赣南某钨矿选矿试验研究

代献仁，王周和，张贤策

（1.铜陵有色技术中心，安徽 铜陵 244000；2.铜冠黄狮涝金矿，安徽 铜陵 244000）

赣南某钨矿选矿试验研究

代献仁1，王周和1，张贤策2

（1.铜陵有色技术中心，安徽 铜陵 244000；2.铜冠黄狮涝金矿，安徽 铜陵 244000）

为合理开发赣南某钨矿新发现的资源，对该矿区钨矿石进行可选性试验研究，确定其选矿工艺流程和选别指标。针对该矿石矿物以硅酸盐、碳酸盐为主的特点，采用预先脱硫，脱硫尾矿以氢氧化钠作为矿浆pH调整剂、水玻璃作为脉石矿物的抑制剂、733氧化石蜡皂作为捕收剂常温浮选白钨矿工艺流程。最终闭路试验指标为钨精矿WO3品位为62.29%，回收率为85.65%，取得了良好的选别效果，论证了试验矿石的可选性，为今后的生产提供技术依据。

白钨矿；733氧化石蜡皂；水玻璃；常温浮选

0 引言

赣南某钨矿于1954年开始开采，资源丰富，储量规模较大，然而经过60多年的开采，目前矿产资源几尽枯竭。近年来通过对老矿区进行二次勘探，并在原矿区周边单独设置探矿权区域，取得了一定的成果。为合理开发资源，对该矿区钨矿石进行可选性试验研究，以判定其可选性，确定其选矿工艺流程和选别指标，为今后的工业生产提供技术依据。

中国的钨矿储量丰富，具已探明的钨矿储量中，白钨矿大于黑钨矿，但实际已开采的白钨矿却很少，目前已开采的白钨矿大致可分为三类[1-3]。

第一类为夕卡岩铅-锌-铜-白钨矿石，白钨矿石呈浸染状嵌布，一般粒度为0.1～0.2 mm，采用混合浮选硫化矿、浮选尾矿再浮选白钨矿的工艺处理。

第二类为石英脉-自然金-锑-白钨矿石，白钨矿石呈粗细非均匀嵌布，采用阶段磨矿阶段分选的重选-浮选联合工艺处理。第一段磨矿后用摇床选得金、锑、白钨的混合精矿，再用浮选摇床分别得到白钨精矿和金-锑精矿；第一段摇床尾矿经再磨后，采用油酸浮选得到细粒白钨精矿和金-锑混合精矿。

第三类为热液充填交代萤石型-铅-锌-白钨矿石，一般采用依次优先浮选铅、锌矿，浮选尾矿采用731氧化石蜡皂常温浮选回收白钨矿，白钨粗精矿采用摇床精选的工艺进行处理。

在白钨浮选工艺的生产实践中，按是否加热，分为“彼得罗夫加温浮选法”和“常温浮选法”两种[4-6]。在生产实践中，白钨矿浮选的技术进步在于采用氧化石蜡皂、发酵脂肪酸皂Y-17，山苍子油酸作捕收剂，取代传统的“彼得罗夫浓浆高温浮选法”，实现了白钨的常温浮选。

通常白钨浮选采用脂肪酸及其皂类作捕收剂。由于脂肪酸类捕收剂的选择性较差，几乎对含硅、含钙的所有脉石矿物和锡石都有捕收作用，因此，白钨浮选的关键技术是调整剂和抑制剂的选择[7-8]。

1 矿石性质

该矿石属于白钨-夕卡岩型钨矿，矿物种类较多，硫化矿物以黄铁矿、黄铜矿、铜兰、磁黄铁矿和闪锌矿为主；氧化矿物以碳酸盐等钙质岩为主，并含有少量的磁铁矿、纤铁矿、褐铁矿和软锰矿。非金属矿物以钙镁质岩石为主，含有微量绿泥石、电气石、石榴石、绢云母和黏土矿物。主要矿物嵌布特征如下：

白钨矿：呈带状、复杂链状分布于钙镁质岩石裂纹中，有的与白钨矿构成固溶体分离结构，呈不规则状显微文象连生，粒径大小0.01～0.15 mm。

黄铁矿：呈半自形晶为主，少数呈自形、八面体和立方体等形态，多呈团块状，少数呈星散状分布。

黄铜矿：含量很少，呈零星分布，有的被铜蓝交代，部分分布于石英脉壁与围岩接触处。

石英：粒度较粗，多以集合体块状形式存在，碎粒结构比较明显，少数呈晶洞晶簇状，白钨矿、自然铋等沿石英裂隙分布。

原矿主要化学元素分析结果见表1。

表1 原矿主要化学元素分析结果 %Tab.1 Testingresultsforthemajorchemicalelementsinthecrudeore

由表1分析结果可知，原矿主要可回收元素为WO3，脉石矿物以硅酸盐、碳酸盐为主。其他金属含量较低，基本无回收价值。

2 选矿试验研究

试验矿样主要有用矿物为白钨矿、黄铜矿和黄铁矿，由于黄铜矿和黄铁矿含量较低，暂不考虑综合回收。根据矿石的性质特点，确定采用先浮硫化矿后浮白钨矿的原则流程，目的是在白钨矿浮选之前脱除硫化矿，消除对白钨矿浮选的影响。

2.1 磨矿细度试验

磨矿是浮选前极其重要的作业，矿石欠磨，有用矿物得不到充分解离；而过磨又容易产生泥化，浪费选矿药剂，增加选矿成本，这些对浮选都不利。由于白钨矿的可浮性较差，嵌布粒度较细，需要细磨才能被捕收剂吸附进行有效回收。为考查磨矿细度对硫化矿、白钨矿浮选指标的影响，进行了磨矿细度优化试验。试验流程和结果分别如图1和图2所示。

图1 磨矿细度试验流程Fig.1 Flow-sheetforgrindingfineness

图2 磨矿细度试验结果Fig.2 Testing results for grinding fineness

由图2试验结果可知，随着磨矿细度的增加，硫精矿中钨损失率逐步减少，钨粗精矿回收率逐步提高，但钨粗精矿WO3品位却逐步降低。这是因为磨矿粒度过细，磨矿过程中产生的次生细泥影响浮选指标，在浮选过程中进入钨粗精矿，影响钨粗精矿品位。综合考虑，确定磨矿细度以-0.074 mm含量占85%为宜。此时，硫精矿中WO3损失率为5.09%，钨粗精矿WO3品位为5.09%，回收率为70.6%。

2.2 水玻璃用量试验

水玻璃作为非硫化矿的抑制剂，由水化性很强的HSiO3-和硅酸胶粒直接吸附在矿粒表面，使矿粒表面亲水。由于HSiO3-、H2SiO3和硅酸盐矿物具有相同的酸根，容易与石英、硅酸盐及铝硅酸盐等脉石矿物的表面发生吸附，故水玻璃对这些矿物的抑制作用很强。

水玻璃是浮选白钨时常用的脉石抑制剂，水玻璃模数不同，对白钨浮选的影响较大，模数过低不能有效抑制脉石矿物，模数过高又会对白钨矿的浮选产生抑制作用。根据现场生产经验，确定采用m=2.5的水玻璃进行用量试验，试验结果如图3所示。

图3 水玻璃用量试验结果Fig.3 Testing results for Sodium Silicate dosages

由图3试验结果可知，随着水玻璃用量的增加，钨粗精矿WO3品位和回收率逐步提高，但当水玻璃用量超过1 600 g/t时，钨粗精矿回收率有所下降。综合考虑，确定水玻璃用量以1 600 g/t为宜，此时钨粗精矿WO3品位为5.6%，回收率为71.9%。

2.3 氢氧化钠用量试验

白钨矿的可浮性和含钙脉石相似，分离较困难，需通过调节矿浆pH值，改变矿物表面电位，调节白钨矿和脉石矿物的可浮性，实现白钨矿和脉石矿物的有效分离。

目前国内对单一白钨矿石在粗选段多采用弱碱性介质（pH 8.5～10.0）中调浆，通常采用碳酸钠、氢氧化钠调整矿浆pH值。探索试验曾以碳酸钠作为矿浆pH调整剂，但由于碳酸钠为强碱弱酸盐，当用量高达10 kg/t时，pH值仍不能满足浮选要求。

最终采用NaOH作为矿浆pH调整剂。矿石中含有少量萤石，NaOH对萤石有一定的抑制作用，其机理为在弱碱性条件下，萤石表面具有较高的负电位，水玻璃在萤石表面形成了亲水的硅酸钙沉淀。当pH＞10.5时，水玻璃在萤石表面上吸附量增加，增强了对萤石的抑制作用。氢氧化钠用量试验结果如图4所示。

图4 氢氧化钠用量试验结果Fig.4 Testing results for sodium hydroxide dosages

由图4试验结果可知，随着NaOH用量的增加，矿浆pH值不断提高，钨粗精矿中WO3品位和回收率也不断的提高。当NaOH的用量超过1 200 g/t，继续增加氢氧化钠用量，对钨粗精矿的品位影响不大，但对钨粗精矿中WO3回收率却有影响，故适宜的矿浆pH值为10.5左右，此时适宜的NaOH用量为1 200 g/t。

2.4 捕收剂种类筛选试验

氧化石蜡皂广泛用于白钨和其他氧化矿和某些非金属矿的浮选，常用氧化石蜡皂的主要缺点是在较低的温度浮选时，浮选效果较差。改进后731氧化石蜡皂对白钨的捕收性能较好，浮选效果受温度的影响较小，但存在用量大，选择性差等缺点。在此基础上改进生产的733氧化石蜡皂，对白钨矿的选择性和捕收能力都较好。

为考查731、733氧化石蜡皂以及改性脂肪酸对白钨矿选别指标的影响，进行了对比试验，结果如表2所示。

表2 捕收剂种类筛选试验结果Tab.2 Screening test results for determining collector type

从试验结果可以看出，改性脂肪酸捕收能力和选择性都较差，733氧化石蜡皂对白钨矿的选别效果较好，当用量为400 g/t时，钨粗精矿WO3品位为5.9%，回收率为73.6%。

2.5 捕收剂用量试验

氧化矿捕收剂的最大缺点就是选择性差。当捕收剂用量较小时，不能对目的矿物进行有效回收；用量过大时，又会失去选择性，从而导致脉石矿物上浮，精矿质量下降。为确定733氧化石蜡皂的最佳用量，进行了捕收剂用量试验，试验结果如图5所示。

图5 白钨粗选捕收剂用量试验结果Fig.5 Testing results for collector dosage for roughing scheelite

由图5试验结果可以看出，随着捕收剂用量的增加，白钨粗精矿WO3的回收率逐步提高，但当用量超过600 g/t时，捕收剂选择性变差，白钨粗精矿WO3品位下降。最终确定捕收剂用量为500 g/t，此时，钨粗精矿WO3品位为6.1%，回收率为74.7%。2.6 精选条件试验

精选条件试验中依然以水玻璃作为脉石矿物的抑制剂，采用浓浆调药、稀浆浮选工艺对白钨粗精矿进行精选，粗选尾矿添加适量的捕收剂733氧化石蜡皂进行扫选。试验流程如图6所示，结果见表3。

精选条件试验结果表明，采用预先脱硫、脱硫尾矿采用1次粗选、4次扫选、5次精选的流程是合适的，最终钨精矿WO3品位为64.11%，回收率为56.90%。

图6 精选条件试验流程Fig.6 Testing flowsheet under the featured conditions

表3 精选条件试验结果 %Tab.3 Testing results under the featured conditions

2.7 闭路试验

闭路试验采用预先脱硫，脱硫尾矿经过1次粗选，5次精选、4次扫选的工艺流程进行，闭路试验结果如表4所示。

由于闭路试验中中矿为顺序返回，中矿产品在循环的过程中，浮选药剂逐步积累，对选别指标可能会造成一定的影响。因此，在闭路试验过程中要注意观察浮选现象，及时调整浮选药剂的用量大小。闭路试验指标为：硫精矿WO3品位为0.62%，回收率为2.36%；钨精矿WO3品位为62.29%，回收率为85.65%。

表4 闭路试验结果 %Tab.4 Closed-circuit test results

3 结论

（1）该矿石属于白钨-夕卡岩型钨矿，原矿中主要可回收元素为WO3，脉石矿物以硅酸盐和碳酸盐为主，其他金属含量较低，基本无回收价值。

（2）白钨矿的可浮性和含钙脉石相似，分离较困难，以氢氧化钠作为矿浆的pH调整剂，通过调节pH值，改变矿物表面电位，加强了水玻璃对萤石和其他含钙矿物的抑制作用，实现了白钨矿和脉石矿物的有效分离。

（3）采用预先脱硫、脱硫尾矿以733氧化石蜡皂作为捕收剂常温浮选白钨矿，经过1次粗选，4次扫选、5次精选取得了良好的选别指标。最终闭路试验结果为钨精矿WO3品位为62.29%，回收率为85.65%，论证了试验矿石的可选性，为今后的生产提供技术依据。

[1] 胡岳华，邱冠周，徐 竞，等.白钨矿/萤石浮选行为的溶液化学研究[J].矿冶，1996，5（1）：28-33. HU Yue-hua，QIU Guan-zhou，XU Jing，et al.Study on solution chemistry of flotation behavior of scheelite and fluorite[J].Mining and Metallurgy，1996，5（1）：28-33.

[2] 刘清高，韩兆元，管则皋，等.白钨矿浮选研究进展[J].中国钨业，2009，24（4）：23-27. LIUQing-gao，HAN Zhao-yuan，GUAN Ze-gao.Research processing on scheelite floatation technology[J].China Tungsten Industry，2009，24（4）：23-27.

[3] 赵 磊，邓海波，李仕亮.白钨矿浮选研究进展[J].现代矿业，2009，485（9）：15-17. ZHAO Lei，DENG Hai-bo，LI Shi-liang.Research development of scheelite flotation[J].Modern Mining，2009，485（9）：15-17.

[4] 聂光华，邱盛华.广西某白钨矿选矿试验研究 [J].中国钨业，2010，25（3）：15-18. NIE Guang-hua，QIU Sheng-hua.On mineral processing technology for a scheelite ore in Guangxi[J].China Tungsten Industry，2010，25（3）：15-18.

[5] 凌石生.江西某铜硫钨多金属矿选矿工艺 [J].矿产综合利用，2013，（4）：33-36. LING Shi-sheng.Study on mineral processing technology of certain Cu-S-WO3polymetallic ore in Jiangxi[J].Multipurpose Utilization of Mineral Resources，2013，（4）：33-36.

[6] 韩兆元，高玉德，王国生，等.某铜浮选尾矿中回收白钨的选矿试验研究[J].中国钨业，2013，28（5）：23-27.HAN Zhao-yuan，GAO Yu-de，WANG Guo-sheng，etal. Recovering scheelite from copper floatation tailings[J].China Tungsten Industry，2013，28（5）：23-27.

[7] AKNAZAROVA T V.Use of 4，5，6，7-tetrahydrobenzo thiophene-3-carbohy droxamic acid flotation of scheetite[J].Dokil Akad Nauk SSR，1990，33（4）：244-246.

[8] HU Yue-hua，XU Zheng-he.Interactions of amphoteric amino phosphoric acids with calcium-containing minerals and selective flotation[J].International Journal of Mineral Processing，2003，72 （1/4）：87-94.

Experimental Beneficiation Test of a Scheelite Ore in Southern Jiangxi

DAI Xian-ren1,WANG Zhou-he1,ZHANG Xian-ce2
(1.Tongling Non-ferrous Metal Technology Center,Tongling 244000,Anhui,China;2.Tong Guan Huang Shi Lao Gold Ore,Tongling 244000,Anhui,China)

Some tungsten resources have been found through the deep prospecting with the improved exploration technology.To determine the process flow and ore dressing indexes beneficiation tests were performed for rational development of resources.Based on the characteristics of the tungsten ore(mostly are silicate and carbonate),the combined technology of desulfurization,and normal temperature flotation process of scheelite in desulfurization tailings with sodium hydroxide as slurry pH regulator,sodium silicate as inhibitors of gangue minerals,733 oxidized paraffinum sodium salt as collector was applied accompanied with favorable separating effects.Closed-circuit test index for the WO3of tungsten concentrate grade was 62.29%,the recovery was 85.65%.It demonstrates the optional nature of the ore,which provides the technical basis for the future industrial production.

scheelite;733 oxidized paraffinum sodium;sodium silicate;normal temperature flotation

TD952

A

10.3969/j.issn.1009－0622.2015.05.011

2015-08-21

代献仁（1981-），男，河南鹿邑人，工程师，主要从事选矿试验及工艺研究。

王周和（1965-），男，安徽怀宁人，高级工程师，主要从事选矿试验研究及选厂工艺设计等工作。