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重⁃浮联合工艺在低品位钨矿选别中的应用研究 ① 徐凤平1,2, 丁明胜2, 冯其明1 (1.中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410083; 2.湖南有色新田岭钨业有限公司,湖南 郴州 423000) 摘 要 针对采用传统浮选工艺选别低品位黑白钨矿能耗较高、且经济效益不理想的问题,提出了重⁃浮联合选矿新工艺,即利用跳 汰机预先抛除 59.68%的废石,再通过常温粗选⁃加温精选浮选,获得了品位 65.48%的钨精矿产品,回收率达 82.78%,试验指标较 理想。 关键词 浮选; 重选; 低品位; 黑白钨矿; 预先拋废 中图分类号 TD92文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2015.03.020 文章编号 0253-6099(2015)03-0072-03 Application of a Combination of Gravity Concentration and Flotation in Processing Low⁃grade Tungsten Ore XU Feng⁃ping1,2, DING Ming⁃sheng2, FENG Qi⁃ming1 (1.School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China; 2.Hunan Nonferrous Metals Xintianling Wolfram Mine Co Ltd, Chenzhou 423000, Hunan, China) Abstract In view of the undesirable profitability due to comparatively high energy consumption in the conventional flotation processes for recovering lean wolframite and scheelite minerals, a new flowsheet of gravity concentration combined with flotation process was proposed, in which gangue weighed 59.68% of the feed was disposed with jig before the jig underflow was subjected to the flotation process consisting of a roughing at room temperature and a heating cleaning. As a result, a tungsten concentrate approaching 65.48% WO3grade at 82.78% recovery can be obtained. Key words flotation; gravity separation; lean ore; wolframite⁃scheelite; pre⁃discarding of waste 白钨矿矿物加工工艺主要有重选和浮选两种,但 随着白钨矿资源的不断开发,易选和禀赋较好的白钨 矿资源不断减少,“贫、细、杂”型白钨矿成为主要加工 对象[1-5]。 江西某钨矿山矿石中主要有价金属为钨、 铜等,其中钨主要以白钨矿形式存在,含有少量黑钨 矿,其中白钨占 75%左右,黑钨占 25%左右,WO3品位 0.198%,Cu 品位 0.14%,属于低品位多金属复杂难选 矿。 钨主要呈浸染状分布于石英、云母等脉石中,白钨 主要嵌布粒度 0.038 ~ 1.35 mm,黑钨主要嵌布粒度 0.01~0.3 mm,矿石中钨的嵌布粒度细。 在当前经济 新常态下,利用传统浮选工艺较难实现企业的经济效 益。 根据矿石性质,利用跳汰机进行预先拋废以提高 入选矿石品位,再进行浮选回收,通过大量试验研究, 确定了合理的工艺参数,最终取得了较理想的工艺指 标;同时,磨矿、药剂、环保等成本均相应下降,对该矿 的大规模开发具有现实经济效益。 1 矿石性质 原矿多元素分析结果见表 1。 表 1 原矿多元素分析结果(质量分数) / % WO3CuSnMoPbTFeSTiO2 0.1980.140.0310.00360.0153.320.170.79 ZnBiSiO2MgOAl2O3CaCO3CaF2 0.0150.00969.962.3813.841.400.68 矿石主要为浸染状构造,其他还有脉状构造、块状 构造、斑点构造等。 白钨矿、黑钨矿、黄铜矿主要以浸 染状分布于石英、云母中;少量黄铜矿呈脉状、斑点状 不均匀分布于石英云母中。 白钨矿嵌布粒度较粗,以 粗中粒为主;黑钨矿嵌布粒度较细,以细微粒为主;黄 铜矿以中细粒为主。 铜矿物主要为硫化矿,伴生少量 ①收稿日期 2014-12-16 作者简介 徐凤平(1982-),男,江苏泰州人,博士研究生,主要从事选矿生产和技术管理工作。 通讯作者 冯其明(1962-),男,湖北天门人,教授,博士研究生导师,主要从事矿物加工药剂及工艺研究工作。 第 35 卷第 3 期 2015 年 06 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.35 №3 June 2015 氧化矿。 矿石性质决定此矿中有价金属钨较难回收, 尤其是黑钨的回收。 2 选矿工艺研究 试验采用 GM-2-66 型两室旁动隔膜跳汰机,跳 汰机单室有效面积为 200 mm 300 mm。 2.1 跳汰抛废试验 2.1.1 一段跳汰抛废试验 经过给料粒度、冲程、冲 次和介质等条件试验,确定选择-2 mm 粒级作为一段 跳汰抛废粒度,跳汰机冲程8.3 mm,冲次340 r/ min,给 矿速度 1.88 kg/ min,矿浆浓度 20%,床石为 1/3 钢球 和 2/3 锆石,床石厚度45 mm,筛下水量 0.84 m3/ h,筛 上水量 0.26 m3/ h。 根据上述工艺参数进行一段跳汰 抛废试验,试验流程见图 1,结果见表 2。 -2 mmB3 A,3 , , -0.6 mm-0.6 mm0.6 mm0.6 mm 0.28 mm-0.28 mm 63 , 图 3 跳汰连续拋废试验流程 表 4 跳汰连续拋废试验结果 产品名称产率/ %WO3品位/ %WO3回收率/ % 粗精矿21.580.60265.872 中矿 19.810.1939.600 中矿 28.930.35115.893 跳汰精矿40.320.44791.365 尾矿 143.800.0286.219 尾矿 215.880.0302.416 尾矿59.680.0298.634 给矿100.000.197100.00 由试验结果可见,跳汰精矿合计品位 0.447%,富 集比 2.27,产率 40.32%,回收率 91.37%;跳汰抛掉的 总尾矿产率达 59.68%,总尾矿 WO3品位 0.029%,损 失率仅 8.634%。 试验达到了较好的技术指标。 37第 3 期徐凤平等 重⁃浮联合工艺在低品位钨矿选别中的应用研究 2.2 跳汰精矿浮选试验 该矿原采用常温粗选⁃加温精选浮选流程,即浓缩 常温 粗 选 粗 精 矿 后, 在 浓 缩 粗 精 矿 中 添 加 大 量 Na2SiO3,经长时间高温强烈搅拌,利用矿物间表面吸 附的捕收剂膜解析速度的不同[6-8],提高抑制效果,然 后稀释,再常温精选。 根据该矿现场生产工艺参数,并结合工艺矿物学 研究成果,对跳汰精矿产品进行了常温粗选⁃加温精选 条件试验,确定了最佳浮选工艺数据,并取得了较理想 的试验指标。 工艺流程和药剂制度如图 4 所示,结果 见表 5。 1300 1400 600 -3*22*2 *21*1 4 min 5 min 4 min3 min 4 min ;4 3003 min * 3 minZG 100 *3 3 min 72 4 min 5 min 4 min 4 min 2* 7, , 50 60 90 95 60 min 232 3 图 4 常温粗选⁃加温精选试验流程 表 5 常温粗选⁃加温精选试验指标 产品 名称 产率/ % 作业对原矿 WO3品位 / % WO3回收率/ % 作业对原矿 白钨精矿0.570.2365.4882.7875.63 白钨精尾5.482.210.384.654.26 白钨尾矿93.9537.880.0612.5711.48 给矿100.0040.320.447100.0091.37 跳汰精矿通过常温粗选⁃加温精选工艺可获得 WO3品位为 65.48%的白钨精矿,作业回收率 82.78%, 全流程 WO3回收率达 75.63%。 3 结 语 1) 根据矿石的物理特性,利用跳汰机对原矿进行 预先拋废,通过二次连续跳汰抛废,合计抛废率为 60%,跳汰尾矿 WO3品位 0.029%,跳汰精矿 WO3品位 0.447%,富集比为 2.27,提高了原矿入选品位,大大降 低了浮选处理量。 2) 跳汰精矿通过常温粗选⁃加温精选工艺可获得 WO3品位为 65.48%的白钨精矿,作业回收率 82.78%, 全流程 WO3回收率达 75.63%。 参考文献 [1] 宋振国,孙传尧,王中明,等. 中国钨矿选矿工艺现状及展望[J]. 矿冶,2011,20(1)1-7. 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