江西某钨矿选矿试验研究.pdf

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2 0 1 6 年第5 期有色金属 选矿部分 4 9 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s l l .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 6 .0 5 .0 1 1 江西某钨矿选矿试验研究 赵杰,谭欣,王中明,刘方,梁爽 北京矿冶研究总院矿物加工科学与技术国家重点实验室,北京1 0 2 6 2 8 摘 要在工艺矿物学研究的基础上,对含w o ,o .4 3 %的江西某石英脉型钨矿进行了选矿试验研究。结果表明,采用分 级跳汰一跳汰尾矿浮选的工艺流程,黑白钨混合浮选的捕收剂采用c F 和B K 4 l O ,可获得w 0 3 品位2 8 .8 6 %、w 0 3 回收率 4 2 .3 9 %的跳钛精矿,以及w 0 3 品位3 .5 9 %、w 0 3 回收率3 0 .0 7 %的浮选精矿。 关键词黑钨矿;白钨矿;跳汰;混合浮选 中图分类号T D 9 5 4 ;T D 9 1 3文献标志码A文章编号1 6 7 I _ 9 4 9 2 2 0 1 6 0 5 埘9 旬6 E x p e r i m e n t a lS t u d yO nB e n e 6 c i a t i o no fT u n g s t e nO r ei nJ i a n g 】| 【i Z 泓0 抛,弛ⅣX 流,蹦ⅣGZ 幻昭m i 增,U “托增,埘ⅣG _ s 危u o 增 J s £o 把研k 6 0 m £o ∥Q 厂胁n e r 。fP r o c 邯s i n g ,B e 咖凡g &聊m Z 胍e 。r c ‰胁“据旷施n i 昭 。n d 胁删Ⅱ恻,B e 彬昭J D 2 6 2 8 ,傩M A b s t r a c t B a s e do nt h ep m c e s sm i n e r a l o g i c a ls t u d i e so ft h et u n g s t e no r ef 如mJ i a n 影i ,t h eh e n 幽c i a L i o n e x p e r i m e n t so ft h eo r e sa r ec a I 耐e do u t ,w h i c hc o n t a i n s0 .4 3 %W 0 3a n di nt h et y p eo fq u a r t zv e i n .T h er e s u l t ss h o w t h a tw i t ht h ep r o c e s so fc l a s s i f y i n gj i g g i n g - j i g g i n gt a i l i n g sb yn o t a t i o n ,C Fa n dB K 4 1 0a r ec o m b i n e t { t ou s ea s c o l l e c t o r sf o rt u n g s t e no r ei nw o m a m i t e - s c h e e l i t eb u l kn o t a t i o n ,t h ej i g g i n gc o n c e n t m t ew i l lb e a b l et oc o n t a i n 2 8 .8 6 %W 0 3w i t har e c o v e r ym t eo f4 2 .3 9 %a n dt h ef l o t a t i o nc o n c e n t m t e3 .5 9 %W 0 3 w i t har e c o v e r ym t eo f 3 0 .0 7 %. 1 【e yw o r d s w o l f h m i t e ;s c h e e l i t e ;j i g g i n g ;b u l kn o t a t i o n 随着我国国民经济的快速发展,资源性产品的 需求不断增加。目前,钨已被誉为“工业的牙齿”,近 年来钨需求量的巨大增长导致了其金属价格的不断 上涨,市场上钨的价格变化有力地推动了钨选矿及 相关行业的发展。1 ⋯。 黑白钨混合型钨矿床在钨资源总量中占有相当 的比例,由于黑钨矿与白钨矿的密度都较大,一般利 用其与脉石矿物的密度差,采用重选流程回收一部 分,剩余部分可用浮选进行综合回收。黑钨矿和白 钨矿虽然都属于钨酸盐,但由于阳离子的不同,致使 两者有显著不同的可浮性能。目前,白钨矿的浮选 表1 T a b l el 研究已经比较透彻,而黑钨矿的浮选研究还有待深 入。黑钨矿、白钨矿的混合浮选关键也在于黑钨矿 的浮选∞引。本研究在工艺矿物学研究的基础上,针 对江西某地含钨矿石进行选钨试验研究,采用由北 京矿冶研究总院研制的钨矿捕收剂C F 螯合类捕收 剂 和B K _ 4 1 0 阴离子型捕收剂 ,为该资源将来的 开发利用提供依据⋯。 l 原矿性质 1 .1 矿石多元素分析 原矿的多元素分析结果见表1 。 原矿多元素分析结果 M u l t i e l e m e n ta n a l y s i sr e s u l t so fr u n o f - m i n eo r e/% 收稿日期2 0 1 5 D 5 - 2 0修回日期2 0 1 6 新- 2 2 作者简介赵杰 1 9 8 7 一 ,男,湖北武汉人,硕士,助理工程师,主要从事选矿理论与工艺方面的研究工作。 万方数据 5 0 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第5 期 由表1 可知,矿石中w O ,含量为0 .4 3 %,是主 要回收的组分。选矿中可综合回收的组分有铜、 钼、硫。 1 .2 钨的化学物相分析 原矿中钨的化学物相分析结果见表2 。 表2原矿中钨的化学物相分析结果 T a b l e2 A n a l y s i sr e s u l t so ft u n g s t e np h a s eo fm n .o f - m i n eo r e/% 由表2 可知,矿石中的钨主要是以黑钨矿的形 式存在,其次为白钨矿,黑钨矿中的w O ,占 7 8 .5 2 %,白钨矿中的W 0 3 占2 1 .2 5 %。 工艺矿物学研究结果表明,矿石中钨矿物、黄铜 矿和辉钼矿的粒度大部分处于 7 4 m 粒级范围, ,.嬲警墅。一跳汰 精选分离工艺 ⋯一 且在粗磨条件下大部分能达到较好的单体解离,因 此粗粒钨矿物可通过重选的方式回收,考虑到细粒 部分钨矿物,以及铜、钼的综合回收,采用重选一浮 选联合流程将更有利于矿石的综合回收。 2 试验结果与分析 原矿破碎至一1 2m m 后筛分成一1 2 8 、一8 4 .5 、一4 .5 1 .5 和一1 .5m m 五个粒级分别进行 跳汰试验,产出的跳汰精矿可采用现场精选厂的工 艺流程进行精选分离,产出钨精矿、铜精矿、钼精矿 和尾矿;跳汰尾矿破碎至一2m m 后进行磨矿,然后 优先浮选硫化矿,产出铜钼硫混合精矿,浮选硫化矿 尾矿进行黑钨矿、白钨矿混合浮选获钨精矿。试验 所采用的药剂是由北京矿冶研究总院研制的钨矿捕 收剂c F 和B K - 4 1 0 ,其它药剂为常规药剂,试验流程 见图l 。 原矿 T 颚式破碎机口/ 钨浮选尾矿浮选尾矿 图1分级跳汰一浮选试验流程 F 远.1 n o w s h e e to fc l a s s i f y i n gj i g g i n g n o a t a t i o nt e s t 2 .1 重选分级跳汰试验 将一1 2 8 、一8 4 .5 、一4 .5 1 .5 和一1 .5m m 各粒级破碎产品分别进行跳汰试验,试验流程如图 l ,试验结果见表3 。 万方数据 2 0 1 6 年第5 期赵杰等江西某钨矿选矿试验研究 5 1 表3 分级跳汰试验结果 7 r a b l e3R e s u l t so fc l a s s 坶i n gj i g g i n gt e x t /% 由表3 中可知,当粒级大于1 .5m m 时,可获得 w 0 。品位大于2 5 .0 0 %的粗精矿,且各粒级作业回收 率最低为4 0 .8 8 %,最高可达8 1 .2 7 %。而一1 .5m m 粒级通过跳汰选别,粗精矿w O ,品位仅为2 .7 0 %, w 0 ,的作业回收率为3 6 .3 8 %,说明细粒级物料不 适合用跳汰选别。而且,各粒级的重选跳汰尾矿均 不能直接抛尾,必须进行再处理。 2 .2 浮选条件试验 2 .2 .1 磨矿细度试验 将跳汰尾矿破碎至一2m m 后进行磨矿,然后优 先浮选硫化矿,浮选硫化矿尾矿进行黑钨矿、白钨矿 混合浮选。试验流程见图2 ,试验结果见图3 。浮选 给矿为一2m m 跳汰尾矿的磨后产品 下同 。 一2 。。跳汰尾矿药剂用量单位砂; 钨粗精矿 浮选尾矿 m i n ;下同 图2 跳汰尾矿浮选试验流程 F i g .2 F l o w s h e e to ff l o a t a t i o no fj i g g i n gt a i l i n g s 2 .2 .2 碳酸钠用量试验 碳酸钠对浮选矿浆有一定缓冲作用,可软化水 质,消除c a “、M 9 2 等阳离子对捕收剂的竞争吸附, 减少捕收剂的用量,因此添加适量的碳酸钠有利于 钨的浮选。在其它药剂种类和用量不变的条件下, 改变碳酸钠用量进行一段粗选,试验流程见图2 ,试 验结果见图4 。 磨矿细度一7 4 “r r l /% 图3 磨矿细度对跳汰尾矿浮选的影响 F i g .3 E 艉c to f 加n d i n go nt a i l i n g so f c l a s s i f y i n gj i g 百n g 图4 碳酸钠用量试验结果 F i g .4 R e s u l t so fN a 2C 0 3d o s a g et e x t 冰 镁卜 擎 叵 。 良 球 旃 擎 叵 。 渗 由图4 可知,添加2 5 0g /t 碳酸钠后,钨的回收 率升高,品位基本不变,但随着碳酸钠用量的进一步 增加,钨的品位升高但回收率降幅明显,因此,钨粗 选碳酸钠用量为2 5 0g /t 。 2 .2 .3 水玻璃用量试验 水玻璃对萤石、方解石等含钙脉石矿物有良好 的抑制作用,对矿浆也能起到一定的分散作用。在 其它药剂种类和用量不变的条件下,改变水玻璃用 量进行一段粗选,试验流程见图2 ,试验结果见图5 。 由图5 可知,随着水玻璃用量增加,钨的品位增 加而回收率下降,综合考虑,钨粗选水玻璃用量为 8 0 0 ∥t 。 2 .2 .4 氟硅酸钠用量试验 万方数据 5 2 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第5 期 在其它药剂种类和用量不变的条件下,改变氟 硅酸钠用量进行一段粗选,试验流程见图2 ,试验结 果见图6 。 水玻璃用量, g t 。1 图5 水玻璃用量试验结果 F i g .5 R e s u l t so fN a 2S i 0 3d o s a g et e x t 零 斟 垂 回 C 参 图6 氟硅酸钠用量试验结果 F i g .6 R e s u l t so fN a 2S i F 6d o s a g et e x t 零 料 擎 回 。 良 由图6 可知,随着氟硅酸钠用量的增加,钨的回 收率先上升到1 0 0g /t 时达到最大,超过1 0 0g /t ,回 收率降低,钨品位则先降低再升高,综合考虑,钨粗 选氟硅酸钠用量为1 0 0g /t 。 2 .2 .5 硝酸铅用量试验 当用硝酸铅作活化剂时,黑、白钨矿物表面吸附 的P b 2 ,均能与加入的螯合捕收剂形成稳定的螯合 物,固着在矿物表面,从而改善黑白钨矿的浮选 指标。 对于黑钨矿表面暴露的F e 2 、M n 2 和黑、白钨 矿物表面吸附的P b 2 均能形成稳定的螯合物,而 c a 2 仅能与少数螯合剂生成螯合物并且稳定性相对 较差。当用硝酸铅作活化剂并用螯合捕收剂浮选 黑、白钨矿物时,螯合捕收剂与钨矿物形成的螯合物 能稳定地固着在矿物表面,而与方解石、萤石、石榴 石等含钙矿物难以生成螯合物固着在含钙矿物表 面‘⋯。 在其它药剂种类和用量不变的条件下,改变硝 酸铅用量进行一段粗选,试验流程见图2 ,试验结果 见图7 。 零 坦 曙 艿 渗 硝酸铅用量/ g ‘t ‘1 图7 硝酸铅用量试验结果 F i g .7 R e s u l t so fP b 2N 0 3d o s a g et e x t 由图7 可知,随着硝酸铅用量的增加,钨的回收 率先上升再下降,在硝酸铅用量为4 0 0g /t 时达到最 高,而钨的品位先降低再升高,综合考虑,钨粗选硝 酸铅用量为4 0 0 ∥t 。 2 .2 .6 捕收剂用量试验 黑白钨混合浮选的捕收剂采用的是由北京矿冶 研究总院研制的钨矿捕收剂C F 和B K _ 4 1 0 。 在其它药剂种类和用量不变的条件下,改变捕 收剂c F 和B K 4 1 0 用量进行一段粗选,试验流程见 图2 ,试验结果见图8 。 零 遐 口暑 占 每 一 2 2 l W U t 面t 业 2 一w O 洄收率 2 2 2 1 1 1 11 B K _ 4 1 02 5B K - 4 1 05 0 B K _ 4 l O1 0 0 ”K 4 1 01 0 0B K 4 1 01 0 0 捕收剂用量/ g t 一‘ 图8 捕收剂用量试验结果 F i g .8 R e s u l t so fc e l l e c t o r sd o s a g et e x t 零 褂 擎 叵 。 渗 由图8 可知,钨浮选捕收剂用量为C F B K 4 1 0 为2 4 0 5 0g /t 。 万方数据 2 0 1 6 年第5 期赵杰等江西某钨矿选矿试验研究 5 3 2 .3 分级跳汰一跳汰尾矿浮选全流程闭路试验 在开路试验基础上,对确定的流程和药剂用量 原矿 T 一 颚式破碎机0 / 进行必要的调整和优化后,进行浮选闭路试验。闭 路试验工艺流程见图9 ,试验结果见表4 。 钨浮选精矿 图9 闭路试验工艺流程 F i g .9 F l o w s h e e to ft h ec l o s e d c i r c u i tt e s t 表4闭路试验结果 T a b l e4R e s u l t so ft h ec l o s e d .c i r c u i tt e s t/% 由表4 可知,闭路试验可获得w O ,品位2 8 .8 6 %、 w O ,回收率4 2 .3 9 %的跳钛精矿,以及w O 。品位 3 .5 9 %、w 0 ,回收率3 0 .0 7 %的浮选精矿。 3结论 1 原矿中钨主要是以黑钨矿的形式存在,矿石 中钨矿物、黄铜矿、辉钼矿和锡石的粒度大部分处于 7 4 恤m 粒级范围,且在粗磨条件下大部分能达到 万方数据 5 4 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第5 期 较好的单体解离,因此粗粒钨矿物及锡石可通过重 选的方式回收,考虑到细粒部分钨矿物,以及铜、钼 的综合回收,因此,采用重选一浮选联合流程将更有 利于矿石的综合回收。 2 在对原矿性质系统分析的基础上,采用分级 跳汰一跳汰尾矿浮选的工艺流程,黑白钨混合浮选 的捕收剂采用的是由北京矿冶研究总院研制的钨矿 捕收剂c F 和B K 4 1 0 ,可获得w 0 ,品位2 8 .8 6 %、 w 0 ,回收率4 2 .3 9 %的跳钛精矿,以及w O ,品位 3 .5 9 %、w o ,回收率3 0 .0 7 %的浮选精矿。 参考文献 [ 1 ] 付广钦,何晓娟,周晓彤.黑钨细泥浮选研究现状[ J ] .中 国钨业,2 0 1 0 ,2 5 1 2 2 2 5 . 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[ 1 1 ] 杨应林,周晓彤,汤玉和.黑白钨共生矿混合浮选药剂 及工艺[ J ] .中国钨业,2 0 l l ,2 6 1 2 3 2 6 . 上接第2 l 页 灰抑制黄铜矿,药剂调整为石灰5 0 0g /t ,丁基黄药 6 0g /t ,松醇油1 0 ∥t 。 优化后的铜铅浮选回收闭路试验结果见表6 。 表6 T a b l e6 优化试验结果 R e s u l to fo p t i m i z a t i o nt e s t /% 由表6 可知,通过优化调整,铅回收率由未优化 前的8 3 .0 8 %提高到8 9 .9 l %。铜精矿品位由未优 化前的1 2 .2 4 %提高到1 5 .5 1 %,铜回收率由未优化 前的6 5 .1 7 %提高到6 9 .0 9 %,铜富集比达7 .8 3 。尾 矿中含铜降到o .6 7 %,含铅降到2 .7 9 %,目的金属 在尾矿中的损失得到了有效控制。经初步估算,每 年可为生产企业新增收入5 6 0 万元。 3结论 1 经试验研究得出,该企业氰化渣中目的矿物 粒度过细,氰化后铜铅矿物表面氧化严重,且现场所 用调浆水中平均c N 一浓度高,是造成该企业氰化渣 中铜铅浮选回收困难的主要原因。 2 采用优先选铅一选铅尾矿再选铜的工艺流 程,闭路试验可得到含铜1 5 .5 l %、含铅0 .6 7 %的铜 精矿,含铅6 6 .4 8 %、含铜8 .6 6 %的铅精矿,铜、铅的 回收率分别达到6 9 .0 9 %、8 9 .9 1 %,实现了提金渣中 铜、铅的浮选分离回收。 参考文献 [ 1 ] 玉涵,胡显智.氰化及{ } 氰化提金方法综述[ J ] .云南 冶金,2 叭O ,3 9 3 9 一1 2 . [ 2 ] 王学娟,刘全军,王奉刚.金矿尾矿资源化的现状和进展 [ J ] .矿冶,2 0 0 7 ,1 6 2 6 ‘;- 6 7 . [ 3 ] 朱磊,康广凤,李淑芬,等.氰化尾渣多元素资源化回 收技术研究[ J ] .环境科学,2 0 1 0 ,2 3 3 0 5 _ 6 . [ 4 ] 叶力佳.氰化尾渣铅锌浮选试验研究[ J ] .有色金属 选 矿部分 ,2 0 0 9 6 3 6 4 0 . 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