一种从复杂多金属矿中回收黑白钨矿的选矿方法 本发明是一种从复杂多金属矿中回收黑白钨矿的选矿方法。特别涉及黑白钨的浮选工艺，适用于黑白钨矿的选别。
从硫化矿、黑钨、白钨、萤石、方解石共生的复杂多金属矿中浮选黑白钨矿，这类矿石浮选分离比较困难，目前国内外都是采用在强碱性介质中抑制萤石、方解石，用脂肪酸类捕收剂(氧化石腊皂或油酸)浮选白钨矿的方法，即将矿石磨到要求的粒度后先浮选出硫化矿，硫化矿浮选尾矿再浮选黑白钨(或浮选白钨)，这种浮选钨矿的方法有两种，一种叫烧碱法，即向矿浆中添加烧碱(或纯碱)1000克/吨以上，添加水玻璃抑制萤石，方解石和其他脉石矿物，使用氧化石腊皂或油酸做捕收剂浮选黑白钨(或浮选白钨)，另一种方法叫石灰法，即向矿浆中添加石灰1000克/吨以上，添加水玻璃抑制萤石，方解石和其他脉石矿物，使用氧化石腊皂或油酸做捕收剂浮选黑白钨(或浮选白钨)，这两种方法浮选矿浆的pH值都在11以上。
韩国桑东钨选矿厂，原矿含三氧化钨0.7％。主要金属矿物有白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿、黄铁矿、磁黄铁矿及少量的锡石和金，脉石矿物有石英、透辉石、角闪石、萤石、方解石及少量磷灰石。原矿先进行硫化矿浮选，回收钼和铋，硫化矿浮选尾矿进行白钨矿浮选，白钨浮选使用的药剂是碳酸钠、水玻璃、油酸，矿浆pH值10以上。
我国潮南柿竹园多金属矿是一座大型钨，钼、铋、萤石共生的复杂多金属矿。主要金属矿物有白钨矿、黑钨矿、辉铋矿、辉钼矿、磁铁矿、黄铁矿等，主要脉石矿物为石榴石、石英、萤石、方解石、辉石、角闪石等。原矿含三氧化钨0.56％，其中2/3为白钨矿，1/3为黑钨矿。原矿含钼0.09％含铋0.18％、含氟化钙18-20％。目前的选矿工艺流程是：原矿磨至-200目占85％的细度后，先浮选硫化矿，分别得到钼精矿，铋精矿和硫精矿。硫化矿浮选尾矿采用烧碱法进行钨浮选，使用的浮选药剂是：烧碱、水玻璃、氧化石腊皂，浮选矿浆pH值为11-12，钨浮选尾矿用硫酸将矿浆pH值调至9左右后，再用脂肪酸类捕收剂浮选萤石。现有浮选法主要缺点是：黑白钨矿的浮选回收效果较差，一般在钨浮选作业前或后还要添加重选作业(螺旋选矿机和摇床)回收黑钨矿。使工艺流程复杂，同时在钨浮选之后浮选回收萤石时，还需要脱药或添加600-1000克/吨的硫酸将矿浆pH值调到9左右，不仅增加药剂费用，而且萤石的浮选指标也较差。
本发明的目的是提高黑白钨矿的选矿回收率和精矿品位，寻找在自然pH值条件下在进行浮选、简化工艺、减少药剂消耗、降低成本的一种新方法。
本发明从复杂多金属矿中回收黑白钨矿的选矿方法，其原则工艺是将原矿磨碎调浆先进行浮选铋钼硫化矿，得硫化矿精矿、硫化矿浮选尾矿进行黑白钨精矿的浮选，先经混合浮选得粗选泡沫产品，其再经二次精选得黑白钨粗精矿，粗选尾矿经二次扫选后，尾矿进入萤石浮选作业，黑白钨精矿进行钨加温精选得白钨精矿，加温精选尾矿采用磁-重-浮流程处理可以得到黑钨矿。本发明地特征在于黑白钨的浮选(钨浮选)方法采用：a.添加硅酸钠250-500克/吨、羧甲基纤维素20-40克/吨，搅拌2-5分钟；b.添加硝酸铅800-1200克/吨，添加亚硝酸基苯胲胺铵盐500-800克/吨，搅拌6-10分钟；c.添加乳化油酸2-12克/吨，搅拌2-5分钟；d.经1次粗选、2次精选、2次扫选，得钨粗精矿。
本发明的方法是将含钨(三氧化钨)0.55％、钼(Mo)0.11％、铋(Bi)0.18％、萤石(氟化钙)18％的复杂多金属原矿进行破碎、湿式磨矿、磨至细度为-0.074mm占85-90％，控制矿浆浓度为+-40％，进入调浆槽，往槽内添加药剂：水玻璃200克/吨、煤油与柴油接1∶1混合的混合油30克/吨、2#油20克/吨，搅拌6分钟后开始浮选钼、铋矿物。浮选泡沫经过3次精选后进入钼铋分离浮选作业，加活性炭、硫化钠调浆后浮选分离钼、铋，分别得到钼精矿、铋精矿。钼、铋浮选尾矿经过2次扫选后，尾矿矿浆中添加硫氮9号、混合油(煤油∶柴油＝1∶1)和2#油，进行铋硫浮选，浮选泡沫经过2次精选后进入铋硫分离浮选作业，往矿浆中添加漂白粉、、硫氮9号和2#油，经过2次精选和3次扫选，分别得到铋精矿、硫精矿及铋硫浮选后的尾矿。
将铋硫浮选的尾矿加入调浆槽，调成一定浓度的矿浆，进行钨浮选作业，向调浆槽内先后加入：硅酸钠250-500克/吨、羧甲基纤维素20-40克/吨，搅拌3分钟，再加入：硝酸铅800-1200克/吨、亚硝基苯胲胺铵盐(简称CF)500-800克/吨，搅拌6分钟，然后再加入：乳化油酸(简称OS-2)2-12克/吨，搅拌3分钟，将矿浆给入浮选机进行钨浮选，1次粗选、2次精选、2次扫选。每次精选补加硅酸钠50克/吨，每次扫选补加CF 25-50克/吨、OS-21-2克/吨。整个浮选过程矿浆pH值为8-9 。精选后得到钨粗精矿，含三氧化钨5-10％。
钨粗精矿矿浆首先浓缩脱水，使矿浆浓度达到50-60％，然后加入氢氧化钠50克/吨、氧化石腊皂(731)200克/吨，搅拌8分钟。再加入硅酸钠2000克/吨，将矿浆加温至95℃以上搅拌45分钟。搅拌完毕后向矿浆中加入原矿浆体积3-4倍的清水稀释，沉降澄清脱水，控制矿浆浓度达到30-35％送入浮选机进行精选，经过4次精选、2次扫选，精选的精矿矿浆中加入盐酸2000克/吨，搅拌60分钟，脱水过滤得到白钨精矿，尾矿经过高梯度磁选，磁性产品经过摇床精选得到黑钨精矿，高梯度磁选的非磁性产品即为尾矿丢弃。摇床的尾矿经过浓缩脱水，使矿浆浓度达到30％左右，加入硝酸铅、碳酸钠、水扬羟肟酸、磷酸三丁酯、2#油等进行黑钨浮选，得到钨中矿，含三氧化钨15％左右。浮选尾矿作为尾矿丢弃。
采用本方法浮选钨矿除得到含三氧化钨5-10％的钨粗精矿外，其尾矿进入萤石浮选作业。首先将钨浮选尾矿矿浆送入搅拌槽，添加药剂为硅酸钠200-500克/吨、氧化石腊皂100克/吨，搅拌5分钟后送入浮选机浮选萤石，浮选的粗精矿经过浓缩脱水后进入球磨机细磨，磨矿细度为达到-0.074mm占92％以上。细磨后的矿浆送入浮选机经过8次精选，每次精选分别加入酸化水玻璃(硅酸钠∶硫酸＝1∶1)，在第6次精选后，精选作业再补加少量氟硅酸钠和羧甲基纤维素，第8次精选得到的浮选精矿用高梯度磁选的方法选出一部分石榴子石、角闪石、透辉石等与萤石呈连生体的矿物，返回到细磨作业，高梯度磁选的非磁性产品即为最终的萤石精矿，此作业的其余产物均作为尾矿丢弃。
本发明的从复杂多金属矿中回收黑白钨矿的方法具有工艺流程简化，钨的回收率高、整个过程由于不使用烧碱、硫酸等矿浆pH值调整剂，浮选尾矿水达到了排放要求、节省了药剂费用，同时由于实现了自然pH值下浮选作业，有利于提高萤石浮选指标等优点，可广泛用于钨矿的选别。
图1为本发明的从复杂多金属矿中回收黑白钨矿的选矿方法原则流程图。
实施例1：
采用本发明的方法从复杂的多金属矿中回收黑白钨矿，进行的钨浮选作业其药剂制度为：硅酸钠400克/吨，硝酸铅1000克/吨，亚硝基苯胲胺铵盐700克/吨，乳化油酸8克/吨。粗选作业精矿品位三氧化钨2.74％，回收率87.89％。与烧碱法和石灰法进行了对比试验，最佳条件下绕碱法精矿品位三氧化钨2.67％，回收率76.92％。而石灰法精矿品位为2.50％，回收率也只能达到80.15％。试验结果见表1所示：
实施例2：
采用本发明的方法从复杂多金属矿中回收黑白钨，进行钨浮选作业，其药剂制度为：硅酸钠400克/吨，羧甲基纤维素40克/吨，硝酸铅800克/吨，亚硝基苯胲胺铵盐600克/吨，乳化油酸4克/吨。浮选给矿品位：三氧化钨0.44％，钨粗精矿品位三氧化钨3.30％，回收率87.85％。
表1
方 法 产品名称 产率％ 品位％ 回收率％ 烧碱法精矿尾矿硫化矿尾矿 15.77 84.23 100.00 2.67 0.15 0.547 76.92 23.08 100.00 石灰法精矿尾矿硫化矿尾矿 17.35 82.65 100.00 2.50 0.13 0.541 80.15 19.85 100.00 CF法精矿尾矿硫化矿尾矿 17.67 82.33 100.00 2.74 0.081 0.551 87.89 12.11 100.00