原生钨矿石的高效处理围绕两条技术路线展开:重选法处理粗粒级黑钨矿,浮选法处理细粒级白钨矿及黑白钨混合矿。重选法的核心优势是药剂零消耗、粗粒级回收率高、运行成本低,适合嵌布粒度粗于0.5毫米的黑钨矿石。浮选法的核心优势是细粒级回收效果好、对矿石性质波动适应性强,适合嵌布粒度细于0.15毫米的白钨矿石及黑白钨混合矿。两种方法在工业实践中并非互斥,重选预富集加浮选精选的联合流程是当前原生钨矿石处理的主流方案,综合钨回收率可以达到85%至92%。
钨矿物性脆,在破碎磨矿过程中极易过粉碎。负0.074毫米粒级中的钨矿物,重选回收效率急剧下降。摇床对这一粒级的回收率通常不足40%,螺旋溜槽的回收率更低。这部分细泥中的钨金属若不能通过浮选有效回收,将直接损失于尾矿。
钨矿物的嵌布粒度差异大。石英脉型黑钨矿中钨矿物嵌布粒度较粗,粗粒级可达数毫米。矽卡岩型白钨矿中钨矿物嵌布粒度较细,细粒级可至数十微米。嵌布粒度的差异直接决定了处理方法的选择。
白钨矿与含钙脉石矿物的可浮性接近。方解石、萤石、石榴子石等脉石矿物的表面性质与白钨矿相似,浮选分离需要依赖选择性抑制剂和加温精选工艺。石榴子石密度3.5至4.3克每立方厘米,与白钨矿的密度差仅为1.6至2.7克每立方厘米,重选精矿中石榴子石混杂是制约精矿品位提升的常见问题。
重选法利用钨矿物与脉石矿物的密度差实现分离。黑钨矿密度7.1至7.5克每立方厘米,白钨矿密度5.9至6.2克每立方厘米,而石英密度2.65克每立方厘米,方解石密度2.7克每立方厘米,透辉石密度3.2至3.4克每立方厘米。白钨矿与低密度脉石矿物之间的密度差达到2.2至3.5克每立方厘米,分选条件优越。
重选法适用于嵌布粒度粗于0.5毫米的黑钨矿石和粗粒级白钨矿石。当白钨矿与石榴子石含量较低时,重选可以独立产出品位较高的粗精矿。当石榴子石含量超过20%时,重选精矿品位明显受限,需要配合浮选进一步提纯。
重选设备按粒度分工配置。跳汰机处理0.5至2毫米粒级物料,对密度差大于1.5克每立方厘米的矿物对具有良好的分选效果。一段磨矿产品直接进入跳汰机,粗粒级钨矿物在跳汰过程中与低密度脉石分离。跳汰精矿品位8%至20%,作业回收率80%至90%。
螺旋溜槽处理0.1至0.5毫米粒级物料,作为跳汰尾矿的扫选设备。螺旋溜槽的富集比低于跳汰机,但处理量大、运行成本低。螺旋溜槽精矿与跳汰精矿合并进入摇床精选。
摇床处理0.02至0.5毫米粒级物料,是钨矿重选精选的核心设备。摇床对给料粒度变化极为敏感,粒级过宽会导致分层紊乱。进入摇床的物料粒级范围应控制在一个较窄区间内,粒度比不超过2比1。摇床精矿品位10%至25%,中矿返回再选,尾矿进入浮选作业。
离心选矿机处理负0.074毫米粒级物料,回收摇床难以处理的微细粒钨矿物。离心选矿机的富集比高,但精矿品位相对较低。离心选矿机与摇床配合使用,将细泥中钨矿物的回收率提高15至25个百分点。
一段磨矿细度控制在0.5至1.0毫米,粗粒级钨矿物在这一粒度下即可实现单体解离。一段磨矿产品直接进入跳汰机粗选,跳汰尾矿经螺旋溜槽扫选。跳汰精矿和螺旋溜槽精矿合并进入摇床精选。
二段磨矿处理一段重选的尾矿,磨矿细度控制在0.074至0.15毫米。二段磨矿产品进入细粒重选和浮选作业。阶段磨矿阶段选别的策略让已解离的粗粒钨矿物尽早进入分选作业,避免在磨机中反复过磨。
重选精矿经磁选去除磁性杂质后获得最终黑钨精矿。对于白钨重选精矿,需要进入浮选作业进一步提纯。
重选法的优势体现在三个方面。药剂消耗为零,重选过程仅依靠密度差和流体动力作用实现分离,不引入任何化学药剂,运行成本低且无环境污染。粗粒级回收率高,跳汰机和摇床对0.5至2毫米粒级钨矿物的回收率可以达到85%至92%,远高于浮选在同粒级下的表现。能收早收避免过粉碎,粗粒级钨矿物在一段磨矿后即可通过重选回收,避免进入二段磨矿造成泥化。
重选法的局限集中在细粒级回收效率低和石榴子石干扰。负0.074毫米粒级中钨矿物的重选回收率通常不足40%,这部分细泥需要浮选处理。石榴子石与白钨矿密度接近,重选无法有效分离,导致重选精矿品位受限。
浮选法利用钨矿物与脉石矿物表面物理化学性质的差异实现分离。白钨矿浮选采用脂肪酸类捕收剂,在碱性条件下进行。由于白钨矿与方解石、萤石等含钙矿物表面性质接近,需要采用选择性抑制剂如水玻璃、栲胶等来实现有效分离。
浮选法适用于嵌布粒度细于0.15毫米的白钨矿石和黑白钨混合矿石。对于重选尾矿中的细粒级钨矿物,浮选也是必要的回收手段。
白钨矿浮选采用碳酸钠调节pH至9至10.5,水玻璃作抑制剂,脂肪酸类捕收剂浮选白钨矿。碳酸钠既是pH调整剂,也是矿浆分散剂。pH值过低,脂肪酸类捕收剂对脉石矿物的选择性下降。pH值过高,白钨矿的可浮性受到抑制。碳酸钠用量通常为2至4千克每吨。
水玻璃用量是白钨浮选的关键参数。水玻璃对脉石矿物具有选择性抑制作用,但用量过大时白钨矿也会受到抑制。粗选作业水玻璃用量通常为1至3千克每吨,精选作业逐段增加。
加温精选是白钨矿提纯的关键环节。将白钨粗精矿加热至90摄氏度以上,加入水玻璃搅拌保温,使方解石、萤石、石榴子石等脉石矿物受到强烈抑制,白钨矿保持可浮性。加温精选的水玻璃用量远高于常温浮选,通常为10至30千克每吨。温度不足或保温时间过短,抑制不彻底,精矿品位下降。
黑钨矿浮选多采用苄基胂酸或羟肟酸类捕收剂。黑钨矿浮选的应用不如白钨矿浮选广泛,主要用于重选尾矿中细粒级黑钨矿的回收。黑钨矿浮选需要控制矿浆pH值和药剂浓度,粗选作业pH值通常为6至8。
浮选法的优势在于细粒级回收效果好,对矿石性质波动的适应性较强。浮选可以回收重选难以处理的微细粒钨矿物,将细泥中钨矿物的回收率提高15至25个百分点。浮选对矿石品位波动的适应性强,给矿品位在一定范围内波动时,浮选回收率的变化幅度小于重选。
浮选法的局限在于药剂消耗高,对矿浆pH值、药剂浓度、矿浆温度等参数敏感。浮选精矿的脱水作业比重选精矿复杂,浓缩和过滤成本更高。浮选废水的处理也是环保管理的重点。
| 对比维度 | 重选法 | 浮选法 |
|---|---|---|
| 适用矿石类型 | 粗粒嵌布黑钨矿及粗粒白钨矿 | 细粒嵌布白钨矿及黑白钨混合矿 |
| 适用粒级 | 0.02至2毫米 | 0.01至0.15毫米 |
| 钨回收率 | 85%至92% | 75%至85% |
| 精矿品位 | 65%至72% | 65%至72% |
| 药剂消耗 | 无 | 高 |
| 能耗水平 | 中等 | 较高 |
| 细粒级回收效果 | 差 | 好 |
| 对矿石性质波动适应性 | 较强 | 强 |
| 对石榴子石适应性 | 差 | 强 |
| 运行成本 | 低 | 中等偏高 |
| 废水处理 | 无需处理 | 需要处理 |
从对比可以看出,两种方法各有适用边界。重选法在粗粒级回收和运行成本上具有优势,浮选法在细粒级回收和矿石适应性上具有优势。工业实践中通常将两种方法联合使用,重选负责粗粒级回收和预富集,浮选负责细粒级回收和深度提纯。
重选预富集加浮选精选的联合流程是原生钨矿石处理的主流方案。重选将40%至60%的脉石矿物提前排出,浮选处理量大幅减少,药剂成本显著降低。
联合流程的构建需要遵循粒度分工原则。粗粒级钨矿物在一段磨矿后通过跳汰机和螺旋溜槽回收,细粒级钨矿物在二段磨矿后通过摇床和浮选回收。重选精矿与浮选精矿合并进行加温精选,获得最终钨精矿。
江西某黑白钨混合矿采用重浮联合流程,原矿三氧化钨品位约0.35%,黑钨矿与白钨矿比例约6比4。原矿经两段一闭路破碎后X射线预抛废排出废石约28%。一段磨矿至0.8毫米,跳汰机粗选获得粗粒黑钨精矿,螺旋溜槽扫选。重选尾矿进入二段磨矿至0.1毫米进行白钨浮选。最终综合钨回收率达到88.5%,精矿三氧化钨品位68.3%。
湖南某矽卡岩型白钨矿,原矿三氧化钨品位约0.32%,石榴子石含量约25%。原流程采用单一浮选,回收率仅78%。改造后增加重选预富集作业,一段磨矿至0.8毫米跳汰粗选,二段磨矿至0.1毫米进入浮选。重选精矿与浮选精矿合并加温精选。改造后综合钨回收率达到86.5%,浮选给矿量减少约40%,药剂消耗降低约32%。
| 作业环节 | 设备名称 | 规格型号参考 | 主要作用 |
|---|---|---|---|
| 粗碎 | 颚式破碎机 | PE600乘900 | 破碎至200毫米以下 |
| 中细碎 | 圆锥破碎机 | HPT300 | 破碎至12至15毫米 |
| 预抛废 | 重介质分选机 | 三产品重介质旋流器 | 排出废石 |
| 一段磨矿 | 格子型球磨机 | MQG2136 | 磨至0.5至1.0毫米 |
| 粗粒重选 | 跳汰机 | JT5-2 | 回收0.5至2毫米粒级 |
| 中粒重选 | 螺旋溜槽 | LL900 | 回收0.1至0.5毫米粒级 |
| 细粒重选 | 摇床 | 6-S | 回收0.02至0.5毫米粒级 |
| 细泥重选 | 离心选矿机 | SL-600 | 回收负0.074毫米粒级 |
| 二段磨矿 | 溢流型球磨机 | MQY1530 | 磨至0.074至0.15毫米 |
| 白钨浮选 | 浮选机 | XCF/KYF | 回收细粒白钨矿 |
| 加温精选 | 加温搅拌槽 | 蒸汽加热 | 强化水玻璃抑制效果 |
| 磁选除杂 | 强磁选机 | SLon-1500 | 去除石榴子石 |
| 精矿脱水 | 高效浓缩机和陶瓷过滤机 | NXZ-15和TT-30 | 精矿浓缩过滤 |
| 参数名称 | 典型值范围 | 说明 |
|---|---|---|
| 原矿三氧化钨品位 | 0.2%至0.5% | 工业品位下限0.12% |
| 预抛废率 | 20%至40% | 依废石混入率波动 |
| 一段磨矿细度 | 0.5至1.0毫米 | 粗粒级解离 |
| 二段磨矿细度 | 0.074至0.15毫米 | 细粒级解离 |
| 跳汰给料粒度 | 0.5至2.0毫米 | 粗粒重选 |
| 螺旋溜槽给料粒度 | 0.1至0.5毫米 | 中粒重选 |
| 摇床给料粒度 | 0.02至0.5毫米 | 细粒重选 |
| 离心选矿机给料粒度 | 负0.074毫米 | 细泥重选 |
| 重选粗精矿品位 | 5%至30% | 三氧化钨 |
| 重选作业回收率 | 55%至75% | 对全流程的贡献 |
| 浮选作业回收率 | 20%至35% | 对全流程的贡献 |
| 综合钨回收率 | 85%至92% | 全流程综合指标 |
| 最终精矿品位 | 65%至72% | 三氧化钨 |
| 加温精选温度 | 90摄氏度以上 | 水玻璃抑制脉石 |
| 浮选矿浆pH值 | 9至10.5 | 碳酸钠调节 |

重选法和浮选法如何选择
选择依据是钨矿物类型和嵌布粒度。黑钨矿嵌布粒度粗于0.5毫米时优先采用重选法。白钨矿嵌布粒度细于0.15毫米时优先采用浮选法。黑白钨混合矿采用重浮联合流程,重选负责粗粒级回收,浮选负责细粒级回收。工业实践中通常将两种方法联合使用,而非单独选择一种。
白钨矿浮选精矿品位偏低的原因是什么
白钨矿浮选精矿品位偏低通常与脉石矿物抑制不足有关。方解石、萤石、石榴子石等含钙脉石矿物可浮性与白钨矿接近,水玻璃用量不足或矿浆pH值控制不当会导致脉石矿物上浮。加温精选是提高白钨精矿品位的有效手段,温度需达到90摄氏度以上。硫化矿浮选在重选精矿进入白钨浮选前设置,可以避免硫化物进入白钨精矿。
细粒级钨矿物回收率偏低如何改善
细粒级钨矿物损失是钨矿选矿的普遍难题。改善方向包括优化磨矿分级效率减少合格粒级反复过磨,采用离心选矿机或悬振锥面选矿机处理细泥,将细泥单独进行浮选处理不进入重选作业,控制磨矿浓度和分级水量提高旋流器分级效率。
原生钨矿石的高效处理需要根据矿石类型和嵌布粒度选择处理方法。重选法适用于粗粒嵌布黑钨矿,浮选法适用于细粒嵌布白钨矿及黑白钨混合矿。两种方法在工业实践中通常联合使用,重选负责粗粒级回收和预富集,浮选负责细粒级回收和深度提纯。
阶段磨矿阶段选别是钨矿选矿的通用原则。粗粒级早解离早回收,避免过粉碎造成细泥损失。重选设备按粒度分工配置,跳汰机、螺旋溜槽、摇床和离心选矿机各司其职。浮选作业的精细化控制集中在矿浆pH值、抑制剂用量和加温精选温度三个参数。
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