权利要求
1.一种提高低品位白钨矿浸出率的系统，其特征在于：包括焙烧炉、制浆槽、旋流器、立磨机、压煮釜、存储槽、压滤机Ⅰ、毛毯机、悬浮机富集和压滤机Ⅱ;
所述焙烧炉出口通过输送机与制浆槽加料口连接，制浆槽出口通过泵与旋流器进口连接，旋流器轻相出口与压煮釜进口连接，重相出口与立磨机连口连接，立磨机出口通过泵与压煮釜进口连接;压煮釜出口与存储槽进口连接，存储槽出口通过泵与压滤机Ⅰ进口连接，压滤机Ⅰ浸出渣出口与调浆桶进矿口连接，调浆桶出口与毛毯机进矿口连接，毛毯机粗精矿出口与悬浮机进矿口连接，悬浮机精矿出口与压滤机Ⅱ进口连接，压滤机Ⅱ的矿粉出口与制浆槽连接，出水口通过管道接入压滤机Ⅰ浸出渣槽。
2.一种提高低品位白钨矿浸出率的方法，其特征在于：具体步骤为：
S1: 焙烧脱浮;原矿品位以重量分数计WO3含量在22-30%，水分含量在10-15%进入焙烧炉焙烧脱浮，焙烧温度500-750℃，焙烧0.5-2小时，焙烧后COD≤500mg/L，水分不大于0.1%;
S2: 制浆;经焙烧后的矿粉加入加水进行调浆，水与矿粉的液固比3-5:1;调浆过程中加入含量≥98%的碳酸钠固体和除硅药剂，调浆后碳酸钠浓度在130-220g/L;
S3: 旋流器分流;经S2配置好的矿浆通过泵输送至旋流器，经旋流器分流的轻相进入压煮釜，重相进立磨机;
S4: 立磨机破碎活化;重相在立磨机内破碎活化，磨矿时长不小于30min，矿物粒度-60目通过率大于95%;立磨后的矿浆通过泵输送至压煮釜;
S5: 压煮浸出;S3中经旋流器分流的轻相和经S4立磨后矿浆在压煮釜内进行压煮浸出，压煮温度控制在185-220℃，保温0.5-2小时后排料至存储槽;
S6: 一次固液分离;存储槽内矿浆通过泵输送至压滤机Ⅰ进行固液分离，分离出的有价含钨溶液进入后续车间处理;
S7: 富集;S6中浸出渣加入消泡剂调浆，调浆浓度以重量分数计≤20%，调浆后进入毛毯机一次富集，毛毯机的粗精矿再进入悬浮机进行二次富集;两次富集的尾渣均进入尾矿库;
S8: 二次固液分离;悬浮机的精矿进入压滤机Ⅱ进行固液分离，压滤机Ⅱ的矿粉返回进入S2中，回水加入絮凝剂进入S7中用于浸出渣调浆。
3.根据权利要求2所述的提高低品位白钨矿浸出率的方法，其特征在于：所述的S2中除硅药剂为以重量分数计含量≥85%的氧化镁、工业硫酸铝、含量≥64.5%的工业氢氧化铝中的一种或几种，除硅药剂加入量分别为矿粉重量的3-5%。
4.根据权利要求3所述的提高低品位白钨矿浸出率的方法，其特征在于：所述的氧化镁中氧化钙含量低于5%。
5.根据权利要求2所述的提高低品位白钨矿浸出率的方法，其特征在于：所述的S7中，消泡剂加入量为总溶液体积的3‱。
6.根据权利要求2所述的提高低品位白钨矿浸出率的方法，其特征在于：所述的S8中絮凝剂加量根据水的浊度来补加聚丙烯酰胺，浊度要求≤70mg/L。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及矿物回收技术领域，特别涉及一种提高低品位白钨矿浸出率的系统及方法。
背景技术
[0002]钨作为难选稀有重金属，目前常用的湿法冶金方法为碳酸钠浸出,但由于在选矿过程中加入较多较复杂的选矿药剂，在焙烧脱浮过程中由于脱浮不完全及矿石本身性质，对后续浸出影响较大，目前较成熟的工艺也只能保证浸出渣在0.5%左右，仍有部分浸出渣超1%，甚至更高;目前使用的矿粉在焙烧过程中部分结团，过60目筛可达到99%，但200目筛上物达8%以上，也直接影响浸出效果，浸出不完全矿粉随浸出渣一起，按危废进行处理，有价金属流失，对浸出率造成较大影响。
发明内容
[0003]本发明的目的是克服现有技术的不足，提供一种提高低品位白钨矿浸出率的系统及方法，提高矿粉浸出率。
[0004]本发明所采用的技术方案是：
一种提高低品位白钨矿浸出率的系统，包括焙烧炉、制浆槽、旋流器、立磨机、压煮釜、存储槽、压滤机Ⅰ、毛毯机、悬浮机富集和压滤机Ⅱ;
所述焙烧炉出口通过输送机与制浆槽加料口连接，制浆槽出口通过泵与旋流器进口连接，旋流器轻相出口与压煮釜进口连接，重相出口与立磨机连口连接，立磨机出口通过泵与压煮釜进口连接;压煮釜出口与存储槽进口连接，存储槽出口通过泵与压滤机Ⅰ进口连接，压滤机Ⅰ浸出渣出口与调浆桶进矿口连接，调浆桶出口与毛毯机进矿口连接，毛毯机粗精矿出口与悬浮机进矿口连接，悬浮机精矿出口与压滤机Ⅱ进口连接，压滤机Ⅱ的矿粉出口与制浆槽连接，出水口通过管道接入压滤机Ⅰ浸出渣槽。
[0005]一种提高低品位白钨矿浸出率的方法，具体步骤为：
S1: 焙烧脱浮;原矿品位以重量分数计WO3含量在22-30%，水分含量在10-15%进入焙烧炉焙烧脱浮，焙烧温度500-750℃，焙烧0.5-2小时，焙烧后COD≤500mg/L，水分不大于0.1%;
S2: 制浆;经焙烧后的矿粉加入加水进行调浆，水与矿粉的液固比3-5:1;调浆过程中加入含量≥98%的碳酸钠固体和除硅药剂，调浆后碳酸钠浓度在130-220g/L;
S3: 旋流器分流;经S2配置好的矿浆通过泵输送至旋流器，经旋流器分流的轻相进入压煮釜，重相进立磨机;
S4: 立磨机破碎活化;重相在立磨机内破碎活化，磨矿时长不小于30min，矿物粒度-60目通过率大于95%;立磨后的矿浆通过泵输送至压煮釜;
S5: 压煮浸出;S3中经旋流器分流的轻相和经S4立磨后矿浆在压煮釜内进行压煮浸出，压煮温度控制在185-220℃，保温0.5-2小时后排料至存储槽;
S6: 一次固液分离;存储槽内矿浆通过泵输送至压滤机Ⅰ进行固液分离，分离出的有价含钨溶液进入后续车间处理;
S7: 富集;S6中浸出渣加入消泡剂调浆，调浆浓度以重量分数计≤20%，调浆后进入毛毯机一次富集，毛毯机的粗精矿再进入悬浮机进行二次富集;两次富集的尾渣均进入尾矿库;
S8: 二次固液分离;悬浮机的精矿进入压滤机Ⅱ进行固液分离，压滤机Ⅱ的矿粉返回进入S2中，回水加入絮凝剂进入S7中用于浸出渣调浆。
[0006]具体的，所述的S2中除硅药剂为以重量分数计含量≥85%的氧化镁、工业硫酸铝、含量≥64.5%的工业氢氧化铝中的一种或几种，除硅药剂加入量分别为矿粉重量的3-5%。
[0007]更具体的，所述的氧化镁中氧化钙含量低于5%。
[0008]具体的，所述的S7中，消泡剂加入量为总溶液体积的3‱。
[0009]具体的，所述的S8中絮凝剂加量根据水的浊度来补加聚丙烯酰胺，浊度要求≤70mg/L。
[0010]由于采用如上所述的技术方案，本发明具有如下优越性：
本发明的系统中旋流及立磨配合的技术方案，重轻相分离，提高立磨机效率，且磨矿后的矿浆，增加活化能，利于浸出反应，使得全流程收率提高，能够实现低品位原矿的有价金属富集，原辅材料消耗少，多次固液分离及富集，富集矿粉与回水均返回前段再利用，节能减排。
附图说明
[0011]图1是本发明的流程示意图。
具体实施方式
[0012]下面结合附图及实施例对本发明作进一步解释说明，不能以此限定本发明的保护范围，公开本发明的目的旨在保护本发明范围内的一切技术改进。
[0013]结合附图1所示的一种提高低品位白钨矿浸出率的系统，包括焙烧炉、制浆槽、旋流器、立磨机、压煮釜、存储槽、压滤机Ⅰ、毛毯机、悬浮机富集和压滤机Ⅱ;
所述焙烧炉出口通过输送机与制浆槽加料口连接，制浆槽出口通过泵与旋流器进口连接，旋流器轻相出口与压煮釜进口连接，重相出口与立磨机连口连接，立磨机出口通过泵与压煮釜进口连接;压煮釜出口与存储槽进口连接，存储槽出口通过泵与压滤机Ⅰ进口连接，压滤机Ⅰ浸出渣槽出口与调浆桶进口连接，调浆桶出口与毛毯机进矿口连接，毛毯机粗精矿出口与悬浮机进矿口连接，悬浮机精矿出口与压滤机Ⅱ进口连接，压滤机Ⅱ的矿粉出口与制浆槽连接，出水口通过管道接入压滤机Ⅰ浸出渣槽。
实施例1
[0014]一种提高低品位白钨矿浸出率的方法，具体步骤为：
S1: 焙烧脱浮;上游选矿单位压滤机卸下原矿品位以重量分数计WO3含量为22%，水分为10%，原矿以3t/h的速率进入焙烧炉焙烧脱浮，焙烧温度500℃，焙烧2小时;焙烧后矿粉品位WO3为22.05%，水分0.02%，COD500mg/L。
[0015]S2: 制浆;在20立方制浆槽制浆，焙烧后的矿粉加入3吨，水15立方进行调浆;调浆过程中加入含量≥98%的碳酸钠固体1970公斤，使碳酸钠浓度为130 g/L;含量≥85%的氧化镁按照矿粉重量3%加入，计105.88公斤，氧化镁中氧化钙含量低于5%;制浆后矿浆取样过60目筛通过率为72.50%。
[0016]S3: 旋流器分流;经S2配置好的矿浆通过泵输送至旋流器，经旋流器分流的轻相进入压煮釜，重相进立磨机。
[0017]S4: 立磨机破碎活化;重相在立磨机内破碎活化，磨矿时长30min，矿物粒度-60目通过率95.24%，满足磨矿后工艺要求;若检测过60目筛通过率≤95%，则需延长磨矿时间;立磨后合格的矿浆通过泵输送至压煮釜。
[0018]S5: 压煮浸出;S3中经旋流器分流的轻相和经S4立磨后矿浆在压煮釜内进行压煮浸出，压煮温度控制在185℃，保温2小时后排料至存储槽。
[0019]S6: 一次固液分离;存储槽内矿浆通过泵输送至压滤机Ⅰ进行固液分离;经现场测量称重，计算浸出渣干重为2.4吨，经测定浸出渣中WO3含量0.53%，渣计回收率为98.077%，分离出的有价含钨溶液进入后续车间处理。
[0020]S7: 富集;S6中浸出渣进入调浆桶后加入消泡剂调浆，以总溶液体积的3‱补加消泡剂，调浆浓度以重量分数计为20%，调浆后进入毛毯机一次富集，毛毯机为宽1.0米，长为9.5米的毛毯100道，毛毯机的粗精矿再进入两台并联的XFJ15-30悬浮机进行二次富集;两次富集的尾渣均进入尾矿库;
以200吨WO3含量0.53%的浸出渣计，经过毛毯机及悬浮机富集后得到含量18.20%的富集矿粉2.1吨，水分19.85%，验算过毛毯机和悬浮机金属钨直收率28.90%，尾渣钨品位0.37%，对全段收率影响为：增加直收率(渣计)0.581%，全段收率达到98.658%。
[0021]S8: 二次固液分离;悬浮机二次富集出的精矿进入压滤机Ⅱ进行固液分离，压滤机Ⅱ制得的矿粉返回进入S2中，回水加入絮凝剂聚丙烯酰胺进行澄清，浊度要求≤70mg/L后进入S7中用于浸出渣调浆。
[0022]对比例1
经实施例1的步骤S2制浆后的矿浆直接进入压煮釜，同样在185℃下反应2.0小时，排料进压滤机固液分离，得到浸出渣WO3含量0.80%;直接压煮渣计回收率为：97.098%，与实施例1中 S6的渣计回收率相比，实施例1的方案多回收钨6.48公斤，实施例1较对比例1收率提升0.979%。
[0023]取对比例1的0.80%的浸出渣200吨，同样以实施例1的步骤S7，经过悬浮机及毛毯机富集后得到15.63%富集矿粉4.2吨，水分20.25%，验算过毛毯机和悬浮机金属钨直收率32.72%;尾渣钨品位0.42%，对全段收率影响为：增加直收率(渣计)1.378%，全段收率为98.476%。表1为实施例1和对比例1收率数据汇总表。
[0024]表1
类别一次固液分离 浸出渣含量一次固液分离 渣计直收率富集对全段增加直收率总直收率对比例10.80%97.098%1.378%98.476%实施例10.53%98.077%0.581%98.658%
实施例2
[0025]一种提高低品位白钨矿浸出率的方法，具体步骤为：
S1: 焙烧脱浮;上游选矿单位压滤机卸下原矿品位以重量分数计WO3含量为30%，水分为15%，原矿以3t/h的速率进入焙烧炉焙烧脱浮，焙烧温度750℃，焙烧0.5小时;焙烧后矿粉品位WO3含量为 30.09%，水分0.02%，COD500mg/L。
[0026]S2: 制浆;在20立方制浆槽制浆，焙烧后的矿粉加入3吨，水9立方进行调浆;调浆过程中加入含量≥98%的碳酸钠固体2020.41公斤，使碳酸钠浓度为220 g/L;含量≥85%的氧化镁按照矿粉重量3%加入， 计105.88公斤，氧化镁中氧化钙含量低于5%;含量≥64.5%的硫酸铝按照矿粉重量3%加入，计139.53公斤;制浆后矿浆取样过60目筛通过率77.86%。
[0027]S3: 旋流器分流;经S2配置好的矿浆通过泵输送至旋流器，经旋流器分流的轻相进入压煮釜，重相进立磨机。
[0028]S4: 立磨机破碎活化;重相在立磨机内破碎活化，磨矿时长30min，矿物粒度-60目通过率96.20%;满足磨矿后工艺要求，若检测过60目筛通过率≤95%，则需延长磨矿时间;立磨后的矿浆通过泵输送至压煮釜。
[0029]S5: 压煮浸出;S3中经旋流器分流的轻相和经S4立磨后矿浆在压煮釜内进行压煮浸出，压煮温度控制在220℃，保温0.5小时后排料至存储槽。
[0030]S6: 一次固液分离;存储槽内矿浆通过泵输送至压滤机Ⅰ进行固液分离，经现场测量称重，计算浸出渣干重为2.4吨，经测定浸出渣中WO3含量0.36%，渣计回收率为：99.04%，分离出的有价含钨溶液进入后续车间处理。
[0031]S7: 富集;S6中浸出渣进入调浆桶加入消泡剂调浆，以总溶液体积的3‱补加消泡剂，调浆浓度以重量分数计为20%，调浆后进入毛毯机一次富集，毛毯机为宽1.0米，长为9.5米的毛毯100道，毛毯机的粗精矿再进入两台并联的XFJ15-30悬浮机进行二次富集;两次富集的尾渣均进入尾矿库。
[0032]以200吨WO3含量0.36%的浸出渣计，经过毛毯机及悬浮机富集后得到含量为22.08%的富集矿粉1.25吨，水分17.95%，验算金属钨直收率31.45%，尾渣品位0.23%，对全段收率影响为：增加直收率(渣计)0.35%，全段收率达到99.39%。
[0033]S8: 二次固液分离;悬浮机的精矿进入压滤机Ⅱ进行固液分离，压滤机Ⅱ的矿粉返回进入S2中，回水加入絮凝剂聚丙烯酰胺进行澄清，浊度要求≤70mg/L后进入S7中用于浸出渣调浆。
[0034]对比例2
经实施例2的步骤S2制浆后的矿浆直接进入压煮釜，同样在220℃下反应0.5小时，排料直接进压滤机固液分离，得到浸出渣WO3含量0.63%;直接压煮渣计回收率为：98.32%，与实施例2中 S6的渣计回收率相比，实施例2的方案多回收钨6.48公斤，实施例2较对比例2收率提升0.72%。
[0035]以对比例2的WO3含量0.63%的浸出渣200吨计，同样以实施例2的步骤S7，经过悬浮机及毛毯机富集后得到WO3含量18.20%富集矿粉2.7吨，水分18.88%，验算金属钨直收率31.64%;尾渣品位0.42%，对全段收率影响为：增加直收率(渣计)0.56%，全段收率达到98.88%。表2为实施例2和对比例2收率数据汇总表。
[0036]表2
类别一次固液分离 浸出渣含量一次固液分离 渣计直收率富集对全段增加直收率总直收率对比例20.63%98.32%0.56%98.88%实施例20.36%99.04%0.35%99.39%
[0037]有上述两组实施领与对比例可以得出，本发明技术方案的过旋流器分离及立磨机破碎活化后进压煮釜浸出，浸出渣继续进毛毯机、悬浮机进行富集的技术方案，相较于制浆后直接进压煮釜浸出的技术方案，本技术方案对低品位的原矿进行有价金属回收，直收率有较大程度提升。
[0038]本发明未详述部分为现有技术。
[0039]为了公开本发明的发明目的而在本文中选用的实施例，当前认为是适宜的，但是，应了解的是，本发明旨在包括一切属于本构思和发明范围内的实施例的所有变化和改进。
说明书附图(1)
