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柿竹园黑钨选别新工艺中的离心机抛尾探索研究 ① 魏大为 湖南柿竹园有色金属有限责任公司,湖南 郴州 423037 摘 要 针对湖南柿竹园钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿采用高梯度强磁选分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮选的工艺流程,采用离 心机对高梯度强磁选精矿进行重选预先抛尾,提高黑钨矿入选品位,减少黑钨矿浮选给矿量,得到的粗精矿再用浮选回收黑钨矿。 试验结果表明,对 WO3品位 0.64%的高梯度磁选精矿进行重选抛尾-浮选,获得了 WO3品位 54.23%、回收率 84.75%的黑钨精矿。 通过预选抛尾,减少了浮选投资,同时较大幅度降低了水耗、电耗和药耗,取得了较好的技术经济指标。 关键词 离心机; 黑钨矿; 重选抛尾 中图分类号 TD922文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.04.014 文章编号 0253-6099201904-0059-04 Usage of Centrifuge in New Flowsheet of Shizhuyuan Wolframite Processing to Discard Tailings WEI Da-wei Hunan Shizhuyuan Nonferrous Metals Co Ltd, Chenzhou 423037, Hunan, China Abstract To process the tungsten-molybdenum-bismuth-fluorite polymetallic ore from Shizhuyuan Mine in Hunan Province, a flowsheet consisting of wolframite/ scheelite separation by high gradient magnetic separation HGMS and separate flotation of wolframite and scheelite was adopted. Centrifuge was used to treat HGMS concentrate for pre-discarding tailings, so as to enrich the feed grade and reduce the feed rate for the succeeding wolframite flotation. Test results showed that the HGMS concentrate with WO3grade of 0.64% was beneficiated by using gravity separation-flotation flowsheet, and a wolframite concentrate were collected with WO3grade and recovery of 54.23% and 84.75%, respectively. By discarding tailings with this preconcentration process, not only the investment on flotation process was scaled down, but also the consumption of water, electricity and reagent were all remarkably reduced. Consequently, good techno-economic indicators have been obtained. Key words centrifuge; wolframite; pre-discarding tailings by gravity separation 湖南柿竹园复杂多金属矿是以钨、钼、铋为主,伴 生萤石、石榴子石、锡石、铷等的复杂多金属矿床[1], 经过国家“八五”“九五”攻关,形成了具有自主知识产 权的多金属选矿工艺 “柿竹园”法,选矿技术、指 标都上了一个大台阶。 柿竹园“十一五”科技支撑计 划课题对目前的全浮主干流程进行了突破,提出了强 磁选分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别分选的选矿流程。 通过强磁选将黑钨矿和白钨矿分离,再对黑、白钨矿进 行分选,对柿竹园黑、白钨矿混合浮选工艺有了很大改 进[2]。 采用强磁选,磁性矿物含黑钨矿进入磁选精矿 中。 磁选精矿产率约 40%,若该部分矿物全部进入浮 选,会大大增加浮选给矿量。 随着新型选矿设备研究 的发展,国外有研究表明,离心机能有效回收细粒级高 密度矿物[3],本文拟采用离心机对强磁选精矿进行预 先抛尾,得到的粗精矿再用浮选方法回收黑钨矿,探索 离心机对重选抛尾-浮选回收黑钨矿的可行性。 1 矿石性质 湖南柿竹园矿床共分 4 个矿带,其中Ⅲ矿带富矿 段是目前正开采利用的主要对象,矿石中可供回收的 金属元素有钨、钼、铋等。 钨矿物主要为白钨矿、黑钨 矿和钨华;铋矿物主要为辉铋矿、自然铋、铋华和斜方 辉铅铋矿;钼矿物主要为辉钼矿和钼华。 其他矿物有 黄铁矿、磁铁矿、磁黄铁矿、锡石、黄铜矿、石榴石、萤 石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云母等。 矿物之间 嵌布粒度细、共生关系复杂。 原矿化学多元素分析结 果见表 1。 ①收稿日期 2019-01-21 作者简介 魏大为1977-,男,湖南郴州人,工程师,主要从事选矿技术及管理工作。 第 39 卷第 4 期 2019 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №4 August 2019 ChaoXing 表 1 原矿化学成分分析结果质量分数 / WO3 MoBiSnCuPbZnSFe 0.300.070.170.130.0320.0150.0251.117.75 MnPSiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2OCaF2 0.660.01342.709.5421.830.861.690.5522.61 2 试验方法 高梯度强磁选分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮 选工艺主要过程为浮硫-弱磁除铁-强磁选分离黑白 钨矿-浮选。 本次离心机试验以高梯度强磁选获得的 黑钨产品为研究对象,采用离心机预先抛尾,提高黑钨 矿入选品位,减少黑钨矿浮选给矿量,得到的黑钨粗精 矿再用浮选[4-7]回收黑钨矿。 试验原则流程见图 1。 该工艺可有效节省硬件投资,降低运行成本,从而较大 幅度地降低选矿成本。 原矿 磨矿 硫化矿 浮选 钼、铋、硫精矿 弱 磁选 弱磁矿物 高梯度 磁选 白钨 浮选 尾矿 白钨 加温精选 白钨精矿尾矿 酸浸 离心机 抛尾 尾矿 黑钨 浮选 黑钨精矿尾矿 图 1 原则工艺流程 3 试验结果及分析 3.1 离心机重选抛尾试验 3.1.1 重力场强度试验 为了确定钨矿选别所需要的合适离心力,进行了 重力场强度试验。 直接采取现场高梯度磁选的磁性产 品矿浆,在离心机水压 0.3 MPa 条件下进行了重选相 对离心力试验,结果见表 2。 试验结果表明,随着相对 离心力增大,钨品位逐渐降低,钨回收率逐渐增大。 当 相对离心力为 300g 时,钨矿物选别指标较好,故确定 离心机相对离心力为 300g。 3.1.2 冲水压力试验 离心机相对离心力 300g 条件下,考察了离心机冲 水压力对抛尾指标的影响,结果见表 3。 表 2 离心机重力场试验结果 相对离心力 产品 名称 产率 / % WO3品位 / % WO3回收率 / % 粗精矿36.791.4081.91 80g尾矿63.210.1818.09 给矿100.000.63100.00 粗精矿43.691.2585.84 120g尾矿56.310.1614.16 给矿100.000.64100.00 粗精矿47.141.1687.34 200g尾矿52.860.1512.66 给矿100.000.63100.00 粗精矿54.031.0791.29 300g尾矿45.970.128.71 给矿100.000.63100.00 表 3 离心机冲水压力试验结果 冲水压力 / MPa 产品 名称 产率 / % WO3品位 / % WO3回收率 / % 粗精矿73.000.8295.27 0.2尾矿27.000.114.73 给矿100.000.63100.00 粗精矿54.031.0791.29 0.3尾矿45.970.128.71 给矿100.000.63100.00 粗精矿43.691.2685.94 0.4尾矿56.310.1014.06 给矿100.000.64100.00 粗精矿33.341.5179.90 0.5尾矿66.660.1920.10 给矿100.000.63100.00 试验结果表明,随着冲水压力增大,钨品位逐渐升 高,但回收率逐渐降低。 综合考虑,选定水压 0.3 MPa 进行预先抛尾重选试验。 3.2 浮选试验 3.2.1 浮选对比试验 对高梯度磁选精矿进行了直接浮选和离心机重选 抛尾-浮选的对比试验,试验流程见图 2,结果见表 4。 试验中,重选抛尾-浮选流程药剂用量是相同条件下直 接浮选药剂用量的一半。 给矿药剂单位g/t 离心机 抛尾 尾矿1 碳酸钠 水玻璃 硫酸铝 硝酸铅 GYB TAB-3 钨 粗选 钨粗精矿尾矿2 100 1000 200 400 300 40 3 min 3 min 3 min 2 min 5 min 图 2 浮选试验流程 06矿 冶 工 程第 39 卷 ChaoXing 表 4 浮选对比试验结果 流程方案产品名称产率/ %WO3品位/ %WO3回收率/ % 钨粗精矿14.173.5478.51 直接浮选尾矿 285.830.1621.49 给矿100.000.64100.00 钨粗精矿7.146.9678.07 抛尾-浮选 尾矿 145.970.128.67 尾矿 246.900.1813.26 给矿100.000.64100.00 试验结果表明,采用离心机重选抛尾-浮选获得钨 粗精矿品位较高,而药剂用量较少,因此,采用重选抛 尾-浮选流程进行药剂条件试验。 3.2.2 药剂用量条件试验 按图 2 所示流程进行了浮选药剂条件试验,各药 剂用量对黑钨精矿浮选指标的影响分别见图 3~6。 碳酸钠用量/g t-1 100 80 60 40 20 0 6 5 4 3 2 1 0 2000400600 回收率/ 品位/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 3 碳酸钠用量试验结果 水玻璃用量/g t-1 100 80 60 40 20 0 10 8 6 4 2 0 500010002000 回收率/ 品位/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 4 水玻璃用量试验结果 硫酸铝用量/g t-1 100 80 60 40 20 0 10 9 8 7 6 5 1000200400 回收率/ 品位/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ 图 5 硫酸铝用量试验结果 硝酸铅用量/g t-1 100 80 60 40 20 0 10 9 8 7 6 5 2000400800 回收率/ 品位/ ■ ▲ ■ ▲ ■ ▲ ■▲ 图 6 硝酸铅用量试验结果 试验结果表明,浮选的最佳药剂条件为pH 调整剂 碳酸钠用量 200 g/ t,抑制剂水玻璃用量 1 000 g/ t,调整 剂硫酸铝用量 200 g/ t,活化剂硝酸铅用量 400 g/ t。 3.3 闭路试验 在条件试验的基础上进行了闭路试验,试验流程 见图 7,结果见表 5。 给矿药剂单位g/t 离心机 抛尾 尾矿1 碳酸钠 水玻璃 硫酸铝 硝酸铅 GYB TAB-3 200 1000 200 400 300 40 3 min 3 min 3 min 2 min 水玻璃 硫酸铝 GYB 100 20 40 3 min 2 min 黑钨 粗选 尾矿2 6 min 5 min4 min 4 min4 min 黑钨 扫选1黑钨 精选1 黑钨 精选2黑钨 扫选2 GYB TAB-3 100 20 2 min GYB TAB-3 50 10 2 min 水玻璃 硫酸铝 50 10 3 min 4 min 黑钨 精选3 黑钨精矿 4 min 黑钨 精选4 水玻璃 硫酸铝 30 6 3 min 图 7 闭路试验流程 表 5 闭路试验结果 产品名称产率/ % WO3品位/ %WO3回收率/ % 黑钨精矿1.0054.2384.75 尾矿 145.970.128.62 尾矿 253.030.086.63 给矿100.000.64100.00 16第 4 期魏大为 柿竹园黑钨选别新工艺中的离心机抛尾探索研究 ChaoXing 闭路试验结果表明,原矿 WO3品位 0.64%条件 下,经离心机重选抛尾-浮选,获得了产率 1.00%、WO3 品位 54.23%、回收率 84.75%的黑钨精矿。 4 结 语 1 柿竹园多金属矿矿石性质多变、原矿品位较 低,采用高梯度强磁分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮 选的选别流程,将可浮性相差较大的黑、白钨矿分别进 行选别,对柿竹园黑、白钨矿混合浮选工艺有了很大改 进,对高梯度强磁选获得的黑钨产品采用离心机重选 预先抛尾,提高黑钨矿浮选的入选品位,减少了黑钨矿 浮选给矿量,取得了较好的技术经济指标。 2 离心机重选抛尾-浮选流程处理黑钨矿给矿 WO3品位为 0.64%的高梯度磁选产品,获得了黑钨精 矿 WO3品位 54.23%、回收率 84.75%的选别指标。 3 新流程简单,节约设备投资,降低水、电、药剂 消耗,选矿成本低。 参考文献 [1] 孙传尧,程新朝,李长根. 钨铋钼萤石复杂多金属矿综合选矿新技 术 柿竹园法[J]. 中国钨业, 200458-14. 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[6] 周艳飞. 内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验[J]. 金属矿 山, 2016885-88. 引用本文 简 胜,孙 伟,胡岳华. 内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿 技术研究[J]. 矿冶工程, 2019,39(4)50-53. 上接第 58 页 旋分级机作业,对细泥的减少带来的益处大于因磨矿细 度不够所带来的不利影响。 同时带来的问题是浮选给 矿粒度需更细才能达到与螺旋分级机相同的-0.074 mm 粒级负累积金属分布率。 4 随着高频细筛筛孔变小,系统处理量和小球值 呈下降趋势,说明该系统在不调整磨矿作业的情况下 作业出现了恶化情况。 恶化的原因是分级量效率下降 以及磨矿浓度降低。 与此同时,分级质效率略有提高。 5 对于只有一段磨矿的钨矿磨矿分级流程,采用 螺旋分级机和高频细筛组合分级、顺序返回的工艺具 有诸多现实意义。 通过模拟计算,设计流程中的螺旋 分级机及高频细筛0.150.2 mm 组合筛网的分级质 效率均低于试验中测得的结果;高频细筛给矿量也低 于对应试验水平,说明模拟具有一定的可行性,在现实 中还需进一步验证。 参考文献 [1] 王明燕,贾木欣,肖仪武,等. 中国钨矿资源现状及可持续发展对 策[J]. 有色金属工程, 2014276-80. [2] 林鸿珍. 大龙山选厂钨细泥回收工艺的研究[J]. 中国钨业, 2000 119-22. [3] 李 平. 某选厂钨细泥回收工艺的研究[J]. 江西有色金属, 2001 124-26. [4] 赵海云. 江西某选钨厂分级流程改造[J]. 现代矿业, 20157 220-221. 引用本文 胡开文. 仅一段磨矿的钨矿分级工艺探索[J]. 矿冶工程, 2019,39(4)54-58. 26矿 冶 工 程第 39 卷 ChaoXing