江西某大型低品位白钨矿选矿试验研究

徐晓萍，王国生，高玉德，孟庆波

（1.广州有色金属研究院，广东 广州 510650；2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东 广州 510650）

江西某大型低品位白钨矿选矿试验研究

徐晓萍1，2，王国生1，2，高玉德1，2，孟庆波1，2

（1.广州有色金属研究院，广东 广州 510650；2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广东 广州 510650）

针对某大型低品位白钨矿石中白钨矿嵌布粒度较粗的特点，采用“预先分级—粗粒重选—细粒浮选”的重浮联合流程，80%的原矿在较粗的粒度通过低成本的重选方法回收，有利于环境保护和提高经济效益；占原矿约20%的细粒级中的白钨矿通过浮选回收，有效地保证了钨的总回收率。当原矿含WO30.20%、Cu 0.07%时，小型试验取得粗粒重选钨精矿品位WO357.24%，钨回收率63.03%及细粒浮选钨精矿品位WO341.93%，钨回收率11.84%，钨总回收率74.87%和硫化铜精矿铜品位19.55%，铜总回收率为56.69%的试验指标，钨铜均得到较好回收。

低品位白钨矿；预先分级；重选；浮选

中国是世界钨资源大国，钨的开采已有100多年的历史，中国的钨业在世界占有举足轻重的地位[1-2]。随着世界经济的增长，对钨的需求逐年增长，同时钨资源的消耗也在以惊人的速度加快。一直以来中国钨矿的开采都是以开采黑钨矿为主[7]，已探明的黑钨矿资源急剧减少，逐步被白钨矿资源取代。现在中国的钨矿资源以白钨矿为主，但中国的白钨矿床中属低品位[3-4]、嵌布粒度细[5]、难选者居多，而且还有部分白钨矿共生于其他有用金属矿床中[6]，目前难以得到有效的回收。因此，白钨矿床的开发利用显得愈发重要。

江西某白钨矿是近年来中国新探明的大型低品位白钨矿床，主要钨矿物以白钨矿为主，还有少量黑钨矿，同时伴生少量铜钼矿物。试验研究根据该矿矿石性质及钨矿物的嵌布特性，制定出“预先分级—粗粒重选—细粒浮选”的重浮联合流程回收钨矿物，取得了良好的试验结果，同时伴生的铜矿物也得到综合回收。

1 矿石性质

1.1 原矿多元素分析

该矿石主要有价组分为钨，伴生少量铜、钼、铅、锌、锡，此次原矿仅铜达到综合回收利用标准，随着地质勘探工作的进一步深入，发现其硫化矿的含量时有变化。原矿多元素分析结果见表1。

表1 原矿多元素分析结果 w/%Tab.1 Multi-element analysis results of for raw ore

1.2 原矿矿物组成

该矿有用矿物品位低，矿物种类繁多。钨矿物主要为白钨矿和少量黑钨矿；铜矿物主要是黄铜矿、少量斑铜矿和铜蓝；金属氧化矿物主要有钛铁矿、褐铁矿、金红石及少量锡石等；脉石矿物以石英、云母、长石为主，其次为绿泥石，少量萤石、磷灰石、高岭土、角闪石、黝帘石等。

1.3 白钨矿嵌布特性

本矿石中白钨矿结晶完整程度略差，多呈半自形-他形晶，大多与云母连生，且与云母连生的白钨矿嵌布关系不密切，较易于解离。白钨矿的粒度较粗，主要粒度范围是0.04~1.28 mm，适合用重选回收。原矿主要有用矿物白钨矿嵌布粒度分布见表2。

表2 原矿白钨矿嵌布粒度分布Tab.2 Disseminated particle size distribution for scheelite

2 试验结果与讨论

2.1 试验原则工艺流程的确定

重选广泛应用于处理矿物密度差较大的原料，是回收钨、锡、金等矿物的传统经济有效的方法[8]，其有效回收粒度范围+0.04 mm。矿石中有用矿物以少量的重矿物为主，脉石矿物则以大量的轻矿物为主，且白钨矿主要粒度范围-1.28 mm+0.04 mm，嵌布粒度较粗，适宜采用重选回收；对于细泥中的白钨矿，采用浮选回收，是保证钨总回收率的有效手段[9]。因此确定处理该矿石的原则工艺流程为：原矿预先分级—粗粒级重选—细粒级浮选。

2.2 重选入选粒度的确定

选择合理的重选入选粒度，是确保重选取得较好回收指标的前提。入选粒度过大，有用矿物解离不够，重选效果差；入选粒度过小，有用矿物易过粉碎，细粒有用矿物流失。根据-1 mm各粒级摇床重选试验结果（图1）可知，-0.80 mm各粒级摇床重选试验尾矿WO3含量已降至0.030%以下，结合白钨矿嵌布粒度结果，确定采用-0.80mm作为重选入选粒度。

图1 原矿分级摇床试验结果Fig.1 Testing results of ores by graded shaking tables

2.3 预先分级

欲将矿石碎至-0.80 mm，又尽可能避免有用矿物过粉碎，选择合理的磨矿工艺至关重要。棒磨机是减少过粉碎效果较佳的磨矿设备，同时，为了避免大比重矿物因进入螺旋分极机返砂返回磨机而造成的过粉碎，采用棒磨机与双层高频振动筛构成闭路磨矿系统，振动筛底层筛网的筛下产品再用水力旋流器分级，对原矿进行预先分级，分级结果如表3所示。其中-0.80 mm+0.25 mm、-0.25 mm+0.04 mm两个粒级采用重选方法选别，-0.04 mm粒级则采用浮选方法回收。

表3 原矿磨矿分级结果Tab.3 Grinding and classification results

2.4 粗粒级重选试验

通过设备选择对比试验，确定-0.80 mm+0.25 mm粒级采用GL螺旋选矿机进行粗选，-0.25 mm+ 0.04 mm粒级采用螺旋溜槽进行粗选。各粒级粗精矿再分别采用摇床进行精选后获得重选粗精矿。重选粗精矿主要杂质是石英、长石、云母及少量硫化矿。硫化矿物采用浮选回收，石英、长石、云母等脉石矿物采用摇床脱除。-0.80 mm+0.25 mm粒级重选粗精矿精选前先磨至-0.25 mm以下，-0.25 mm+0.04 mm粒级重选粗精矿则直接精选。-0.80 mm+0.25 mm粒级重选尾矿经再磨后与-0.25 mm+0.04 mm粒级重选尾矿合并，再浮选回收铜。若原矿中铜的含量较低时，则直接丢尾。粗粒级重选试验原则流程如图2所示，重选试验结果见表4。

重选过程中部分重选钨中矿产品对原矿产率较小，有用矿物品位与原矿接近，试验时未进行处理，计算时并入尾矿，生产实践中可返回原矿再磨或直接进入重选粗选作业。

表4 粗粒级重选试验结果 %Tab.4 Gravity separation results for the coarse particle ores

图2 粗粒级重选试验原则流程Fig.2 Flow-sheet of gravity separation for the coarse particles

2.5 细粒级浮选试验

-0.25 mm+0.04 mm粒级重选过程中产生的细泥与磨矿分级时的-0.04 mm粒级产品合并作为细粒级浮选的给矿。细粒级直接浮选时，浮选效果不佳，采用水析沉降法脱除作业产率为13%左右的微细泥后再选。

对脱泥后的细粒级物料，经浮选脱硫后，采用白钨矿新型高效捕收剂ZL进行钨粗选，钨粗精矿采用加温精选，试验流程如图3所示，试验结果见表5。

图3 细粒级浮选流程Fig.3 Flotation flowsheet of fine particles

表5 细粒级浮选试验结果 %Tab.5 Testing results of flotation for the fine fractions

2.6 铜的回收试验

对粗粒级重选粗精矿中脱出的硫化矿、部分重选尾矿及细粒级硫化矿，采用DY-1和煤油作为混合捕收剂，石灰作为抑制剂进行浮选回收铜和钼，最终取得铜精矿产率0.199%，铜品位19.55%，铜回收率56.69%的试验指标。由于矿床中不同部位伴生的硫化矿的含量变化较大，将来生产中遇到铜钼含量太少的矿石时，从重选尾矿中回收硫化矿部分可以不开机。

2.7 全流程试验结果

当原矿WO3品位为0.20%、Cu品位为0.07%时，采用“预先分级—粗粒级重选—细粒级浮选”的重浮联合工艺处理该矿石，取得了粗粒钨精矿品位WO357.24%，钨回收率63.03%及细粒钨精矿WO341.93%，钨回收率11.84%的小型闭路试验结果，钨总回收率74.87%，硫化铜精矿铜品位为19.55%，铜总回收率为56.69%的试验指标。钨、铜均得到较好回收。

3 结论

该大型低品位白钨矿床中，主要有用矿物为白钨矿，伴生少量黄铜矿、辉钼矿，白钨矿嵌布粒度较粗，大多与云母连生，且与云母连生的白钨矿嵌布关系不密切，易于解离，适合用重选回收。

根据该矿的矿石性质，采用“预先分级—粗粒级重选—细粒级浮选”的重浮联合选矿工艺流程，钨铜得到了较好的综合回收。80%原矿在较粗的粒度通过低成本的重选方法回收，细粒级白钨矿的浮选回收有效地保证了钨的总回收率。只有20%的原矿进入浮选，浮选药剂成本低，回水利用压力小，经济环保。

随着地质勘探工作的进一步深入，该矿区深部矿石中黑钨矿的占有比例变化较大，重浮联合工艺则具有适应性强的明显优势。

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Experimental Research on the Beneficiation of a Large-scaled Low-grade Scheelite Ore

XU Xiao-ping1,2,WANG Guo-sheng1,2,GAO Yu-de1,2,Meng Qing-bo1,2
(1.Guangzhou Research Institute of Nonferrous Metals,Guangzhou 510650,Guangdong,China;2.State Key Lab of Rare Metal Separation and Multipurpose Utilization,Guangzhou 510650,Guangdong,China)

A combined flowsheet of"pre-classification-coarse particles gravity separation-fine particles flotation" was applied to beneficiate the low-grade scheelite ore in accordance with its coarse-grained dissemination.The coarse particles were treated by gravity separation,obtaining a qualified tungsten concentrate grading 57.24%WO3at a recovery of 63.03%.Then,a tungsten concentrate with the grade of 41.93%and the recovery of 11.84%was obtained by the flotation of the fine particles.Meanwhile,a copper concentrate of 19.55%Cu with a recovery of 56.69%was obtained.The tungsten and copper were recovered comprehensively.80%of the feed were treated by gravity separation,which is economical and environmental for its low dosage of flotation reagents.That the fine particles which accounts for 20 percent of the feed were treated by flotation is beneficial to the total recovery of tungsten.

low-grade scheelite;in-advance classification;gravity separation;flotation

TD954；TD923

A

10.3969/j.issn.1009－0622.2015.06.003

2015-10-14

徐晓萍（1965-），女，江西南昌人，教授级高级工程师，主要从事稀有金属矿选矿工艺和选矿药剂研究。