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    提高遼寧某鎢選廠鎢精礦品位試驗(yàn)

    2015-03-20 05:52:59馬龍秋郭春雷
    金屬礦山 2015年10期
    關(guān)鍵詞:黑鎢礦丁基磁選

    馬龍秋 郭春雷

    (東北大學(xué)資源與土木工程學(xué)院,遼寧 沈陽 110819)

    提高遼寧某鎢選廠鎢精礦品位試驗(yàn)

    馬龍秋 郭春雷

    (東北大學(xué)資源與土木工程學(xué)院,遼寧 沈陽 110819)

    遼寧某鎢選廠礦石中WO3的品位為0.79%,在黑鎢礦中的分布率為78.48%?,F(xiàn)場采用單一重選工藝,僅能獲得WO3品位22%~23%、回收率88%~89%的重選精礦。為提高精礦指標(biāo),對重選精礦進(jìn)行了磁選—浮選—浸出試驗(yàn)。結(jié)果表明:重選精礦在磁場強(qiáng)度為80 kA/m條件下磁選除鐵,可獲得WO3品位為23.54%的磁選精礦;磁選精礦以丁基黃藥為捕收劑進(jìn)行反浮選,獲得WO3品位為53.08%的反浮選精礦;反浮選精礦以鹽酸為浸出劑進(jìn)行浸出除雜,可獲得WO3品位為65.11%、作業(yè)回收率為96.71%、對原礦回收率為82.42%的精礦,實(shí)現(xiàn)了該鎢礦資源的有效回收。

    鎢礦石 磁選 浮選 化學(xué)浸出

    我國是世界上鎢礦資源最豐富的國家,鎢儲量占世界總儲量的50%以上。自然界中發(fā)現(xiàn)的鎢礦物有20多種,其中具有工業(yè)價(jià)值的主要為黑鎢礦和白鎢礦[1-2]。黑鎢礦選礦以重力選礦為主[3]。在重選過程中,除黑鎢礦外,硫化礦物、磁鐵礦等密度較高的礦物也會(huì)隨黑鎢礦進(jìn)入粗精礦中,故還需采用浮選、磁選方法提高鎢精礦品位[4]。此外,對某些礦物組成復(fù)雜的難選礦,還常輔以焙燒和化學(xué)選礦進(jìn)一步提純除雜[5]。遼寧某鎢選廠原采用單一重選工藝,獲得的鎢精礦WO3品位為22%~23%、回收率為88%~89%,未達(dá)到冶煉要求(WO3含量>65%)。為了提高精礦鎢品位,對重選精礦進(jìn)行了試驗(yàn)研究。

    1 礦石性質(zhì)

    遼寧某鎢礦屬于高中溫?zé)嵋杭?xì)脈礦床,從氣化高溫到低溫均有礦石析出,礦物組成復(fù)雜。礦石中主要金屬礦物有黑鎢礦、白鎢礦、方鉛礦、閃鋅礦、黃銅礦、黃鐵礦、磁鐵礦、褐鐵礦、輝鉬礦、輝鉍礦等,脈石礦物有石英、方解石、螢石、正長石、云母等,圍巖有千枚巖、白云母花崗巖等。黑鎢礦呈粗細(xì)不均勻嵌布,多塊狀、條帶狀、星散狀浸染,并有包裹體細(xì)脈穿插,晶體呈自形粒狀、半自形粒狀、他形粒狀結(jié)構(gòu)。原礦主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1,鎢化學(xué)物相分析結(jié)果見表2。

    表1 原礦主要化學(xué)成分分析結(jié)果

    Table 1 Main chemical composition analysisresults of the ore

    %

    表2 原礦鎢化學(xué)物相分析結(jié)果

    Table 2 Tungsten phase analysis results of the ore

    %

    由表1可知:原礦中有回收價(jià)值的元素為鎢,WO3品位為0.79%;其余金屬元素鐵、銅、鉛、鋅、鉍等含量較低,沒有綜合回收價(jià)值。

    由表2可知:原礦中鎢主要以黑鎢礦的形式存在,黑鎢礦中的鎢占總鎢的78.48%,白鎢礦和鎢華中的鎢占有率分別為11.39%和10.13%。

    2 試驗(yàn)方案

    按圖1流程,在給礦濃度為20%、搖床坡度為3°、沖程為12 mm、粗選沖次為280次/min、掃選沖次為320次/min、精選沖次為240次/min、溜槽坡度為2°條件下,模擬現(xiàn)場流程進(jìn)行原礦重選試驗(yàn),獲得了WO3品位為22.54%、回收率為88.60%的重選精礦。對重選精礦進(jìn)行分析表明:礦石中含有磁鐵礦、方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦、方解石、螢石等礦物。磁鐵礦具強(qiáng)磁性,可采用磁選工藝去除;方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦可通過反浮選去除;方解石、螢石可通過化學(xué)浸出去除。因此擬采用磁選除鐵—反浮選—浸出工藝對重選精礦進(jìn)行選別。

    圖1 重選流程

    3 試驗(yàn)結(jié)果與討論

    3.1 磁選條件試驗(yàn)

    重選精礦中含鎢礦物主要為黑鎢礦,具有弱磁性,而磁鐵礦為強(qiáng)磁性礦物,因此,對重選精礦采用φ400 mm×240 mm鼓式弱磁選機(jī)進(jìn)行了不同磁場強(qiáng)度弱磁選試驗(yàn),試驗(yàn)流程如圖2所示,結(jié)果如圖3所示。

    圖2 磁選試驗(yàn)流程

    圖3 磁場強(qiáng)度試驗(yàn)結(jié)果

    由圖3可知,磁場強(qiáng)度對磁選精礦WO3品位和作業(yè)回收率均影響不大??梢?,重選鎢精礦中的磁鐵礦含量較低,在較低的磁場強(qiáng)度下即可去除。綜合考慮,確定磁場強(qiáng)度為80 kA/m,此時(shí)獲得的磁選精礦WO3品位為23.53%、作業(yè)回收率為98.21%。

    3.2 反浮選條件試驗(yàn)

    磁選精礦中含有方鉛礦、黃鐵礦等硫化礦物,根據(jù)浮少抑多的原則,采用丁基黃藥為捕收劑、2號油為起泡劑進(jìn)行黑鎢礦反浮選試驗(yàn),試驗(yàn)流程如圖4所示。

    圖4 反浮選試驗(yàn)流程

    3.2.1 浮選濃度試驗(yàn)

    在丁基黃藥用量為200 g/t,浮選時(shí)間為7 min,礦漿濃度分別為20%、25%、30%、35%條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖5所示。

    圖5 礦漿濃度試驗(yàn)結(jié)果

    由圖5可知,隨著礦漿濃度的升高,反浮選精礦鎢品位先升高后降低,鎢回收率逐漸降低。浮選濃度的增加導(dǎo)致礦漿黏度增大,浮選過程中夾帶嚴(yán)重,黑鎢礦損于泡沫產(chǎn)品中,WO3回收率降低。綜合考慮,確定反浮選礦漿濃度為25%。

    3.2.2 浮選時(shí)間試驗(yàn)

    在丁基黃藥用量為200 g/t,礦漿濃度為25%,浮選時(shí)間分別為3、5、7、9 min條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖6所示。

    圖6 浮選時(shí)間試驗(yàn)結(jié)果

    由圖6可知:隨著反浮選時(shí)間由3 min延長至7 min,反浮選精礦WO3品位由49.36%提高至53.12%,此后,再延長浮選時(shí)間,WO3品位變化不明顯;WO3作業(yè)回收率隨反浮選時(shí)間延長變化不明顯。反浮選時(shí)間較短時(shí),硫化物不能被全部浮出,反浮選精礦WO3品位較低,當(dāng)浮選時(shí)間為7 min時(shí),硫化物已基本浮出,再延長浮選時(shí)間,反浮選精礦WO3品位及回收率變化不大。因此,確定浮選時(shí)間為7 min。

    3.2.3 丁基黃藥用量試驗(yàn)

    在礦漿濃度為25%,浮選時(shí)間為7 min,丁基黃藥用量分別為80、120、160、200 g/t、條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖7所示。

    由圖7可知:隨著丁基黃藥用量從80 g/t提高至160 g/t,反浮選精礦WO3品位從48.56%提高至53.08%,繼續(xù)增加丁基黃藥用量,反浮選精礦WO3品位變化不明顯;反浮選精礦WO3作業(yè)回收率隨丁基黃藥用量增加變化不明顯。綜合考慮,確定丁基黃藥用量為160 g/t,此時(shí)獲得的反浮選精礦WO3品位為53.08%、作業(yè)回收率為97.88%。

    圖7 丁基黃藥用量試驗(yàn)結(jié)果

    3.3 化學(xué)浸出條件試驗(yàn)

    化學(xué)選礦是處理和綜合利用某些貧、細(xì)、雜等難選礦物原料的有效方法之一,可以處理其他選礦方法無法處理的中間產(chǎn)品、尾礦和粗精礦[6]。重選鎢精礦經(jīng)磁選和浮選法處理后,其中的磁鐵礦和硫化礦物已基本除去,但是反浮選精礦WO3品位僅53.08%。反浮選精礦中含有的方解石、螢石等脈石礦物可與鹽酸發(fā)生化學(xué)反應(yīng),生成可溶物。黑鎢礦與鹽酸也可反應(yīng),但反應(yīng)的自發(fā)趨勢低;另一方面,反應(yīng)產(chǎn)物H2WO4不溶于水,在鹽酸中的溶解度低,會(huì)在鎢精礦顆粒表面上形成致密的鎢酸膜[7-8],阻礙反應(yīng)的進(jìn)行,過濾即可除去其他可溶性雜質(zhì)。故采用鹽酸浸出提高反浮選精礦品位,試驗(yàn)流程如圖8所示。

    圖8 浸出試驗(yàn)流程

    3.3.1 浸出溫度試驗(yàn)

    在鹽酸濃度為15%,浸出時(shí)間為3 h,液固比為3 mL/g,浸出溫度分別為20、40、60、80 ℃條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖9所示。

    由圖9可知:升高浸出溫度有利于精礦WO3品位的提高,但提高幅度不大;WO3作業(yè)回收率隨浸出溫度升高變化不明顯。綜合考慮現(xiàn)場操作及生產(chǎn)成本,確定浸出溫度為20℃,即常溫浸出。

    3.3.2 液固比試驗(yàn)

    在鹽酸濃度為15%,浸出溫度為20 ℃,浸出時(shí)間為3 h,液固比分別為1、2、3、4 mL/g條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖10所示。

    圖9 浸出溫度試驗(yàn)結(jié)果

    圖10 液固比試驗(yàn)結(jié)果

    由圖10可知,隨著液固比的增加,精礦WO3品位先小幅升高后降低,WO3作業(yè)回收率隨液固比變化不明顯。綜合考慮,確定液固比為2 mL/g。

    3.3.3 浸出時(shí)間試驗(yàn)

    在液固比為2 mL/g,鹽酸濃度為15%,浸出溫度為20℃,浸出時(shí)間分別為2、3、4、5 h條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖11所示。

    圖11 浸出時(shí)間試驗(yàn)結(jié)果

    由圖11可知:隨著浸出時(shí)間由2 h延長至4 h,精礦WO3品位從64.12%提高至65.05%,WO3作業(yè)回收率隨浸出時(shí)間延長變化不明顯。綜合考慮,確定浸出時(shí)間為4 h。

    3.3.4 鹽酸濃度試驗(yàn)

    在液固比為2 mL/g,浸出溫度為20 ℃,浸出時(shí)間為4 h,鹽酸濃度分別為10%、15%、20%、25%條件下進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖12所示。

    圖12 鹽酸濃度試驗(yàn)結(jié)果

    由圖12可知,隨著鹽酸濃度的增加,精礦WO3品位小幅升高,WO3作業(yè)回收率變化不明顯。綜合考慮,確定鹽酸濃度為15%,此時(shí)獲得的精礦WO3品位為65.12%、作業(yè)回收率為96.71%。

    3.4 全流程試驗(yàn)

    在條件試驗(yàn)的基礎(chǔ)上,采用圖13流程對重選鎢精礦進(jìn)行磁選—反浮選—浸出試驗(yàn),結(jié)果見表3。

    圖13 重選精礦試驗(yàn)全流程

    %

    由表3可知,采用圖13所示流程處理重選精礦,最終可獲得WO3品位為65.11%、回收率為82.42%的精礦。

    4 結(jié) 論

    (1)遼寧某鎢礦石中WO3的品位為0.79%,在黑鎢礦中的分布率為78.48%;脈石礦物主要有磁鐵礦、方鉛礦、閃鋅礦、黃鐵礦、方解石、螢石等。

    (2)原礦經(jīng)重選獲得了WO3品位為22.54%、回收率為88.60%的重選精礦;重選精礦在磁場強(qiáng)度為80 kA/m條件下磁選除鐵,獲得了WO3品位為23.54%的磁選精礦;磁選精礦在丁基黃藥用量為160 g/t、浮選時(shí)間為7 min、浮選濃度為25%條件下反浮選,獲得了WO3品位為53.08%的反浮選精礦;反浮選精礦在鹽酸濃度為15%、液固比為2 mL/g條件下常溫浸出4 h,獲得了WO3品位為65.11%,對原礦回收率為82.42%的最終精礦。

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    (責(zé)任編輯 王亞琴)

    Experimental Study on Improving the Grade of TungstenConcentrate from a Tungsten Plant in Liaoning

    Ma Longqiu Guo Chunlei

    (SchoolofResourcesandCivilEngineering,NortheasternUniversity,Shenyang110819,China)

    There is 0.79% WO3in a tungsten ore in Liaoning Province.Distribution rate of tungsten in wolframite is 78.48%.Gravity separation operation was used by on-sits process,and gravity concentrate index with WO3grade of only 22%~23% and recovery of 88%~89% is obtained.To improving the concentrate index,magnetic separation-flotation-leaching experiments on the gravity concentrate was conducted.Results show that magnetic concentrate with WO3grade of 23.54% is obtained via magnetic separation for iron removal at field intensity of 80 kA/m on the gravity concentrate,reverse flotation concentrate with WO3grade of 53.08% is gained through reverse flotation on the magnetic concentrate using butyl xanthate as collector,concentrate with WO3grade of 65.11%,yield recovery rate of 96.71% and total recovery rate of 82.42% is obtained by purification via leaching with hydrochloric acid as leaching agent.The effective recovery of the tungsten resource is obtained.

    Tungsten ore,Magnetic separation,Flotation,Chemical leaching

    2015-07-09

    馬龍秋(1961—),男,副教授,碩士研究生導(dǎo)師。

    TD923+.7,TD925.6

    A

    1001-1250(2015)-10-071-05

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