专利名称：一种从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法
技术领域：
本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种多金属矿中白钨矿和萤石的选矿方法。
背景技术：
目前，现有技术对于较为单一的白钨矿或萤石，其选矿工艺均已比较成熟，通常采用浮选的方法，工艺简单且有效。对于含有辉钼矿、辉铋矿、黄铁矿等硫化矿以及白钨矿、萤石等矿物的多金属矿，其中的白钨矿和萤石的回收，现有技术通常采用优先浮选的方法，即先浮选白钨矿、然后对浮钨尾矿进行萤石的浮选。而在优先浮选过程中，现有技术是采用高碱法以实现抑制萤石浮选白钨矿的目的，即通过添加Na2C03、Ca0、Na0H、Na2Si03调节和控制 !1值> 12，以抑制萤石等脉石矿物，并以脂肪酸作为捕收剂，浮选获得含WO3 <10%的白钨粗精矿，然后再通过加温精选，获得WO3彡65%的白钨精矿产品。在浮选出白钨粗精矿后，进而对浮钨尾矿进行萤石浮选，现有技术萤石浮选工艺通常为以下三类一、纯浮选工艺(见图1)，即进行浮选粗选和多次精选，精选次数视矿石性质决定，有的中矿则再磨再选。二、浮一磁工艺(见图幻，即经浮选粗选和多次精选后，获得的萤石浮选精矿再进行强磁作业，强磁作业的非磁性产物即为最终萤石精矿。三、磁一浮工艺(见图幻，即浮钨尾矿先进行浓缩，浓缩后进入磁选作业，经磁性分选后，对非磁性产物进行萤石浮选，经浮选粗选和多次精选后，获得最终的萤石精矿。现有技术多金属矿中白钨矿和萤石的选矿工艺，目前仍然存在着以下技术缺陷(1)在高碱条件下优先浮选白钨矿，此时浮选介质的pH彡12。而萤石浮选较为适宜的PH范围是8 9，因此对浮钨尾矿进行萤石浮选时，需要加入酸将浮选介质调整到弱碱性，显然大大增加了酸耗。(2)在优先浮选白钨矿时，萤石是浮选过程中的受抑矿物。由于表面吸附了抑制剂，使得在对浮钨尾矿进行萤石浮选的过程中，萤石容易掉槽，尤其在低浓度条件下的多次精选作业中更是如此，因而极大地影响了萤石回收率的提高。C3)优先浮选白钨矿时采用脂肪酸作为捕收剂，所获得的白钨粗精矿，含CaF220 65%，带走约15 30%的萤石回收率，这部分萤石最终在白钨加温精选过程中流失，使得萤石总回收率难以提高。现有技术对于品位WO3O. 30 0. 45%, CaF217 25%的给矿，所获得的白钨矿精矿品位W0365 %左右、回收率为65 72 %，萤石精矿品位CaF297 %左右、回收率为50 65%。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，通过将白钨矿和萤石同时混合浮选出来，之后再进行白钨矿和萤石的分离，以消除现有技术优先浮选工艺所带来的弊端，从而显著提高白钨矿和萤石的回收率，实现多金属矿中白钨矿和萤石两种矿物的高效回收。本发明的目的通过以下技术方案予以实现本发明提供的一种从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，包括以下步骤(1)所述浮硫尾矿进行白钨矿和萤石的混合浮选在弱碱性条件下，优选pH 8 9. 5，加入脉石抑制剂和脂肪酸类捕收剂，获得的泡沫产品为白钨矿和萤石的混合粗精矿；(2)所述白钨矿和萤石的混合粗精矿进行萤石浮选加入白钨抑制剂和脂肪酸类捕收剂，获得的泡沫产品为萤石粗精矿，槽内产品为白钨粗精矿；(3)所述萤石粗精矿进行酸浸得到萤石精矿产品；(4)所述白钨粗精矿通过重选获得白钨精矿产品。对于多金属矿浮硫尾矿中白钨矿和萤石的回收分离，本发明通过两个浮选选别段进行，即粗选段的混浮和精选段的分离。粗选段为白钨矿和萤石的混合浮选过程，白钨矿和萤石的表面阳离子均为钙离子，在弱碱性条件下通过抑制脉石矿物、使用脂肪酸类捕收剂进行混浮，在第一时间将白钨矿和萤石一起浮出，从而避免萤石在以往浮钨过程受到抑制而难以再浮所出现的易掉槽现象，有利于萤石回收率的提高。精选段为抑钨浮萤石的分离过程，通过抑制白钨矿而将萤石浮出，避免易浮的萤石在以往浮钨过程随钨粗精矿浮出带走所造成的损失，可有效提高萤石的回收率。浮出的萤石粗精矿通过酸浸便可获得萤石精矿产品。而由精选段浮萤石后分离得到的槽底物主要为白钨粗精矿，其含中等密度的矿物少，从而加大了白钨矿与脉石矿物之间的密度差，通过重选可稳定获得白钨精矿产品。为进一步获得高品质的萤石精矿产品，本发明所述步骤(3)中，萤石粗精矿首先进行再磨、然后加入白钨抑制剂和脂肪酸类捕收剂进行萤石再浮分离获得萤石再浮精矿， 之后对萤石再浮精矿进行酸浸得到萤石精矿产品。这样，萤石粗精矿通过再磨可提高单体解离度，经再浮分离去除已解离的脉石矿物，萤石再浮精矿进行酸浸便可得到高品质萤石精矿产品。优选方案是萤石粗精矿再磨的磨矿粒度为-400目75 85%，萤石再浮分离采用一粗一扫一或二精流程，总时间为5 15分钟。本发明具体可采取如下进一步措施所述脂肪酸类捕收剂为按重量份数油酸脂 碳酸钠=1 0. 1 0. 3的改性脂肪酸，按浮硫尾矿计其用量为25 1500g/t。所述脉石抑制剂采用水玻璃，其用量为0 1500g/t。所述白钨抑制剂为按重量份数水玻璃硫酸 六偏磷酸钠草酸=1 0. 1 0. 5 0. 1 0. 25 0. 1 0. 25的复合酸性水玻璃，其用量为0 2500g/t。进一步地，本发明所述步骤(1)中混合浮选采用一粗二粗一扫一精流程，总时间为10 20分钟。所述步骤O)中萤石浮选采用一粗一扫五精流程，总时间为15 25分钟。由于白钨矿和萤石在上述混浮粗选段得到了及时的富集，并在萤石浮选精选段获得了有效的分离，这样大部分白钨矿是富集在萤石浮选的槽内产品中，此时槽内产品的矿物组成相对简单，WO3 > 1%，含萤石不高，通过重选获得白钨精矿后，重选的尾矿有利于采用常温的浮选方式进行处理。为此进一步地，本发明所述步骤的重选尾矿可在浓缩后进行白钨浮选而获得钨中矿产品，即萤石浮选的槽内产品通过重选获得白钨精矿后，重选的尾矿采用无加温浮选工艺(也可采用加温工艺)进一步处理便可获得钨中矿产品。上述方案中，本发明所述步骤中可采用摇床设备，通过一粗一精流程进行重选作业。本发明具有以下有益效果(1)本发明首先将白钨矿和萤石同时一次性混合浮选出来，避免了现有技术高碱抑萤石浮选白钨矿并在弱碱性介质中浮选萤石所需进行的PH反复调整、高低交替过程，大大降低了酸耗和药耗。(2)通过粗选段将白钨矿和萤石同时一次性混合浮选出来之后，在精选段采取抑钨浮选萤石的方法，使白钨矿和萤石得以高效回收和分离。(3)减少了易浮萤石在以往优先浮选白钨矿时被夹带入白钨粗精矿、并在白钨加温精选过程中的损失；同时，消除了以往优先浮选白钨矿过程中，萤石表面吸附抑制剂后难以上浮和易掉槽的现象，有效提高了萤石的回收率。(4)经过精选段分离出的白钨粗精矿含中等密度的矿物少，使白钨矿与脉石矿物之间的密度差大，通过重选的方法可稳定、高收率地获得含WO3 ^ 65%的白钨矿精矿产品。 而重选尾矿含萤石不高，经常温浮选便可获得一个钨中矿产品，解决了现有技术中含萤石白钨粗精矿的加温精选难题。(5)本发明白钨矿和萤石采取粗选混浮和精选分离两段工艺进行选别，便于制定、 控制各段作业的指标，从而能够有效实现白钨矿、萤石选矿工艺指标的量化及操作管理。
下面将结合实施例和附图对本发明作进一步的详细描述图1是现有技术白钨浮选一萤石浮选原则工艺流程图；图2是现有技术白钨浮选一萤石浮选一强磁原则工艺流程图；图3是现有技术白钨浮选一强磁一萤石浮选原则工艺流程图；图4是本发明实施例从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的原则工艺流程图；图5是本发明实施例中白钨矿和萤石混浮-再分离浮选工艺流程图；图6是本发明实施例中萤石粗精矿再磨再浮-酸浸工艺流程图；图7是本发明实施例中白钨粗精矿重选-浮选工艺流程图。
具体实施例方式以湖南柿竹园柴山岔路口多金属矿为例，其矿床为钨钼铋多金属矽卡岩型矿床。 矿石中的主要金属矿物为白钨矿、萤石、辉钼矿、辉铋矿、锡石、黑钨矿和磁铁矿，主要脉石矿物为石榴石、方解石、石英、角闪石、绿泥石、黑云母、绢云母和透辉石。矿石中的钨是以白钨矿为主，物相分析表明其分配率占90%以上。
原矿矿石中主要含硫化矿和氧化矿两部分，经常规的硫化矿浮选后，浮硫尾矿中含 WO3O. 17 0. 35%, CaF216 29%。实施例一本实施例以上述浮硫尾矿作为给矿，分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，如图4 所示，其步骤如下(1)浮硫尾矿进行白钨矿和萤石的混合浮选(粗选段)给矿粒度为-200目82%，加入水玻璃作为脉石抑制剂，捕收剂为按重量份数油酸脂碳酸钠=1 0.2的改性脂肪酸，在pH 9条件下经过一粗二粗一扫一精流程(见图 5)，总时间为14分钟，获得的泡沫产品为白钨矿和萤石的混合粗精矿；(2)白钨矿和萤石的混合粗精矿进行萤石浮选(精选段)以按重量份数水玻璃硫酸六偏磷酸钠草酸=1 0.3 0. 1 0. 15的复合酸性水玻璃作为白钨抑制剂，捕收剂同上，经过一粗一扫五精流程(见图幻，总时间为18 分钟，获得的泡沫产品为萤石粗精矿，槽内产品为白钨粗精矿；(3)萤石粗精矿经再磨再浮获得萤石再浮精矿，然后对萤石再浮精矿进行酸浸得到萤石精矿产品(3-1)再磨的磨矿粒度为-400目82. 69%，萤石再浮分离采用一粗一扫一精流程 (见图6)，总时间为10分钟，获得萤石再浮精矿，再浮尾矿合并到步骤(4)的摇床尾矿进行白钨浮选；(3-2)在萤石再浮精矿中滴加盐酸，到无泡为止并再搅拌0. ，经洗涤过滤便得到萤石精矿产品；(4)如图7所示，白钨粗精矿采用摇床，给矿浓度为25%，经过一粗一精流程获得白钨精矿产品；摇床尾矿浓缩后进行白钨浮选，经一粗三扫三精流程获得钨中矿产品。实施例二 本实施例与实施例一不同之处在于1、步骤(1)，给矿粒度为-200目85%，捕收剂为按重量份数油酸脂碳酸钠= 1 0.1的改性脂肪酸；总时间为20分钟。2、步骤O)，以按重量份数水玻璃硫酸六偏磷酸钠草酸= 1 0. 1 0. 2 0.25的复合酸性水玻璃作为白钨抑制剂；总时间为25分钟。3、步骤(3-1)，萤石粗精矿再磨的磨矿粒度为-400目85% ；总时间为15分钟。4、步骤(4)，摇床的给矿浓度为30%。实施例三本实施例与实施例一不同之处在于1、步骤(1)，给矿粒度为-200目90%，捕收剂为按重量份数油酸脂碳酸钠= 1 0.3的改性脂肪酸；在pH 8. 5条件下浮选，总时间为10分钟。2、步骤O)，以按重量份数水玻璃硫酸六偏磷酸钠草酸= 1 0.5 0.25 0.1的复合酸性水玻璃作为白钨抑制剂；总时间为15分钟。3、步骤(3-1)，萤石粗精矿再磨的磨矿粒度为-400目75% ；总时间为5分钟。4、步骤，摇床的给矿浓度为35%。实施例四
本实施例与实施例一不同之处在于1、步骤(1)，给矿粒度为-200目83%，捕收剂为按重量份数油酸脂碳酸钠= 1 0.25的改性脂肪酸；总时间为15分钟。2、步骤O)，以按重量份数水玻璃硫酸六偏磷酸钠草酸= 1 0.3 0. 15 0.2的复合酸性水玻璃作为白钨抑制剂；总时间为18分钟。3、步骤(3-1)，萤石粗精矿再磨的磨矿粒度为-400目80% ；总时间为10分钟。4、步骤，摇床的给矿浓度为30%。各实施例浮选作业的药剂制度见表1 (用量按浮硫尾矿计)。表1实施例一 四浮选作业的药剂制度
权利要求
1.一种从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于包括以下步骤(1)所述浮硫尾矿进行白钨矿和萤石的混合浮选在弱碱性条件下加入脉石抑制剂和脂肪酸类捕收剂，获得的泡沫产品为白钨矿和萤石的混合粗精矿；(2)所述白钨矿和萤石的混合粗精矿进行萤石浮选加入白钨抑制剂和脂肪酸类捕收剂，获得的泡沫产品为萤石粗精矿，槽内产品为白钨粗精矿；(3)所述萤石粗精矿进行酸浸得到萤石精矿产品；(4)所述白钨粗精矿通过重选获得白钨精矿产品。
2.根据权利要求1所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述步骤(3)中，萤石粗精矿首先进行再磨、然后加入白钨抑制剂和脂肪酸类捕收剂进行萤石再浮分离获得萤石再浮精矿，之后对萤石再浮精矿进行酸浸得到萤石精矿产PΡΠ O
3.根据权利要求1或2所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述脂肪酸类捕收剂为按重量份数油酸脂碳酸钠=1 0. 1 0. 3的改性脂肪酸，按浮硫尾矿计其用量为25 1500g/t ；所述步骤(1)弱碱性条件为pH 8 9. 5。
4.根据权利要求1所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述脉石抑制剂为水玻璃，按浮硫尾矿计其用量为0 1500g/t。
5.根据权利要求1或2所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述白钨抑制剂为按重量份数水玻璃硫酸六偏磷酸钠草酸= 1 0.1 0.5 0.1 0.25 0. 1 0.25的复合酸性水玻璃，按浮硫尾矿计其用量为 0 2500g/t。
6.根据权利要求1所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述步骤(1)中混合浮选段采用一粗二粗一扫一精流程，总时间为10 20分钟。
7.根据权利要求1所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述步骤O)中萤石浮选采用一粗一扫五精流程，总时间为15 25分钟。
8.根据权利要求2所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述步骤(3)中萤石粗精矿再磨的磨矿粒度为-400目75 85%，萤石再浮分离采用一粗一扫一或二精流程，总时间为5 15分钟。
9.根据权利要求1所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述步骤的重选尾矿浓缩后进行白钨浮选而获得钨中矿产品。
10.根据权利要求1或9所述的从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，其特征在于所述步骤中采用摇床设备，通过一粗一精流程进行重选作业。
全文摘要
本发明公开了一种从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法，通过将白钨矿和萤石同时混合浮选出来，之后再进行白钨矿和萤石的分离，消除了现有技术优先浮选工艺所带来的弊端，从而显著提高了白钨矿和萤石的回收率，实现了多金属矿中白钨矿和萤石两种矿物的高效回收。而且白钨矿和萤石采取粗选混浮和精选分离两段工艺进行选别，便于制定、控制各段作业的指标，从而能够有效实现白钨矿、萤石选矿工艺指标的量化及操作管理。
文档编号B03B9/06GK102489393SQ20111039747
公开日2012年6月13日 申请日期2011年12月4日 优先权日2011年12月4日
发明者叶志平, 吕清纯, 李晓东, 李焕文, 杨文 , 林颖, 韦权锋 申请人:华南师范大学, 湖南柿竹园有色金属责任有限公司