一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法技术领域
本发明涉及选矿富集工艺技术领域，尤其涉及一种适用于辉
钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法。
背景技术
我国是世界上钨资源大国，也是世界上最大的钨生产大国，
钨矿资源开发在世界上长期保持优势地位。钨的重要矿物均为钨
酸盐。尽管已发现的钨矿物和含钨矿物有20余种，但其中具有开
采经济价值的只有黑钨矿和白钨矿。随着黑钨矿资源的逐渐枯竭，
白钨矿的资源尤显重要。白钨矿床常伴有硫化矿，其中辉钼矿尤
为常见，在白钨矿的选矿方法中一般先浮选硫化矿，后浮白钨矿。
白钨矿的选矿根据矿石浸染特性，可采用重选与浮选相结合，或
单一浮选法。白钨矿回收的难点主要是含钙脉石难与白钨矿分离，
白钨浮选目前主要有两种工艺，即“彼德洛夫法”和“731氧化石蜡
皂常温浮选法”，两种工艺的核心技术都在于精选作业。
河南栾川三道庄矿区是以钼钨为主的多金属共生矿,浮钼尾矿
中白钨矿WO3品位在0.035％～0.05％,采用浮选柱单一浮选工艺
回收白钨矿，精矿WO3品位20％,回收率达到60％左右。
西藏某多金属白钨矿，主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、黄
铁矿以及白钨矿等。原矿含WO3为0.19％，采用硫化矿浮选尾矿
浮选选钨—白钨粗精矿加温精选—精矿酸浸工艺流程，小型闭路
试验结果为:钨精矿含WO362.58％，回收率为70.73％。
江西漂塘钨矿尾矿中含WO30.30％的的白钨矿，采用离心机-
浮选选矿工艺方法，获得了品位为50.16％，回收率为70.22％的白
钨精矿。
鄂东某铜钼钨多金属硫化矿从硫化矿的浮选尾矿中回收伴生
的低品位白钨矿，原矿含WO30.19％,常温条件下采用改性氧化石
腊皂“731”的浮选回收白钨矿，白钨精矿WO3品位达到40％,回收
率接近30％。
云南某铜钼多金属混合共生矿中伴生白钨矿，中国地质科学
院矿产综合研究所对该矿进行了深入的选矿试验研究。工艺矿物
学研究表明，原矿矿石中WO3品位0.0835％，主要以白钨矿形式
存在，次有少部分钨元素类质同象存在于钼钙矿中；矿石中白钨
主要与钼钙矿、水钙铝榴石、含钙硅酸盐和含钙碳酸盐连生，镜
下检测可发现白钨几乎存在于各矿物的间隙中，原矿含钙很高，
CaO含量达到32％。原矿经混合浮选回收铜钼硫化矿所得尾矿产
率96.17％，WO3品位0.082％。针对硫化矿浮选尾矿选矿回收白钨
矿，进行了大量浮选、重选、磁选试验。
硫化矿浮选尾矿用氢氧化钠和碳酸钠调浆，采用白钨矿专用
捕收剂、油酸、氧化石蜡皂、羟肟酸等分别作为捕收剂常温浮选
白钨矿，效果均很差，氧化石蜡皂作为捕收剂可得到精矿WO3品
位0.16％，回收率10.83％的粗选试验结果。
硫化矿浮选尾矿通过摇床重选，可得到精矿WO3品位2.48％，
回收率28.61％的试验结果。
硫化矿浮选尾矿通过弱磁选、强磁选，可有效的抛除产率为
66.73％，含WO3品位为0.023％的磁性矿物，获得含WO3品位0.20％
的非磁性产品，作业回收率81.26％。
试验结果表明，白钨矿浮选效果很差；摇床重选可得WO3品
位2.48％的白钨精矿，但回收率较低只有28.61％；磁选回收率很
高，可有效抛除66.73％磁性尾矿，但精矿WO3品位较低。
发明内容
该硫化矿浮选尾矿采用单一浮选、重选、磁选都无法得到合
格白钨精矿产品，实现有效回收伴生低品位白钨矿资源的目的，
为解决上述技术难题，在大量选矿试验研究的基础上，本发明提
出了一种磁选-分级重选联合工艺选矿富集方法，可有效回收该硫
化矿浮选尾矿中的低品位白钨矿，得到合格的白钨精矿产品，使
该铜钼多金属混合共生矿中伴生白钨矿资源得到有效的综合回收
利用。本发明的技术关键在于，先通过弱磁选-强磁选，选出磁铁
矿、赤铁矿、钛铁矿、钙铁榴石、黑云母、铁角闪石等含钨很低
具有磁性的矿物，使白钨矿预富集在产率较低的非磁性矿物中；
再通过矿浆粒级分级，不同粒级的非磁性矿物分别进行摇床重选，
可以得到高品位高回收率的白钨精矿产品。本发明提出的磁选-分
级重选联合工艺选矿富集方法，可较广泛地应用于共伴生低品位
白钨矿资源的回收利用领域。
本发明是通过采用如下技术方案实现的：
一种适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，
包括如下步骤：
a、硫化矿浮选尾矿矿浆通过湿式弱磁选机选出强磁性矿物，
其余矿浆进入下一步强磁选作业；
b、选出强磁性矿物后的矿浆进入强磁选机，选出大量含钨很
低的弱磁性矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中；
c、将上述的非磁性矿浆采用分级设备进行粒级分级，分成若
干个粒级；
d、将上述不同粒级的矿浆作为重选的给矿原料，分别进入摇
床进行重选作业，每个摇床作业都分成精矿、中矿和尾矿，第一
段摇床的中矿分别进行二段摇床作业，同样分成精矿、中矿和尾
矿，每个粒级的精矿和尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品
和尾矿。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的
选矿富集方法，对经所述二段摇床作业产出的中矿矿浆作下述处
理：
1)、将粒径大于0.045mm粒级的几份中矿合并进行二次再
磨矿，再磨细度小于0.045mm达到40～70％，分级为大于0.045mm
和小于0.045mm两个粒级，小于0.045mm物料与之前小于
0.045mm粒级的二段中矿合并；
2)、将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精
矿、中矿和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和
尾矿；将两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，
得到精矿产品和尾矿；
3)、将上述精矿产品和尾矿分别合并，得到最终的精矿产品
和尾矿。
进一步地，对经所述-0.045mm粒级一段和二段摇床作业产出
的细粒尾矿还可作下述处理：
采用离心选矿机对所述的-0.045mm粒级的一段和二段摇床重
选产出的细粒尾矿进行进一步分选，得到品位接近或高于
-0.045mm粒级给矿的中矿产品和钨品位更低的细粒尾矿，此中矿
产品再进入-0.045mm粒级三段摇床重选作业。此作业可以进一步
降低最终尾矿中钨的品位，进一步提高钨的总回收率和重选流程
的作业效率。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，所述的湿式弱磁选机，是指工业机型的鼓形湿
法电磁弱磁选机、湿法永磁弱磁选机或湿法永磁中磁磁选机中的
其中一种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为1000～2000Oe。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，所述的强磁选机，是指工业机型的立环式或平
环式强磁选机、立环式或平环式脉动高梯度强磁选机中的其中一
种设备或两种以上设备的组合，磁选场强为8000～15000Oe。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，所述的分级设备，是指工业机型的旋流器、高
频振动筛、螺旋分级机、斜板分级机、斜管式分级机、平流式分
级机中的其中一种设备或两种以上设备的组合。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，步骤d中重选所用设备是指矿砂摇床、矿泥摇
床、螺旋选矿机、离心选矿机等中的其中一种设备或两种以上设
备的组合。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，磨矿过程中使用的磨矿设备，是指工业机型的
球磨机、棒磨机中的其中的一种设备。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，弱磁选作业的矿浆浓度和矿粒细度具体根据硫
化矿浮选尾矿矿浆浓度和矿粒细度高低而定，质量百分浓度通常
为20～45％，矿粒细度通常为-0.074mm占55～85％。
进一步地，如上所述的适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿
的选矿富集方法，离心选矿机分选的转速为300～500r/min。
本发明的优点表现在：
1、由于本发明采用弱磁选和强磁选，选出强磁性的磁铁矿、
磁褐铁矿、钛磁铁矿、铁渣等含钨很低的强磁性矿物和大量钙铁
榴石、钙铝榴石、黑云母、铁角闪石、磁黄铁矿等含钨很低具有
弱磁性的矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中，与硫化矿浮
选尾矿直接进行重选的常规流程相比，提前抛除了大量尾矿，减
少了重选作业的物料处理量，可以显著提高重选作业的分选效率。
2、对于摇床、离心选矿机等重选设备来说，入选的物料粒级
越窄，其分选的效果越好，由于本发明对预富集的非磁性物料采
用了粒级分级，将其分为3～4个粒度较窄的粒级，几段摇床重选
都能得到高品位的白钨精矿和品位很低的尾矿，使单体解离的白
钨矿实现尽早回收。
3、由于本发明对二段摇床的中矿进行了再次磨矿，提高了细
粒崁布白钨矿的单体解离度，使其在三段和四段摇床重选作业中
得到较好的回收，可明显提高白钨矿的重选回收率。
4、采用离心选矿机对摇床重选产出的细粒尾矿进行进一步回
收，可以进一步降低最终尾矿中钨的品位，得到品位接近或高于
-0.045mm粒级给矿的中矿产品进入-0.045mm粒级三段摇床重选
作业，可以进一步提高钨的总回收率。
5、本发明提出的磁选-分级重选联合工艺方案与常规的白钨矿
浮选工艺方案相比，不添加任何选矿药剂，节约了浮选药剂费用，
同时减轻了选矿厂尾矿水对环境污染的压力。
附图说明
图1为本发明适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富
集方法流程图。
具体实施方式
为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面本发明
中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是
本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实
施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得
的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
图1为本发明适用于辉钼矿浮选尾矿中伴生白钨矿的选矿富
集方法流程图，如图1所示，本发明提供的一种适用于辉钼矿浮
选尾矿中伴生白钨矿的选矿富集方法，具体包括以下步骤：
a、硫化矿浮选尾矿矿浆通过湿式弱磁选机选出强磁性的磁铁
矿、磁褐铁矿、钛磁铁矿、铁渣等强磁性矿物，可以保护后续作
业的强磁选机磁通道或磁介质间隙不会被堵塞，保证强磁选机顺
利运行。强磁性矿物含钨很低，可作为尾矿排出，其余矿浆进入
下一步强磁选作业。
b、选出强磁性矿物后的矿浆进入强磁选机，选出大量钙铁榴
石、钙铝榴石、黑云母、铁角闪石、磁黄铁矿等含钨很低具有弱
磁性的矿物，使白钨矿预富集在的非磁性矿浆中。
c、将上述的非磁性矿浆进行粒级分级，分成+0.15mm、
-0.15mm+0.74mm、-0.74mm+0.045mm、-0.045mm等3～4个粒级。
d、将上述不同粒级的矿浆作为重选的给矿原料，分别进入摇
床进行重选作业，每个摇床作业都分成精矿、中矿和尾矿，第一
段摇床的中矿分别进行二段摇床作业，同样分成精矿、中矿和尾
矿，每个粒级的精矿和尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品1、
2、3、4和尾矿1、2、3、4。
对所述的二段摇床作业产出的中矿矿浆作下述处理：
1)、将+0.045mm粒级的几份中矿合并二次再磨矿，再磨细度
-0.045mm达到40～70％，分级为+0.045mm和-0.045mm两个粒级，
-0.045mm物料与之前-0.045mm粒级的二段中矿合并。
2)、将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精
矿、中矿和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和
尾矿。将两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，
得到精矿5、6和尾矿5、6。
3)、将上述精矿产品1、2、3、4、5、6和尾矿1、2、3、4、
5、6分别合并，得到最终的精矿产品和尾矿。
进一步地，对所述的-0.045mm粒级一段和二段摇床作业产出
的细粒尾矿还可作下述处理：
采用离心选矿机对所述的-0.045mm粒级的一段和二段摇床重
选产出的细粒尾矿进行进一步分选，得到品位接近或高于
-0.045mm粒级给矿的中矿产品和钨品位更低的细粒尾矿4，此中
矿产品再进入-0.045mm粒级三段摇床重选作业。
所述的磁选作业的矿浆浓度和矿粒细度具体根据硫化矿浮选
尾矿矿浆浓度和粒度高低而定，浓度通常为质量百分浓度20～
45％，矿粒细度通常为-0.074mm占55～85％。
所述的湿式弱磁选机，是指工业机型的鼓形湿法电磁弱磁选
机、湿法永磁弱磁选机或湿法永磁中磁磁选机等其中一种设备或
两种以上设备的组合，磁选场强为1000～2000Oe(奥斯特)。
所述的强磁选机，是指工业机型的立环式或平环式强磁选机、
立环式或平环式脉动高梯度强磁选机等其中一种设备或两种以上
设备的组合，磁选场强为8000～15000Oe(奥斯特)。
所述的分级设备，是指工业机型的旋流器、高频振动筛、螺
旋分级机、斜板分级机、斜管式分级机、平流式分级机等其中一
种设备或两种以上设备的组合。
所述的重选设备，是指矿砂摇床、矿泥摇床、离心选矿机等
其中一种设备或两种以上设备的组合。
所述的磨矿设备，是指工业机型的球磨机、棒磨机等其中的
一种设备。
所述的离心选矿机分选的转速为300～500r/min。
实施例1
硫化矿浮选尾矿含WO3品位0.082％，经过鼓形湿法弱磁选机
磁选(场强1000Oe)除去强磁性矿物、高梯度脉动式强磁选机(场强
10000Oe)选出弱磁性矿物，强磁性矿物和弱磁性矿物合并为磁性
尾矿，产率66.73％、WO3品位0.023％；余下的非磁性矿物产率
33.27％、WO3品位0.20％，WO3作业回收率81.26％，白钨矿预富
集在非磁性矿物中。
将非磁性矿物筛分分级分成+0.074mm、-0.074mm+0.045mm、
-0.045mm三个粒级，分别进行摇床重选，分别得到精矿、中矿和
尾矿；中矿再次进行摇床重选，分成精矿、中矿和尾矿。将各粒
级选出的精矿、中矿和尾矿分别合并，得到总的精矿、中矿和尾
矿(包括磁性尾矿)。最终该硫化矿浮选尾矿磁选-分级重选白钨
矿指标为：精矿WO3品位42.28％、产率0.11％、回收率56.35％，
中矿WO3品位0.55％、产率1.22％、回收率7.74％，尾矿WO3品
位0.030％、产率98.67％。
实施例2
硫化矿浮选尾矿通过与实施例1相同的磁选作业，得到的强
磁性矿物和弱磁性矿物合并为磁性尾矿，产率66.73％、WO3品位
0.023％；余下的非磁性矿物产率33.27％、WO3品位0.20％，WO3
作业回收率81.26％。
将非磁性矿物筛分分级分成+0.15mm、-0.15mm+0.074mm、
-0.074mm+0.045mm、-0.045mm四个粒级，分别进行摇床重选，分
别得到精矿、中矿和尾矿；一段摇床的中矿再次进行二段摇床重
选，同样分成精矿、中矿和尾矿。将各粒级选出的精矿、中矿和
尾矿分别合并，得到不同粒级的精矿产品1、2、3、4和尾矿1、2、
3、4。
将+0.045mm粒级的三份二段中矿合并二次再磨矿，再磨细度
-0.045mm达到60％，筛分分级为+0.045mm和-0.045mm两个粒级，
-0.045mm物料与之前-0.045mm粒级的二段中矿合并。
将此两个粒级的中矿分别进行第三段摇床重选，分成精矿、中矿
和尾矿，中矿再分别进行第四段摇床重选，分成精矿和尾矿。将
两个粒级三段、四段摇床重选的精矿和尾矿分别合并，得到精矿5、
6和尾矿5、6。
将上述精矿产品1、2、3、4、5、6和尾矿1、2、3、4、5、6及
磁性尾矿分别合并，得到最终的白钨精矿产品和尾矿。
最终该硫化矿浮选尾矿磁选-分级重选白钨矿全流程指标为：精
矿WO3品位41.65％、产率0.12％、回收率60.99％，尾矿WO3品
位0.032％、产率99.88％。
实施例3
硫化矿浮选尾矿通过与实施例1相同的磁选作业，得到的强
磁性矿物和弱磁性矿物合并为磁性尾矿，产率66.73％、WO3品位
0.023％；余下的非磁性矿物产率33.27％、WO3品位0.20％，WO3
作业回收率81.26％。
将非磁性矿物筛分分级分成+0.15mm、-0.15mm+0.074mm、
-0.074mm+0.045mm、-0.045mm四个粒级，分别进行摇床重选，分
别得到精矿、中矿和尾矿；一段摇床的中矿再次进行二段摇床重
选，同样分成精矿、中矿和尾矿。将各粒级选出的精矿、中矿和
尾矿分别合并，得到得到不同粒级的精矿产品1、2、3、4和尾矿
1、2、3、4。
将-0.045mm粒级一段、二段摇床重选产出的尾矿4经过离心
选矿机进行分选，转速400r/min，得到作业产率11.91％、WO3
品位0.45％、WO3作业回收率56.41％的离心机中矿，和作业产率
88.09％、WO3品位0.047％、的离心机尾矿。
将+0.045mm粒级的三份二段中矿合并二次再磨矿，再磨细度
-0.045mm达到60％，筛分分级为+0.045mm和-0.045mm两个粒级，
-0.045mm物料与之前-0.045mm粒级的二段中矿和离心机中矿合
并。
将此两个粒级的中矿分别进行第三段、四段摇床重选，得到
精矿5、6和尾矿5、6。
将上述精矿产品1、2、3、4、5、6和尾矿1、2、3、5、6、离心
机尾矿及磁性尾矿分别合并，得到最终的白钨精矿产品和尾矿。
最终该硫化矿浮选尾矿磁选-分级重选白钨矿全流程指标为：
精矿WO3品位40.83％、产率0.13％、回收率64.70％，尾矿WO3
品位0.029％、产率99.87％。
最后应说明的是：以上实施例仅用以说明本发明的技术方案，而
非对其限制；尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，本领
域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技
术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换；而这些修
改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方
案的精神和范围。