[发明专利]从低品位细粒型浸染状黑钨矿石中提取黑钨的方法及其生产线

说明书

技术领域

本发明涉及一种黑钨的生产方法，尤其涉及一种从低品位细粒型浸染状黑钨矿石中提取黑钨的方法，还涉及一种实现该方法的生产线。

背景技术

我国钨资源丰富，钨的地质储量、钨精矿产量和钨产品的贸易量均居世界第一位。上世纪80年代以后，特别是进入21世纪以来，由于大量开采，钨矿资源不断减少，高品位钨矿日益枯竭，对低品位甚至是边际品位钨矿的开发利用、综合回收势在必行。对于石英脉型粗粒黑钨矿，传统方法都是采用重选法回收钨。粗粒石英脉型黑钨矿的嵌布粒度较粗，在10-20mm就有单体黑钨矿，在矿石粗碎洗矿筛分后，经人工手选预先丢弃再粗细碎后（棒磨机磨矿解离）就可以采用跳汰、摇床等重选设备进行回收，回收效果较好。但重选法用于选别细粒型浸染状黑钨矿石的选矿效果不好。细粒浸染状黑钨矿若使黑钨矿充分解离就需要很细的磨矿细度，细度较细若采用摇床、跳汰等重选设备回收，则大部分的细度较细的黑钨矿随溢流损失，导致钨的回收率低，一般回收率只有60%左右。特别是对于低品位甚至是边际品位的黑钨矿石，因品位和回收率低，若采用重选法则无任何经济价值。

现有技术中虽然有人提出采用浮选方法提取黑钨的设想，但是，由于没有找到合适的浮选前的分离方法，进入浮选槽的矿浆中杂质太多，回收率低，选矿效果不好，而且药剂使用量大，尤其是对于含有铜、钼、铋等硫化矿的低品位细粒型浸染状黑钨矿石，选矿效果更差，因此在实际选矿中还没有使用浮选方法提取黑钨的。

找到一种回收率高的从低品位细粒型浸染状黑钨矿石中提取黑钨的方法已成为本领域迫切需要解决的技术问题。

发明内容

本发明要解决的技术问题在于提供一种回收率高的从低品位细粒型浸染状黑钨矿石中提取黑钨的方法。还提供一种实现该方法的生产线。

为了解决上述技术问题，本发明的从低品位细粒型浸染状黑钨矿石中提取黑钨的方法包括如下步骤：

a. 硫化矿与氧化矿分离步骤，将原矿石粗、中、细破碎后进球磨机粉磨至粒度0.12mm以下，经螺旋分级机分离，粗颗粒矿浆返回球磨机继续粉磨， 0.075mm以下粒度矿浆流进搅拌装置，在搅拌装置中加入纯碱和改性水玻璃使矿浆PH值达到7.5，随后矿浆流至浮选槽，加入乙硫氮和2号油,使硫化矿与氧化矿分离；

b. 弱磁脱铁步骤，将分离硫化矿后的氧化矿矿浆流进弱磁机，去除原矿中的铁元素和矿石破碎、球磨过程中产生的铁屑；

c. 弱磁性矿物与非磁性矿物分离步骤，将经过弱磁脱铁后的矿浆流进高梯度磁选机磁选，使黑钨与石英、长石等硅酸盐脉石矿物分离，黑钨、黑云母、含微量铁的矿物成为磁性精矿进入浓密池；

d. 浮选分离黑钨步骤，磁性精矿经浓密池浓密后流进搅拌装置，在搅拌装置中加入改性水玻璃和纯碱,使PH值为8.5，然后送入浮选槽，在浮选槽中先后加入氟硅酸钠、GYB、GY50、硝酸铅,每吨矿浆加入药剂的重量为氟硅酸钠850g、GYB 680g、GY50 150g、硝酸铅550g，再经一粗选二精选三扫选即得黑钨精矿。

步骤a所分离出的硫化矿中含铜、钼、铋。

步骤a中每吨矿浆加入药剂的重量为纯碱550g、改性水玻璃1300g、乙硫氮1200g、2号油15g。

步骤c中高梯度磁选机的磁场强度为1.0 T,水流脉动为100次/分钟，使黑钨富集3-4倍。

步骤d中经浓密池浓密后的矿浆浓度为45度。

步骤d中每吨矿浆加入药剂的重量为改性水玻璃1200g、纯碱900g。

经步骤d后所得黑钨精矿含WO₃45.21%。

本发明实现上述方法的生产线包括破碎装置、中间料仓、球磨机、螺旋分级机、第一搅拌装置、第一浮选槽、弱磁机、高梯度磁选机、浓密池、第二搅拌装置、第二浮选槽；所述中间料仓的进料口连接破碎装置的出料口、其出料口连接球磨机的进料口；所述螺旋分级机的进料口连接球磨机的出料口、其细颗粒出料口连接第一搅拌装置的进料口、其粗颗粒出料口连接球磨机的进料口；所述第一浮选槽的进料口连接第一搅拌装置的出料口、其出料口连接弱磁机的进料口；所述高梯度磁选机的进料口连接弱磁机的出料口、其出料口连接浓密池的进料口；所述第二搅拌装置的进料口连接浓密池的出料口、其出料口连接第二浮选槽的进料口。

还包括带式过滤机，所述带式过滤机的进料口连接第二浮选槽的出料口。