选矿厂的破碎系统碎矿和洗矿产生的细泥为原生细泥,磨矿系统磨矿产生的细泥为次生细泥。江西某钨矿采用重选法回收钨;日处理量2200-2500t,日产原生细泥150-400t, WO
3品位0.13%-0.3%、次生细泥300-400 t,WO
3品位0.15%-0.3%,混合细泥日产500-800t,WO
3品位0.13%-0.3%。经多方案对比,采用重选预富集-浮选-重选联合流程选别该矿的混合细泥,小型闭路试验获得WO
3品位55.30%的
白钨浮选精矿和WO
3品位38.76%的
黑钨精矿,回收率分别为38.25%、41.76%,总钨精矿WO
3品位45. 26%,回收率62.33%。白钨浮选精矿经酸浸后可得含WO
3 70%的最终白钨精矿。
一、原矿性质 混合细泥(原次生细泥按1∶1比例混合)的有用矿物以黑钨矿、白钨矿为主,其次是辉
钼矿、辉
铋矿、自然铋、钨华、黄
铁矿、磁黄
铁矿、黄
铜矿及少量孔雀石、
锆石,脉石矿物主要为
石英、
云母、
方解石、
电气石、
石榴子石、绿柱石及
金红石等。混合细泥含W0
30. 21 %,其中白钨矿含量0.094%,总钨占有率45.30%;黑钨矿含量0.11%,总钨占有率53.01%。混合细泥多元素化学分析及筛水析结果分别列于表1、表2。 表1 混合细泥多元素化学分析结果 %
元素 | WO3 | Sn | Cu | Bi | Mo | Zn | As |
含量 | 0.21 | 0.039 | 0.022 | 0.03 | 0.013 | 0.062 | 0.022 |
元素 | Fe | CaF2 | CaCO3 | SiO2 | Pb | P | S |
含量 | 4.5 | 0.60 | 1.54 | 64.10 | 0.13 | 0.10 | 0.17 |
表2 混合细泥筛水析结果
粒级/mm | 质量/g | 产率/% | WO3品位/% | 占有率/% |
+0.074 | 7.18 | 7.26 | 0.06 | 2.10 |
-0.074+0.043 | 15.11 | 15.27 | 0.12 | 8.83 |
水析-0.074+0.043 | 24.88 | 25.15 | 0.33 | 39.99 |
-0.043+0.020 | 19.81 | 20.02 | 0.24 | 23.16 |
-0.020+0.010 | 29.32 | 29.64 | 0.16 | 22.85 |
-0.010 | 2.63 | 2.66 | 0.22 | 3.07 |
合计 | 98.93 | 100.00 | 0.21 | 100.00 |
从表2可见,混合细泥中细粒级含量很高,-0.02mm产率达31.95%,钨占有率25.92%。
二、选矿流程试验 从原矿性质可知,混合细泥中钨主要为黑钨矿和白钨矿,两者比例约5∶6,从显微镜下鉴定,黑钨矿呈不均匀分布,粗粒达0.074 mm以上,细粒只有0.04-0. 0l mm,白钨矿一般比黑钨矿的细。根据混合细泥中黑白钨矿的特性,
选矿流程试验分别进行了浮选-重选流程、重选预富集-浮选-重选流程、重选预富集-浮选-磁选-重选流程3种流程的对比试验。 (一)浮选-重选选矿流程试验 用丁基黄药和2
#油浮选硫化矿,脱硫尾矿用NF作调整剂及脉石矿物
抑制剂,改性水玻璃为抑制剂,硝酸
铅为钨
活化剂,TA-4为钨的
捕收剂,进行黑白钨混合浮选,混合浮选精矿经改进型的“彼德洛夫法”加温浮选得白钨浮选精矿,加温浮选尾矿用
摇床回收黑钨矿。浮选-重选法小型闭路试验流程见图1,试验结果列于表3。 表3 浮选-重选工艺小型闭路试验结果 %
产品名称 | 产率 | WO3品位 | 回收率 |
硫化矿 | 0.95 | 0.33 | 1.47 |
白钨浮选精矿 | 0.314 | 46.74 | 47.14 |
黑钨精矿 | 0.165 | 36.62 | 19.24 |
精选尾矿 | 6.741 | 0.55 | 12.31 |
黑白钨混合浮选尾矿 | 91.83 | 0.045 | 19.83 |
混合细泥 | 100.00 | 0.213 | 100.00 |
图1 混合细泥浮选-重选工艺小型闭路试验流程 白钨浮选精矿经酸浸后可得WO
359. 55 %的最终白钨精矿。 (二)重选预富集-浮选-重选选矿流程试验 混合细泥首先用离心机-摇床进行重选预富集,离心机用于一次粗选和一次精选,摇床用于扫选,离心机精选精矿与摇床精矿合并为重选预富集精矿,重选预富集精矿浓缩后用丁黄药,2
#油浮选硫化矿,硫化矿浮选尾矿用NF作调整剂,改性水玻璃作抑制剂,硝酸铅作活化剂,FB和TA3作捕收剂进行黑白钨混合浮选,黑白钨混合浮选精矿用改进型的“彼德洛夫法”加温后浮选得白钨浮选精矿,加温浮选尾矿用摇床回收黑钨矿。重选预富集-浮选-重选法小型闭路试验流程见图2,试验结果列于表4。
图2 混合细泥重选预富集-浮选-重选工艺小型闭路试验流程 表4 混合细泥重选预富集-浮选-重选工艺小型闭路试验结果 %
产品名称 | 产率 | WO3品位 | 回收率 |
硫化矿 | 0.66 | 1.20 | 2.36 |
白钨浮选精矿 | 0.181 | 55.38 | 29.82 |
黑钨精矿 | 0.282 | 38.76 | 32.51 |
精选尾矿 | 1.010 | 3.75 | 11.27 |
黑白钨混合浮选尾矿 | 9.637 | 0.07 | 2.01 |
重选预富集尾矿 | 88.23 | 0.084 | 22.04 |
混合细泥 | 100.00 | 0.336 | 100.00 |
白钨浮选精矿经酸浸后可得W0370. 00%的最终白钨精矿。 (三)重选预富集-浮选-磁选-重选选矿流程试验 混合细泥首先用离心机-摇床进行重选预富集,离心机用于一次粗选和一次精选,摇床用于扫选,离心机精选精矿与摇床精矿合并为重选预富集精矿,重选预富集精矿浓缩后用丁黄药,2
#油浮选硫化矿,硫化矿浮选尾矿用NF作调整剂,改性水玻璃作抑制剂,硝酸铅作活化剂,FB和TA3作捕收剂进行黑白钨混合浮选,黑白钨混合浮选精矿用改进型的“彼德洛夫法”加温后浮选得白钨浮选精矿,加温浮选尾矿经
高梯度磁选机强磁选,磁性产品经淘洗得黑钨精矿。重选预富集-浮选-磁选-重选工艺小型闭路试验流程见图3,试验结果列于表5。
图3 混合细泥重选预富集-浮选-磁选-重选工艺小型闭路试验流程 表5 混合细泥重选预富集-浮选-磁选-重选工艺小型闭路试验结果 %
产品名称 | 产率 | WO3品位 | 回收率 |
硫化矿 | 0.66 | 1.20 | 2.36 |
白钨浮选精矿 | 0.181 | 55.38 | 29.82 |
黑钨精矿 | 0.287 | 37.57 | 32.08 |
磁铁矿 | 0.0217 | 0.11 | 0.01 |
精选尾矿 | 0.9833 | 3.99 | 11.67 |
黑白钨混合浮选尾矿 | 9.637 | 0.07 | 2.01 |
重选预富集尾矿 | 88.23 | 0.084 | 22.05 |
混合细泥 | 100.00 | 0.336 | 100.00 |
白钨浮选精矿经酸浸后可得W0370.00%的最终白钨精矿。
三、分析 (一)选矿效率分析 黑白钨混合细泥3种选矿流程试验对总钨精矿的选矿效率见表6。 从总钨精矿的选矿效率看,浮选-重选流程与重选预富集-浮选-重选流程相近。 表6 黑白钨混合细泥三种选矿流程试验对总钨精矿的选矿效率 %
流程 | 总钨精矿WO3品位 | 回收率 | 选矿效率 |
浮选-重选 | 43.25 | 66.38 | 28.63 |
重选预富集-浮选-重选 | 45.26 | 62.33 | 28.10 |
重选预富集-浮选-磁选-重选 | 44.46 | 61.90 | 27.40 |
注:选矿效率为弗来敏-斯梯芬斯公式计算,以下同。 (二)混合细泥中白钨矿与黑钨矿的回收效果分析 3种选矿流程回收混合细泥中的白钨矿和黑钨矿的回收效果列于表7。 表7 混合细泥中白钨矿和黑钨矿的回收效果
流程 | 白钨浮选精矿 | 黑钨精矿 | 白钨精矿 |
WO3品位 | 回收率 | 选矿效率 | WO3品位 | 回收率 | 选矿效率 | WO3品位 |
浮选-重选 | 46.74 | 47.14 | 22.01 | 36.62 | 19.24 | 7.03 | 59.55 |
重选预富集-浮选-重选 | 55.38 | 29.82 | 16.49 | 38.76 | 32.51 | 12.57 | 70.00 |
重选预富集-浮选-磁选-重选 | 55.38 | 29.82 | 16.50 | 37.57 | 32.08 | 12.02 | 70.00 |
从表7可见,浮选-重选流程对白钨矿的回收比其它两种流程的好,而对黑钨矿的回收则比其它两种流程的差。浮选-重选流程得到的白钨浮选精矿经酸浸后得WO
356. 55%的白钨精矿,而其它两种流程得到的白钨浮选精矿经酸浸后可得WO
370.00%的白钨精矿。 (三)钨在尾矿中的损失分析 采用重选预富集的流程,重选预富集尾矿中WO
3的损失率为22.04%,黑白钨混合浮选尾矿中WO
3的损失率2.01%。没有采用重选预富集的浮选-重选流程,黑白钨混合浮选尾矿中WO
3的损失率19.83%,这说明,在混合细泥中有相当部份细粒级的钨用浮选也难以有效回收,可以采用重选预富集的方法丢弃,使混合细泥中的钨得以预富集。 (四)选矿过程分析 采用重选预富集流程可预先丢弃88.23%的混合细泥,不仅大幅减少了进入后续作业的矿量,同时对细泥起到脱泥和预富集作用,使混合细泥的品位从含WO
30.21 %提高到1.5%-2%,黑白钨混合浮选精矿作业产率13.26%,对混合细泥的产率1.56%。浮选-重选流程由于没有脱泥,受大量矿泥的影响,浮选泡沫量大,浮选过程不稳定,黑白钨混合浮选精矿产率7.219%,对混合细泥WO
3品位3.30%,这既增加了加温及后续的浮选及重选作业的矿量及黑白钨分选的难度,又增大了这些作业的选矿成本。 (五)药剂费用分析 3种选矿流程试验的药剂费用见表8。 表8 3种选矿流程试验的药剂费用结果
药剂名称 | 浮选-重选流程 | 采用重选预富集流程 |
用量/(g/t细泥) | 费用/(元/t细泥) | 用量/(g/t细泥) | 费用/(元/t细泥) |
纯碱 | 625 | 1 | 73.53 | 0.12 |
水玻璃 | 7613 | 6.85 | 923.76 | 0.83 |
硝酸铅 | 2133 | 7.47 | 70.59 | 0.24 |
AA-A | 1800 | 1.44 | 258.82 | 0.21 |
NF | 120 | 0.30 | 28.24 | 0.06 |
FB | | | 470.59 | 0.38 |
TA-3 | 134 | 1.61 | 98.24 | 1.18 |
NA | 94 | 0.47 | 19.29 | 0.10 |
NN-B | 188 | 0.34 | 38.59 | 0.07 |
丁基黄药 | 25 | 0.04 | 2.94 | 0.005 |
2#油 | 18 | 0.13 | 1.12 | 0.01 |
合计 | | 19.64 | | 3.20 |
从表8可见,采用重选预富集流程处理每吨混合细泥的药剂费用3.20元,大大小于采用浮选-重选流程的19.64元。 综上所述,对于原矿含钨低,0.1%-0.4%,-0.043 mm粒级产率78%左右,-0.02 mm粒级产率达31.95%的黑白钨混合细泥,宜采用重选预富集-浮选-重选选矿流程回收其中的黑钨矿和白钨矿。
四、结论 (一)黑白钨混合细泥(原次生细泥按1∶1比例混合)含WO
3 0.21 %,其中白矿矿含量0.094%,总钨占有率45.30%,黑钨矿含量0.11%,总钨占有率53.01%。 (二)黑白钨混合细泥细粒级含量高,-0.043mm钨占有率89. 07%,-0. 02 mm钨占有率25.92%。 (三)3种选矿流程的试验研究表明,宜采用重选预富集-浮选-重选流程回收原次生细泥中的黑钨矿和白钨矿,选别指标,白钨浮选精矿回收率29. 82% , WO
3品位55.38% ,黑钨精矿回收率32.00%,WO
3品位37.00%-39.00%,总钨精矿品位45.26%,回收率62.33%。白钨浮选精矿酸浸后可得含WO
3 70.00%的白钨精矿。