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原生钨矿石从破碎到精矿的全过程可以划分为七个步骤:破碎筛分、预抛废、一段磨矿与粗粒重选、二段磨矿与细粒重选、浮选精选、磁选除杂、精矿脱水。七个步骤的核心逻辑是粒度逐步减小、品位逐步提升、脉石逐步排出。破碎段将矿石从数百毫米降至12至15毫米,预抛废排出20%至40%的废石,一段磨矿至0.5至1.0毫米回收粗粒级钨矿物,二段磨矿至0.074至0.15毫米回收细粒级钨矿物,浮选和磁选完成深度提纯,脱水获得最终精矿。一套完整的处理流程,综合钨回收率可以达到85%至92%,精矿品位稳定在65%至72%。
破碎筛分的任务是将原矿破碎至磨矿作业要求的给料粒度。三段一闭路破碎是原生钨矿石处理的标配流程。
原矿经棒条振动给料机预筛后进入颚式破碎机完成粗碎,粗碎产品粒度控制在200毫米以下。粗碎产品输送至圆锥破碎机进行中碎,中碎产品粒度控制在30至50毫米。中碎产品进入细碎圆锥破碎机,配合圆振动筛构成闭路,合格粒级排出,不合格粒级返回细碎破碎机再破。最终破碎产品粒度控制在12至15毫米。
破碎段的关键控制参数包括排料口尺寸、振动筛筛孔尺寸和闭路循环负荷。排料口尺寸根据破碎机型号和矿石硬度调整。振动筛筛孔尺寸决定最终破碎产品粒度,筛孔过大时合格粒级排出不及时,筛孔过小时破碎机负荷增加。闭路循环负荷控制在150%至200%之间,负荷过高时破碎机效率下降。
高压辊磨机的引入可以进一步降低碎磨系统能耗。高压辊磨机基于层压粉碎原理,物料在辊面间受到强大挤压力,颗粒内部产生大量微裂纹。这些微裂纹降低了矿石的抗压强度,使后续球磨作业的能耗下降约30%。工业案例表明,高压辊磨机将产品粒度控制在3毫米以下后,一段磨矿即可达到负200目占70%的细度。

预抛废的任务是在矿石进入磨矿作业前排出废石,降低入磨矿石量,提高入选品位。原生钨矿石的预抛废率通常为20%至40%。
预抛废采用重介质分选或X射线分选技术。重介质分选利用矿石与废石的密度差实现分离,分选精度高,处理量大。X射线分选利用矿石与废石对X射线吸收率的差异实现分离,适用于块度较大的矿石。两种技术各有适用条件,重介质分选适用于品位较低、废石混入率较高的矿石,X射线分选适用于品位较高、废石与矿石界限清晰的矿石。
预抛废的粒度上限一般控制在30毫米左右。粒度过大时废石与矿石的连生体较多,分选效率下降。粒度过小时破碎成本增加,经济性变差。预抛废精矿进入磨矿作业,预抛废尾矿作为废石排出。
预抛废对后续作业的影响体现在三个方面。入磨矿石量减少,磨矿作业的处理量降低,磨矿时间缩短,过粉碎程度减轻。入选品位提高,选矿厂处理每吨矿石的钨金属量增加,单位精矿的矿石处理量减少。选矿成本降低,磨矿和选别作业的能耗和药剂消耗相应减少。
一段磨矿的任务是实现粗粒级钨矿物的单体解离,为粗粒重选作业提供合适粒度的给料。一段磨矿采用格子型球磨机与水力旋流器构成闭路,磨矿细度控制在0.5至1.0毫米。
磨矿介质尺寸与给料粒度匹配是一段磨矿的实施细节。给料粒度为3毫米以下时,补加球尺寸以60毫米和40毫米的混合球径为主。球径过大,冲击力强,过粉碎加剧。球径过小,磨矿效率低,解离不充分。磨矿浓度控制在65%至75%,浓度过高矿浆黏度大,分级效率下降,浓度过低磨矿介质磨损加剧。
粗粒重选采用跳汰机处理0.5至2毫米粒级物料。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%。跳汰尾矿经螺旋溜槽扫选,螺旋溜槽处理0.1至0.5毫米粒级物料。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,尾矿进入二段磨矿。
二段磨矿的任务是实现细粒级钨矿物的单体解离,为细粒重选和浮选作业提供合适粒度的给料。二段磨矿采用溢流型球磨机与水力旋流器构成闭路,磨矿细度控制在0.074至0.15毫米。
二段磨矿处理一段重选的尾矿。一段重选已回收了大部分粗粒级钨矿物,二段磨矿的给料中钨矿物嵌布粒度较细,磨矿细度需要相应减小。二段磨矿的磨矿介质尺寸比一段磨矿更小,补加球尺寸以40毫米和30毫米的混合球径为主。
细粒重选采用摇床处理0.02至0.5毫米粒级物料。二段磨矿产品进入摇床精选,摇床精矿与一段重选精矿合并。细泥重选采用离心选矿机处理负0.074毫米粒级物料。离心选矿机回收摇床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。
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。一段磨矿后即通过跳汰机和螺旋溜槽回收粗粒级钨矿物,二段磨矿后通过摇床和离心选矿机回收细粒级钨矿物。这一安排将负0.074毫米粒级中钨矿物的分布率控制在较低水平。
浮选精选的任务是回收重选尾矿中的细粒级钨矿物和白钨矿,并将重选精矿提纯至最终品位。
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,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。

磁选除杂的任务是去除重选精矿中的磁性杂质和石榴子石,减轻浮选负荷,提高最终精矿品位。
黑钨矿具有弱磁性,强磁选机可以将黑钨矿与部分非磁性脉石矿物分离。磁选精矿再经摇床或浮选提纯。对于黑白钨混合矿,磁选可以将黑钨矿和白钨矿初步分组,再分别采用重选和浮选处理。
石榴子石具有弱磁性,在重选精矿进入浮选前设置强磁选作业可以去除部分石榴子石。石榴子石含量超过20%的矽卡岩型白钨矿,磁选除杂作业可以将浮选给矿中的石榴子石含量降低30%至50%,白钨浮选精矿品位提高3至5个百分点。
磁选除杂的作业顺序通常设置在重选精矿进入浮选之前。重选精矿先经强磁选去除石榴子石和磁性杂质,磁选尾矿进入白钨浮选。对于含硫化物的矿石,需要在磁选前设置硫化矿浮选作业,用黄药类捕收剂浮出黄铁矿、磁黄铁矿等硫化物。
精矿脱水的任务是将浮选和重选获得的精矿矿浆脱水至冶炼要求的含水量。精矿脱水采用高效浓缩机与陶瓷过滤机组合。
浓缩机将精矿矿浆浓度提升至60%至70%。浓缩机的工作原理是重力沉降,精矿颗粒在浓缩机中沉降到底部,澄清水从上部溢出。浓缩机的关键控制参数包括给矿浓度、絮凝剂用量和底流浓度。给矿浓度过低时浓缩机处理量下降,给矿浓度过高时沉降效果变差。絮凝剂用量需要根据精矿粒度和矿浆性质调整。
陶瓷过滤机将精矿水分降至10%以下。陶瓷过滤机利用陶瓷板的微孔结构实现固液分离,精矿颗粒在陶瓷板表面形成滤饼,水分通过微孔排出。陶瓷过滤机的关键控制参数包括过滤压力、过滤时间和反冲洗周期。过滤压力过高时滤饼水分降低但陶瓷板磨损加剧,过滤压力过低时滤饼水分偏高。
最终精矿包装后外运。钨精矿的包装采用编织袋或吨袋,每袋重量通常为50千克或1000千克。精矿存放需要防雨防潮,避免精矿氧化和水分超标。
| 步骤 | 作业环节 | 设备名称 | 主要作用 |
|---|---|---|---|
| 第一步 | 粗碎 | 颚式破碎机 | 破碎至200毫米以下 |
| 第一步 | 中碎 | 圆锥破碎机 | 破碎至30至50毫米 |
| 第一步 | 细碎 | 圆锥破碎机 | 破碎至12至15毫米 |
| 第二步 | 预抛废 | 重介质分选机或X射线分选机 | 排出废石 |
| 第三步 | 一段磨矿 | 格子型球磨机 | 磨至0.5至1.0毫米 |
| 第三步 | 粗粒重选 | 跳汰机 | 回收0.5至2毫米粒级 |
| 第三步 | 中粒重选 | 螺旋溜槽 | 回收0.1至0.5毫米粒级 |
| 第三步 | 细粒重选 | 摇床 | 回收0.02至0.5毫米粒级 |
| 第四步 | 二段磨矿 | 溢流型球磨机 | 磨至0.074至0.15毫米 |
| 第四步 | 细泥重选 | 离心选矿机 | 回收负0.074毫米粒级 |
| 第五步 | 白钨浮选 | 浮选机 | 回收细粒白钨矿 |
| 第五步 | 加温精选 | 加温搅拌槽 | 强化水玻璃抑制效果 |
| 第六步 | 磁选除杂 | 强磁选机 | 去除石榴子石 |
| 第七步 | 精矿脱水 | 高效浓缩机 | 精矿浓缩 |
| 第七步 | 精矿过滤 | 陶瓷过滤机 | 精矿过滤 |
| 参数名称 | 典型值范围 | 所属步骤 |
|---|---|---|
| 原矿三氧化钨品位 | 0.2%至0.5% | 第一步 |
| 粗碎产品粒度 | 200毫米以下 | 第一步 |
| 中碎产品粒度 | 30至50毫米 | 第一步 |
| 细碎产品粒度 | 12至15毫米 | 第一步 |
| 预抛废率 | 20%至40% | 第二步 |
| 一段磨矿细度 | 0.5至1.0毫米 | 第三步 |
| 跳汰给料粒度 | 0.5至2.0毫米 | 第三步 |
| 螺旋溜槽给料粒度 | 0.1至0.5毫米 | 第三步 |
| 摇床给料粒度 | 0.02至0.5毫米 | 第三步 |
| 重选粗精矿品位 | 5%至30% | 第三步 |
| 二段磨矿细度 | 0.074至0.15毫米 | 第四步 |
| 离心选矿机给料粒度 | 负0.074毫米 | 第四步 |
| 浮选矿浆pH值 | 9至10.5 | 第五步 |
| 加温精选温度 | 90摄氏度以上 | 第五步 |
| 综合钨回收率 | 85%至92% | 全流程 |
| 最终精矿品位 | 65%至72% | 第七步 |
| 精矿水分 | 10%以下 | 第七步 |
江西某石英脉型黑钨矿,原矿三氧化钨品位约0.42%,钨矿物嵌布粒度0.1至3毫米。处理流程采用三段一闭路破碎,破碎产品粒度12毫米。预抛废采用重介质分选,废石排出率约25%。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。二段磨矿至0.1毫米,摇床精选获得黑钨精矿。重选精矿经磁选去除磁性杂质后获得最终黑钨精矿。综合钨回收率88%,精矿三氧化钨品位70%。
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%。处理流程采用三段一闭路破碎,破碎产品粒度15毫米。预抛废采用X射线分选,废石排出率约22%。一段磨矿至0.8毫米,跳汰机粗选获得粗精矿,螺旋溜槽扫选。二段磨矿至0.1毫米,摇床精选。重选精矿经强磁选去除石榴子石后进入白钨浮选。浮选采用碳酸钠调浆至pH10,水玻璃作抑制剂,氧化石蜡皂作捕收剂。浮选精矿与重选精矿合并加温精选,最终获得三氧化钨品位69.2%的白钨精矿,综合钨回收率86.5%。
原生钨矿石处理中如何控制过粉碎
过粉碎控制需要从破碎和磨矿两个环节入手。破碎段采用多碎少磨策略,高压辊磨机将产品粒度降至3毫米以下,减轻磨矿负荷。磨矿段采用阶段磨矿阶段选别策略,粗粒级钨矿物在一段磨矿后即通过重选回收,避免进入二段磨矿。磨矿介质尺寸需与给料粒度匹配,给料变细后及时调整补加球尺寸。
预抛废作业如何选择重介质分选和X射线分选
选择依据是矿石性质和粒度组成。重介质分选适用于品位较低、废石混入率较高的矿石,分选精度高,处理量大。X射线分选适用于品位较高、废石与矿石界限清晰的矿石,适用于块度较大的矿石。两种技术可以组合使用,粗粒级采用重介质分选,中粒级采用X射线分选。
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。磁选除杂在重选精矿进入白钨浮选前设置,可以去除部分石榴子石,减轻浮选负荷。
原生钨矿石从破碎到精矿的全过程包括破碎筛分、预抛废、一段磨矿与粗粒重选、二段磨矿与细粒重选、浮选精选、磁选除杂、精矿脱水七个步骤。七个步骤的核心逻辑是粒度逐步减小、品位逐步提升、脉石逐步排出。
阶段磨矿阶段选别是控制过粉碎的核心策略。一段磨矿至0.5至1.0毫米进行粗粒重选,二段磨矿至0.074至0.15毫米进行细粒重选和浮选。跳汰机、螺旋溜槽、摇床和离心选矿机的组合配置可以实现不同粒级钨矿物的分级回收。
浮选精选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。磁选除杂在重选精矿进入浮选前设置,可以去除部分石榴子石。精矿脱水采用浓缩机和陶瓷过滤机组合,精矿水分降至10%以下。
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