| 钨细泥选矿工艺现状 |
钨矿作为一种重要的战略资源,已被大量开采利用,钨资源正趋向于“贫、细、杂”状态,所以对于钨矿资源的高效节约型利用显得尤为重要.由于黑钨矿性脆,易过粉碎,破碎、磨矿过程中产生大量原次生细泥.据统计,钨细泥中的钨金属量一般占原矿中钨金属量的11 %~14 %,而传统的重选工艺对该钨细泥的回收率低于45 %[1].为了更好地回收这部分宝贵的钨资源,近年来选矿工作者着眼于设备和工艺的研制和改进,在此领域已取得了不错的成果,大量实验证明,离心机、螺旋溜槽、高梯度磁选机是钨细泥回收的高效分选设备,根据钨细泥自身性质,合理采用重、磁、浮等单一或联合工艺流程能取得理想的技术指标.
1 离心机重选工艺离心机是由我国云锡公司20 世纪60 年代成功研制的新型细粒分选设备,曾在钨、锡、铁等细泥选别领域得到了广泛应用,离心机的分选原理是矿浆通过给矿嘴给入离心机转鼓中,形成流膜,它同时存在转鼓旋转引起的圆周切线运动和沿鼓壁斜面的轴向运动,综合产生螺旋运动.由于矿粒受到比自身重力大很多的离心力作用,使得其因比重差异加速分层,重颗粒在鼓壁上沉积获得精矿.最终因流膜上层的轻矿物运动速度明显大于下层而较快被液流带出,从而达到矿物分选的目的.
离心选矿机能够强化钨、锡含量高的细泥的粗选作业,具有流程简单,相对生产能力大,回收指标高等特点.离心机是否能取得最佳分选效果主要取决于给矿浓度、给矿时间、漂洗水量、离心机转速等参数的影响.陈亮亮、熊大和[2]采用SLon 离心机对某钨矿细泥浮选精矿进行分选实验,研究了漂洗水压、给矿时间、转速等工艺参数对选矿指标的影响,选择最佳条件,在给矿品位WO3 5.087 %~15.01 %的条件下,最终获得WO3品位12.94 %~20.33 %、回收率79.58 %~95.2 %的钨精矿.铁山垅[3]钨矿成功运用离心选矿工艺及自动控制技术,将离心机用于细泥粗选作业,富集比达3~6 倍,回收率达75 %~80 %;用于精选作业,富集比可达3~5 倍,回收率达85 %~90 %,钨细泥综合回收率达66 %以上.福建某钨矿钨细泥中黑、白钨共生,原生矿与风化矿比例变化波动大,周晓文等[4]对该钨矿钨细泥以离心机一粗一扫精选工艺代替原有浮选精选工艺,最终获得给矿品位WO3 0.28 %,钨精矿品位WO3 22.29 %,回收率65.32 %的良好指标.
2 螺旋溜槽重选工艺螺旋溜槽是利用不同比重矿物颗粒所受重力、惯性离心力、水流作用力和槽面摩擦力的差异来进行分选的一类重选设备.它的分选原理是矿浆在螺旋槽中作两个方向的运动,其一是沿槽面绕螺旋流槽垂直轴线作斜向下运动,另一则是内、外缘流体的径向交换运动,也称二次环流运动.综合两者,矿浆在溜槽中作螺旋线状运动,按照流膜分选原理,重颗粒沉降进入流膜底层,受到槽底的摩擦阻力大,而受液流作用和离心惯性小,易趋向槽的内缘运动;而密度小的轻颗粒受力则刚好相反,易悬浮在流膜表面随液流甩向外缘运动,从而最终实现不同比重矿物颗粒的分选[5].
螺旋溜槽具有结构简单,操作维修方便,单位面积处理量大,能耗低,指标稳定可靠等优点.它在粗、中、细矿物的分选中应用比较广泛,是最为原始的选矿设备.实验表明[6],螺旋溜槽的回收下限粒度能低至0.03 mm.因此,它不仅普遍应用于钨细泥的回收,亦适宜于钨细泥的粗选.由于不同来源的钨细泥的性质差异,考虑合理选择螺旋流槽的类型和工艺参数是最终获得最佳技术经济指标的重要因素.卢继美、曾义根[7]对取自某钨矿钨细泥采用旋转螺旋溜槽和固定螺旋溜槽进行选别试验对比,结果表明选择固定螺旋溜槽更好,在给矿品位WO3 0.3 %,给矿浓度为25 %~35 %,处理量120~180 kg/t 时,最终能获得钨精矿WO3品位1.3 %,回收率66.10 %的较好粗选指标.单国霞[8]采用两种BL 型玻璃钢螺旋溜槽对钨细泥粗选尾矿进行扫选试验对比,最终确定在螺距405 mm,给矿浓度23 %~25 %,给矿体积0.2 m3/h 左右的条件下,当给矿品位WO3 0.078 %~0.088 %时,能获得钨精矿WO3品位0.27 %~0.28 %、回收率60.04 %~69.44 %的较好粗选指标.
3 高梯度磁选工艺高梯度磁选机适应矿物回收粒级下限低,回收率高,处理能力大、操作管理简单.由于黑钨矿呈现弱磁性,所以在钨细泥选别中特别适宜于白钨、锡石含量少的黑钨细泥的分选,一般也应用于粗选段.其分选原理是钢板网、钢毛等聚磁性材质在包铁螺线管所产生的均匀磁场中被磁化后,径向表面产生高梯度的磁化磁场.矿浆就是在这种不高的背景均匀场强中却能产生强磁场的环境下,最终能有效选别普通磁选机难以分选的磁性极弱的微细粒物料,并大大降低分选粒度下限,改善分选指标.影响高梯度磁选的因素包括磁介质棒的直径和长度、脉动冲次、磁场强度等.
周晓彤、邓丽红等[9]对某低品位白钨浮选尾矿采用梯度强磁选预富集黑钨矿进行了实验,经一粗一扫,在给矿品位0.235 %WO3时,获得黑钨精矿品位0.47 %WO3,回收率90.64 %;工业试验中在给矿品位为0.20 %WO3时,获得黑钨精矿品位0.43 %WO3,回收率73.26 %.结果证明,高梯度磁选工艺是用于预处理黑钨矿的有效方法.
某低硫钨细泥中主要含黑钨矿,白钨矿和钨华含量甚少,其中-37 μm 粒级占有率达62.64 %.骆任、魏堂生等[10]采用高梯度磁选机粗选,摇床精选,最终获得给矿品位0.75 %,黑钨精矿产率为2.34 %、品位 WO3为26.27 %,回收率为79.99 %的较好指标.
4 浮选工艺钨细泥中一般含黑钨矿、白钨矿、钨华3 种钨矿物,通常以黑钨矿为主,黑、白钨矿共生,钨华微量.除此之外,还普遍分布黄铜矿、方铅矿、辉钼矿、辉铋矿、黄铁矿等金属硫化矿,时而含有少量锡矿.这些伴生金属矿也常根据情况考虑综合回收利用.
4.1 黑钨浮选黑钨细泥浮选常用捕收剂主要分为磷酸类、胂酸类和羟(氧)肟酸类.实践表明,羟肟酸类是黑钨矿的良好捕收剂,应用最为广泛.它们能与黑钨矿表面的定位离子MN2+、Fe2+通过螯合作用产生化学吸附,生成比直线型捕收剂作用更为牢固稳定的疏水膜.朱一民,周菁[11]对取自柿竹园矿的浮选尾矿采用萘羟肟酸进行黑钨细泥浮选试验,在给矿黑钨品位WO3为1.34 %,-10 μm 粒级占30 %时,最终能获得钨精矿品位 WO3 19.91 %、回收率87.19 %的分选指标.戴子林等[12]对柿竹园矿进行了黑钨细泥浮选工业试验,原矿中含 WO3 1.94 %,CaF2 60.35 %,CaCO3 9.77 %,-45 μm粒级占99.12 %,-10 μm 粒级占39.25 %,在以苯甲羟肟酸为主的混合捕收剂BH,组合抑制剂AD 和硝酸铅为活化剂的药剂制度下,获得品位52.77 %WO3,作业回收率达68.32 %的钨精矿.
钨细泥浮选最终是否能获得高质量的钨精矿,对于调整剂的合理选择和应用尤为关键.近年来,以改性水玻璃和以水玻璃为主作为脉石混合抑制剂的研制取得了可喜进展.改性水玻璃[13]相比普通水玻璃,不仅对石英与方解石、萤石等含钙脉石矿物的选择抑制效果方面更强,而且能有效分散矿泥、尽量避免矿泥罩盖矿物表面,改善浮选效果.水玻璃与Pb2+、 Al3+等金属离子配合作用能增强其对脉石的选择抑制作用.高玉德[14]进行了黑钨细泥与萤石、方解石、石英等矿物的浮选分离试验,在pH 6.5~7.0 中,以硝酸铅为活化剂,水玻璃、硫酸铝等组合抑制剂,苯甲羟肟酸与塔尔皂等组合捕收剂,当给矿品位WO3 1.62 %,钙矿物含量大于70 %,-40 μm 达90 %时,经过一粗三精三扫闭路实验,获得WO3 66.04 %、回收率90.36 %的浮选精矿,技术指标优异.
4.2 白钨浮选白钨浮选目前主要采用加温浮选工艺和731 浮选工艺[15].
彼得罗芙[16]加温浮选工艺常用于粗精矿精选,粗精矿在经浓缩后浓度控制为60 %~70 %,然后添加大量水玻璃,加热至高温再经长时间强力搅拌,利用吸附在不同矿物表面的捕收剂解析速度的差异,来增强选择抑制性,最终稀释后常温精选.该法对矿石的适用范围广,对选矿设备的要求高,工作环境较差,能耗高.为了克服“彼得罗夫法”中脱药次数多、金属流失严重的缺点,采用添加调整剂进行浮选成为改进的加温法,过建光等[17]改进了传统“彼得罗夫法”,通过加入选择性强的组合抑制剂,取消了原脱药工序,减少了钨金属的流失,钨精矿WO3品位能够稳定在58 %以上,回收率也明显提高.徐晓萍等[18]对某大型白钨矿的粗精矿进行加温搅拌时采用组合调整剂及加温后矿浆直接浮选工艺,对于含WO3 0.75 %的给矿,获得了钨精矿产率为1.03 %,品位WO3 65.37 %、回收率86.31 %的选矿指标.
731 常温法相比加温法,操作方便、成本低,更加注重粗选作业.它通过添加碳酸钠调控矿浆pH 值,使HSiO3-始终保持在能够强化抑制作用的浓度范围,强调两者的协同作用,再配以选择性较强的731 捕收白钨矿来提高粗选效率,得到的粗精矿再加入大量的水玻璃经长时间(>30 min)强力搅拌后稀释精选[15].此法广泛应用于以石英为主的矽卡岩型白钨矿山.叶雪均[19]采用731 常温浮选法对两种不同类型的白钨矿石进行了工艺试验对比,对于白钨-萤石、方解石型矿,采用石灰+碳酸钠法作为脉石抑制剂进行粗选,抑制选择性强,选矿富集比大,使用水玻璃+偏磷酸盐组合抑制剂精选,获得与矿浆高温法同样的选矿指标,钨精矿品位WO3大于65 %.对于白钨-石英型,粗选更适宜采用碳酸钠法,浮选效果明显优于石灰+碳酸钠法,主要可能是Ca2+、Ca(OH)+对硅酸盐脉石矿物起到了活化效果,降低了抑制选择性,同样,采用水玻璃+偏磷酸盐组合抑制剂精选得到较好的指标.
4.3 黑白钨混合浮选黑白钨混合浮选的适宜pH 值在7~8 范围内,一般采用改性水玻璃或以水玻璃为主的组合药剂作为脉石抑制剂,以硝酸铅为活化剂,以螯合剂与油酸类为组合捕收剂的药剂制度,能取得较好的选矿指标.
高玉德等[20]以苯甲羟肟酸与辅助捕收剂WT 组合粗选黑白钨,YTFC 微细摇床精选和浮选脱硫工艺,工业试验在给矿品位WO3 0.199 %,-30 μm 占90 %以上时,获得品位WO3 47.30 %、回收率52.34 %的钨精矿.
方夕辉等[21]在pH 值为7~8 的弱碱性条件下,采用苯甲羟肟酸与731 组合捕收剂,对于-0.074 mm 粒级中钨金属量占有率达73.02 %,品位WO3 0.49 %的给矿,获得了品位21.39 %,回收率86.01 %的钨精矿.
5 重、磁、浮联合工艺钨细泥一般矿物性质比较复杂,单一工艺往往难于获得很好选别效果,必须采用重选、浮选、磁选等多种工艺的联合.周晓文等[22]对某钨矿的重选尾矿中的微细粒级钨细泥采用高梯度磁选、浮选、离心机重选及“浮选-离心机重选”联合流程对比试验,最终确定“浮选-离心机重选”工艺流程,原矿细度均在0.040 mm 以下,在给矿品位WO3 0.28 %,浮选捕收剂采用GYB+GYR 时,最终获得了黑白钨混合精矿品位WO3 32.14 %,回收率73.51 %的较好指标.
某矿钨细泥中含有大量可浮性较好的云母、方解石、萤石和高岭土,而且小于30 μm 的钨细粒金属占有率超过70 %,若采用全浮流程选别时会造成黑白钨混合浮选闭路循环中矿量大.周晓彤等[23]根据这一特征,先用离心选矿机脱除部分可浮性较好微细粒级的轻矿物,再进行黑白钨混合粗选,采用加温精选获得白钨精矿,再用摇床重选获得黑钨精矿,获得了钨细泥给矿品位WO3 0.33 %,白钨精矿品位55.38 % WO3、回收率29.82 %,黑钨精矿品位38.76 %WO3、回收率32.55 %的较好指标.
邓丽红等[24]对某钨细泥进行回收试验,采用重浮联合工艺,即钨细泥首先采用离心机一粗一精,粗选尾矿经摇床扫选,摇床精矿与离心机精矿合并用浮选工艺脱硫,脱硫后的尾矿用NF 和改性水玻璃作调整剂,螯合剂FB 与TA3 作捕收剂,经一粗二精三扫进行黑白钨混合浮选,加温精选工艺获得白钨精矿,精选尾矿经重选得黑钨精矿,最终获得了较好指标.
6 结束语钨细泥的回收利用越来越受到人们的重视,近年来,国内选矿工作者对于该领域的研究已卓有成效,并取得了可喜的进展.离心选矿机、螺旋溜槽、高梯度磁选机具有处理量大,回收指标较高,处理粒度下限低等优点,是钨细泥回收的高效设备,常用于钨细泥富集的粗选段.根据钨细泥矿石特征的差异,采用重、磁、浮单一或几种工艺联合进行回收,能获得较好指标.国外对于钨细泥的回收广泛采用振动流膜选矿设备-巴特莱-莫兹利翻床(简称巴-莫或B-M翻床)和巴特莱-莫兹利横流皮带溜槽,前者多用于粗选,后者常用于精选,两者常配合使用,值得我国借鉴.
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2012, Vol. 3

