对新冶铜矿尾矿综合回收白钨小型试验流程的评述.docx

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对新冶铜矿尾矿综合回收白钨小型试验流程的评述

对新冶铜矿尾矿综合回收白钨

小型试验流程的评述

何善述

一

前言

新冶铜矿尾矿综合回收白钨小型试验做了多年的工作,不断地取得了新的成果.江

西冶金研究所分另4于l958年和l964年曾做过浮一重一水冶流程和白钨全浮流程,白钨全

浮流程钨精矿品位WO.为70.48—72.99%,WO.回收率为69.52—71.29%（W03以

下简称为钨）,l962年北京矿冶研究总院作了+0.04毫米（一0.04毫米丢尾）级别的重

一

磁流程试验,钨精矿品位为67.68%;钨回收率为47.48%,l982年广州有色研究院进

行了重一磁流程试验,并实行了阶段磨矿,阶段选别iifl程,钨精矿品位74.52.钨回收

率为61.54%;l986年北京研冶总院对大面矿体原矿进行了重一磁一浮一水冶联合流程试

验.推广了江西钨细泥回收的离心选矿机一摇床一浮选流程,取得了钨精矿品位76.31%

的特级产品,重选产品率占87..7l%,钨总回收率为66.95%（作业回收率72.12%）的新

成绩Il987年新冶铜矿试验室进行了摇床粗粒丢尾,强磁选机细粒丢屉的重一磁一浮新

流程0试验,钨精矿品位重选为68.82%,浮选为75.8%,钨总回收率73.34,钨回收

率有了新的突破,主要采取了以下措施:

1）实行了粗磨矿,磨矿粒度为0.4毫米,2）

对摇床入选粒度进行了严格分级的窄级别分选,实行了摇床丢尾的措施I3）采用了强

磁选机丢尾（柘榴子石）的措施;4）采用了浮选细粒把关措施,构成了重一磁一浮新

的流程结构.,-从历次的小型试验结果分析,'鹆匈收

图l鸿':

j,态图

率均为7o%左右,为什么生产现场调试勰

间指标相差甚太,主要是因为现场钨矿物

在磨矿分级作业中灼多次循环所造成的钨

矿物∞严重过粉碎（见图l,表1）

从图l与表1分析,由于钨矿物多次

在磨矿分级作业中循环所造成的严重过粉

碎,钨入选物料中一4O微米钨含量竟达

70%,采用摇床难以回收,一15朵钨含

量约占35%,采用离心选矿机亦难以回

收,即算是最佳设备与流程,也难以在生

产上获得好的选矿指标.因此现呖解决钨

粒级（微米）

现场疏化矿尾7l_

…l…__t_En_-.db…

.重量（%）

————●一一——～一

20l21.57

一一一一j

能圾钨矿物分布袭l

lW0.分布率（%）

品位'髻一…_分__T■～～…～l,部分1.累计一j—l一一一一～一ll_～一一一一一一一～

0.O433.703.7

=一一一一一一一——～

I一一一二～～…一l_一一一一～

10.

408'.26.6130.31

一一一——一一一,～～一

f1.3927.67:

57.98

矿物的过粉碎问题是当务之急的工作.此外,摇床窄级别进料及台时定额生产能力山

0.8吨降低到0.3吨,亦是重要措施..

二,对两种试验习I程的评述,,

对北京矿冶研究院1986年所作离心选矿机丢尾的重一磁一浮一水冶联合流程（图

2'）及新冶铜矿1987年所作粗磨丢尾的重一磁一浮联合流程（图3）的试验,虽然二者

原则流程一致,但在各个选别作业中的具体条件各有差异,现作如下评述.

图2北京试验数质量流程图

1,关于磨矿粒度的确定

1987年新冶铜矿试验室粗粒

级别采用摇床丢尾及细粒级别采

用强磁选机丢尾的新工艺试验.

取得了良好的指标,磨矿粒度做

了0.5和0.4毫米（即二0.074毫

米为32%和38）的两组试验.

而以0,4毫采级别的选别效果为

好,总钨伺收率（粗粒级及中粒

级摇床粗精矿与中矿粗精矿回收

率）由32.g5提高到38.44,提

一

..,

商5.59o/.这两组粒级试验中,

中粒级（0.O74?

0.125毫米）摇

床的作业回收率为'78.O7—

89.97%,比粗粒级（+0.125毫

水）的摇j禾作业回收率39.59—

54.10%,高38.48—35.87‰o

图3新冶试验数质量流程图

由于磨矿粒度0.4毫米,比

0.5毫米的试验结果好,中

粒级别钨回收高于粗粒级别

钨回收率,又从北京试验磨

矿粒度0.15毫米.摇床选别

钨的总回收率达65.17,

而且钨精矿质量高,由此可

以推断,虽然新冶铜矿此次

磨矿粒度试验下限0.2一O.3

毫米未做.但预计鸡回收率

和重选钨精矿品位会有进一

步提高的趋势,同时可以相

应的提高铜回收率（保持原

有铜回收率9O%的水平）

5左右（如表2）

北京试验流程的磨矿粒良一0.074毫米占7O%,相当于一0.15毫米的粒级,该粒级

是据据现场钨,铜矿物的粒度嵌布特性及离心选矿机最适宜的入选粒度而确定的从小

型试验指标综合分折钨作业回收率与总回收率分别低3.84和6.384%,其主要原因是

北京试验摇床没有采用窄级另0进料的措施,虽然摇床作业回收率达72%以上比新冶试验

要高,但其摇床尾矿钨的损失比新冶试验要高,但其摇床尾矿钨的损失比新冶试验的高

6%.如果生产现场混合浮选选铜第一段采用直线筛取代螺旋分级机分级0.4毫米的产

品,,第二段采用高频细筛取℃.tOOJl<力旋流器分级0.21毫米的产品（如图4）,预计

钨,铜选矿指标将提高到一个新的水平,铜回收率可以保持原有水平或有所提高.

2,关于离心选矿机丢尾问题

采用商心选矿机作钨,锡细泥（+0.O15毫米）丢尾在国内外用得较为普遍.并取

得了良好的选矿效率.北京试验对新冶铜矿硫化矿尾矿,未进行预先分级直接进入离心

选矿机分选,钨的作业回收率为91.98%,丢去了含钨0.07l%.占原矿量36.55%的尾

矿l采用离心选矿机处理摇眯中矿（如图2）,钨作业回收率达93.7%,再次丢去含钨

0.038的部分矿,两次离心选矿机合计丢尾4o%,钨作业回收率仅损失7.87.此

次新冶试验对<o.074毫米的尾矿经弱磁除铁后再进离心选矿机丢尾,其试验指标与北

京试验招近,敝采用离心选矿机丢尾,从技术上是可行的,经济上是合理的.,

北京试验采用离心选矿机的特点.虽然离选矿机的富集比为1.74倍（强磁选机富

矿比为1..6倍）,粗精矿含钨0.721,不但富集了91.9l的钨矿物,同时把比重大的

磁铁矿及柘榴子石等矿物亦富集到粗精矿中,一并进入摇床分选,摇床的粗精矿品位

7.636%,进步采用选二,认后钨品位提高到l4.949,+l=}采用浮选除硫.强磁选

小型试验程指标比较

工

新

冶

试

验

流

程

北

.一

尿

试

验

流

程

重选钨精矿I

浮选钨精矿I

总钨精矿j

原矿

铜硫混精

铜硫尾矿

重选钨精矿I

浮选钨精矿I

黑钨精矿Ⅳ

总钨精矿

表2

位（%）}回收率（%）

jW03

}0.295

0.43

1.78

0.039

CuWU30

.（蓥）（作业）

10O1oo

87.883.45

l2.1210O96.55

38.6637.326

37.3036.o1

75.9673.336

0.35l00

——～一

0.1l:

93.00

——————————

}

————一…一.————

0.414:

7.O0

～

一

…

一

卜一

一…1————

65.40I一

…～—一一

I一一

63.50J——

————————'—————

一一————1_u__-——

65.63I一

一——一—————

————一—

10O

—

J7.16

lo0J92.84

63.25{58.72

3.06I2.84

1.92j1.78

一

一{72.12

3.61

66.95

除柘榴子石,钨精矿品位即可大幅度提高到76.3l%,创造了特级白钨产品率87.7-l%的

好效果,强磁选后的柘榴子石进入摇床分选可以获得含钨65.5的一级黑钨精矿.同时

摇床中矿Ⅱ亦采用离心选矿机丢尾,粗精矿浮选白钨的流程试验中.充分发挥了离心选

矿机在重一磁一浮一水冶联合流程中的主导作用.在生产现场是值得推广使用的.特别

是现场离心选矿机已经建成的情况下.在磨矿分级流程得到改进并减少钨矿物过粉碎的

条件下,认真做好离心选矿机的生产调试是非常必要的.

3,关于强磁选机除柘榴子石的问题

采用湿式或干式强磁选饥除柘榴子石在技术上是成熟的,新冶铜矿试验流程中大胆

采用强磁选机除一0.074毫米级别中的柘榴子石,尾矿（柘榴子石）抛除率13.翟%,钨的作

业回收率为94.39%,钨回收率仅损失2.62%,为新冶铜矿白钨回收探出了新的途径,强

磁选粗精矿进行白钨浮选,大量的减少了进入浮选的矿量,并改善了白钨浮选作业的条

件,致使钨精矿品位达75.8%.浮选作业回收率达81.78;15.如果在试验中采用强磁选机

日阴～一钉一一品一一m一一一一0～～0

称一矿一精一矿

～.混一尾一.一一一硫一硫

名一原～铜一铜

艺一

预先处理钨的入选原矿.它将除去35以上的尾矿（柘榴子石）.将给重选摇床和钨浮

选创造更佳的条件.选钨指标将会更令人满意.采用强磁选预先丢尾的流程的弊端.它

会随入选物料中黑钨含量的增加（新冶铜矿矿石中黑钨占有量为4—20%）.佰榴子石

中黑钨矿损失量亦随之增加.故此新冶铜矿自钨回收是采用离心选矿机预先丢尾.还是

采用强磁机预先丢尾.一要弄清入选物料中黑钨含量的多少（本次新冶试验样品含黑钨

4）.二要抓紧解决钨矿物的过粉碎问题之后.新冶已安装离心选矿机.钨的选矿指

标是否大幅度提高而定.只有在入选物料黑钨的含量在5%以下的新设计中.对入选物

料采用强磁选机预先丢尾的工艺是经济合理的.而且可以增加铁精矿的产量和柘榴子石

新产品.

4,关于摇床丢尾问题

新冶试验流程中由于采用了严格分级.摇床窄级别进料的措施.对+0.074毫米入

选物料分成+0.125毫米和0.074—0.125毫米两个级别分别进入摇床分选丢去了含钨

0.046%占原矿量4O%的尾矿.钨回收率仅损失6.18o//.特别是0.074--0.125毫米级别

的透别效果更好.为现场摇床丢尾提供了可靠的依据.但试验中0.125—0.4毫米级别

摇床的粗精矿中,必然会出现白钨写脉石的连生体.如果粗粒粗精矿单独进行精选,钨

精矿质量难于合格,这是影响重选钨精矿品位低的主要原因,此外.对一0.074毫米级

别经强磁处理所得粗精矿.再经摇床回收0.074—0.04毫米的白钨.还可丢去+0.04

毫米的尾矿.浮选只回收一0.04毫米级别的白钨.对企业经济效益和社会效益均有益

处..

北京试验流程离心选矿机粗精矿（r=4'0.926%）未经分级直接入摇床分选.未能

取得摇床丢尾的良好指标,丢去了占原矿量22.026%.舍钨0.一12的尾矿,尾矿钨损失

率达7.65%.由于摇床入料未进行分级,'被离心选矿机所回收一0.04毫米级别的细粒钨

矿物.又损失于摇床尾矿之中.如果将离心选矿机粗精矿分成±0.074毫米两个级别.

+0.074毫米粗粒级进入摇床分选.则摇床可以丢尾,尾矿中钨损失率会大大的降低,对

一

0.074毫米细粒级尾矿.可以通过摇床选别后.其尾矿再进离心选矿机丢尾,离心选矿

机粗精矿进白钨浮选作业,会取得更好的试验指标.

5,关于钨精矿产品结构的问题

钨精矿产品结构,即浮选产品与重选产品产品率的研究与设计,会直接影响产品的

质量,产品的成本和环境保护等,对企业的经济效益和社会效益影响甚大.

北京试验离心选矿机丢尾的流程,磨矿粒度一0.074毫米占70%的条件下,能获得

97的重选钨精矿产品（如表2）,而新冶试验流程一0.074毫米粒级占38%的条件下.

反而只获得5l%的重选钨精矿产品.没有充分发挥重选作业的潜力,显然后者会由于浮

选钨精矿产品量的增加,在生产上会导致生产成本的提高,环境污染程度的加深等问

题.

不论是采用离心选矿机预先丢尾或是采用强磁选机丢尾,或是二者联合丢尾,对产

品结构的设计和工艺流程的研究,都要考虑其综合效益,预先丢尾可以丢去35--55%~j

尾矿?

所选出的2O%左右的粗精矿含钨约0.7一1.3%,再通过严格的粒度分级进入摇

床.可以获得80仃的煎选特级钨特矿产fl7..然后对一0.074毫米的细粒级别还可以

采离心选矿机丢尾_flj搋床丢尾,只钉朋浮选回收剩余的细粒钨矿物.更明确一些.就

是在原仃向钨I工艺的j础.IJ『1强对0.04—0.07-4毫米级别重选回收白钨,浮选只回

收细粒的自钨是诈常必要的描娩.它呵以改变钨精矿品结构,给企业创造经济效益和

社会效益.

综上所述,笔者提出如下的建议.

l,t建生产现场采用直线细筛筛分分级取代螺旋分级机的沉降分级,将一段浮选

粒度控制在0.4毫米（为原有粒度）以},减少有用矿物的过粉碎,是改进工艺流程.

提高钨铜回收率的根本措施.

2,建议采用新冶试验流程所采取的摇床窄级别进料的措施,建议生产现场采用高

频细筛取代40O水力旋流器,筛上返回球磨,筛下粒度为0.21毫米,进入混合浮选扫

选作业.硫f{二矿尾矿采用125水力旋流器分级,+0.074毫米粗粒级进摇床丢尾,

一

0.074毫米粒级进离心选矿机丢尾,离心选矿机粗精矿进摇床回收0.04—0.074毫米粒

级的自钨.摇床尾矿再用离心选矿机丢尾并回收细粒自钨粗精矿,粗精矿浮选回收钨精

矿,浮选丢尾.建议流程如下

图4建议流程

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