5 0 ％左右，绿柱石 回收率低于1 5 ％。 孚 ＼ 褂 擎 回 0 ．6 5O ．8 51 ．0 51 ．2 5 7 3 3 用量／ 1 培t 。 图2 分组粗选S B 用量试验图3 分组粗选7 3 3 用量试验 1 ．B e O2 ．W 0 3 全1 ．B e O2 ．W 0 3 全 3 ．C a F 24 ．W 0 3 白3 ．O a F 24 ．W 0 3 白 说明图中W 0 3 白 是假设浮选精矿中全部为白钨矿，基数也以试料中白钨矿含W 0 3 基为基数，计算的回收率。 在含钙矿物分离浮选中，当S B l 总用量控制为 5 k g ／t ，7 3 3 用量为0 ．3 1 k g ／t 时，在不同作业中分别 添加，可从分组浮选的粗精矿 粗选精矿加扫选精 矿，含w 0 30 ．6 2 ％，B e O0 ．3 2 ％，C a F 25 9 ．6 7 ％ 中 分离出含 ％ w 0 30 ．1 5 、B e O0 ．0 9 ，C a F 29 5 ．8 1 的 萤石精矿和含 ％ W 0 30 ．9 4 ，B e O0 ．4 8 ，C a F z3 3 ．5 9 的尾矿作为白钨矿分选的原料。 在硅酸盐矿物分离浮选中，当p H 值控制在小 于2 ．5 的情况下，N M 一1 2 j 总用量为0 ．2 7 k g ／t 时， 在不同浮选作业分别加入，可从分组浮选尾矿 含 ％ W 0 30 ．9 4 ，B e O2 ．3 9 ，C a F 2 4 ．6 2 中，分离出含 ％ W 0 32 ．7 5 ，B e O6 ．8 6 ，C a F 25 ．8 的钨一铍混合 精矿。 3 ．3 钨矿物的回收 钨矿物一部分富集在钨铍混合精矿中，另一部 分主要存在于含钙矿物分离浮选的尾矿中，前者以 黑钨矿为主，后者以白钨矿为主。钨一铍混合精矿 通过重选分离，可得到铍精矿和钨精矿 黑钨矿为 主 ；重选尾矿与含钙矿物分离浮选尾矿合并，脱泥、 脱水后，重选回收钨矿物 白钨矿为主 之 4结论 1 “分组分离”浮选新工艺，是首先用浮选方案 将盐类矿物和硅酸盐矿物分开，然后分别对含钙矿 物和硅酸盐矿物进行分离浮选的工艺技术。 2 某地黑钨矿尾矿采用“分组分离”浮选一重 选新工艺，可有效回收利用尾矿中的绿柱石、萤石和 钨矿物。 3 高效浮选剂S B 、S B l 、N M 一1 2 j 的合理使用 是“分组分离”浮选新工艺成败的关键。 成都矿产综合利用研究所独立开发的调整剂 S B 是硅酸盐矿物的有效抑制剂；S B l 可有效抑制方 解石类碳酸盐和白钨矿，对萤石的抑制作用很弱，是 含钙矿物分离浮选的选择性抑制剂。 在酸性介质中，N M 一1 2 i 能有效捕收石英、云 母等硅酸盐矿物，而对绿柱石、黑钨矿捕收能力很 弱，是硅酸盐矿物分离浮选的有效选择性捕收剂。 ∞ ∞ ∞ ∞ ∞ ∞ ∞ ∞ 加 m 万方数据