江西某低品位白钨矿选矿试验研究

赵　义，彭会清，周新军，廖　祥（武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北武汉430000）

江西某低品位白钨矿选矿试验研究

赵义，彭会清，周新军，廖祥
（武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北武汉430000）

摘要：江西某白钨矿钨品位低，含钙脉石复杂。针对该矿石特点，采用“优先浮硫化矿-重选-常温粗选-加温精选”联合工艺，选用Na2CO3为pH调整剂，水玻璃为脉石抑制剂，BK-418为白钨矿捕收剂。试验结果表明，原矿含钨（0.18 %）情况下，采用此工艺能够获得含钨67.56 %、回收率达71.45 %的钨精矿。试验结果可以作为建厂设计的技术依据。采取了预先脱硫和重选富集措施，降低了整个浮选工艺药剂总用量，有利于环境保护、减少选矿成本和提高企业效益。

关键词：白钨矿；重选；浮选；联合流程

中国钨资源丰富，多年来，钨矿业为中国工业的发展作出了巨大贡献，但随之而来的钨资源开发问题也不少。随着黑钨资源的逐渐枯竭，不少黑钨矿山相继闭坑或停产，黑钨矿产量显著下降，亟待加大对白钨矿开发研究的力度，以保证钨精矿产量和国民经济发展对钨精矿需求的供应[1-2]。江西某钨矿含钨0.18%，其中白钨占总钨的95.28%，白钨矿嵌布粒度较粗，部分白钨矿与黑钨、黄铜矿复杂连生，或呈粒状嵌布于脉石中；黑钨矿嵌布粒度细微，主要呈粒状或细小柱状浸染分布于云母等脉石中，浮选回收困难。

1　矿石性质

矿石中的主要金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、白钨矿、黑钨矿，以及少量的磁黄铁矿、闪锌矿、辉铜矿、铜蓝、辉钼矿、毒砂、锰矿物等；非金属矿物主要有石英、云母、黏土矿物、长石、萤石，少量石榴石、绿泥石、锡石、符山石、透闪石、电气石等。

白钨矿是矿石中最主要的钨矿物，常呈不规则粒状及粒状集合体分布在脉石矿物中，白钨矿的粒度分布范围较大，有的局部富集，细粒不到0.01 mm，粗粒集合体可达近2mm，主要集中于0.02～0.15mm；黑钨矿的嵌布粒度最细，主要以细粒为主，细粒部分占58.25 %，微粒部分高达10.21 %，但这部分黑钨矿主要被包裹在白钨矿中；黄铜矿多呈不规则粒状嵌布在脉石中，少量呈脉状分布，嵌布粒度较细，主要分布在0.01～0.10mm之间，少量粗粒者可达0.5mm；黑钨矿嵌布粒度细微，主要呈粒状或细小柱状浸染分布于云母等脉石中，浮选回收困难。原矿化学元素分析结果见表1，钨物相分析见表2。

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

表2钨物相分析结果%Tab.2 Results of tungsten phase analysis

2　试验结果

2.1选矿试验方案的确定

工业矿物学研究表明：有部分白钨矿粒度较细，较难完全单体解离；其次，含钙脉石矿物萤石、磷灰石、榍石，因为都具有相同的+2价Ca离子，会对白钨矿的浮选富集造成不利影响。

针对该矿石的特点，考虑到该矿石中含有一定量的硫化矿，先对原矿进行硫化矿浮选试验，不仅可以降低硫化矿对白钨矿浮选的影响，还可以更高效的利用资源，提高经济效益。故制定了“浮硫化矿-重选-浮选”的流程方案。

2.2硫化矿浮选试验结果

浮选脱硫试验分别进行了磨矿细度、抑制剂、捕收剂、起泡剂的用量试验。条件试验结果表明：在磨矿细度-0.074 mm占55 %的条件下，以水玻璃为硫化矿粗选抑制剂，丁基黄药为硫化矿捕收剂，2#油为起泡剂，对硫化矿的浮选效果较好。试验流程如图1所示，试验结果如表3所示。

图1　脱硫工艺流程Fig.1 Desulphurization technological process

表3铜硫混浮试验结果%Tab.3 Floating test results of copper sulfur mixed

2.3重选试验

为了减少白钨矿浮选处理量，试验先对浮硫尾矿进行重选抛尾。试验流程如图2所示，试验结果如表4所示。

图2　重选试验流程Fig.2 Gravity concentration test process

由表4可知经过重选处理后可以得到含钨0.27 %、回收率93.84 %白钨矿浮选给矿（重选精矿和-0.074 mm），重选预富集试验在提高了白钨矿浮选入选品位的同时，也大大减少了白钨矿浮选的给矿量，为后续浮选流程降低浮选药剂用量和选矿的成本创造了有利条件。

表4重选试验结果%Tab.4 Test results of gravity concentration

2.4白钨粗选试验

2. 4. 1碳酸钠用量试验

白钨矿浮选中的难题是将白钨和与其可浮性相似的含钙矿物分离，pH调整剂的选择主要以脉石的种类来确定。用脂肪酸类捕收剂进浮选时，在碱性pH值范围内，常用的pH值调整剂有氢氧化钠和碳酸钠[3]，不同的脉石矿物，调整剂的选择也是不同。前者适用于脉石矿物以萤石为主的白钨矿，后者适用含硅酸盐或方解石较多的白钨矿[4]。同时，碳酸钠具有调节矿浆碱度，改变白钨矿表面电性，并能消除矿浆中Ca2+、Mg2+等多种有害离子对白钨矿浮选的影响，加快白钨矿浮选速率[5]，分散矿泥，与水玻璃产生协调作用[6-7]，强化对脉石矿物的抑制。试料的脉石矿物以石英为主，故选择碳酸钠为pH调整剂，试验流程见图3，固定硅酸钠用量为5 000 g/t、BK-418用量为400 g/t，试验结果如图4所示。

图3　钨粗选试验流程Fig.3 Tungsten roughing test process

图4　碳酸钠用量对白钨粗选的影响Fig.4 Effects of sodium carbonate dosage on scheelite roughing

由图4可知，随着碳酸钠用量增加，钨粗精矿品位下降，回收率明显上升。当碳酸钠用量达到1600g/t以后，钨粗精矿回收率上升较慢。因此，综合考虑选取碳酸钠用量为1 600 g/t。

2. 4. 2水玻璃用量试验

白钨矿中萤石、方解石等含钙脉石无法有效分离是影响钨精矿品位的主要原因。在分离过程中，水玻璃对萤石、方解石及白钨矿等含钙矿物均有抑制作用，并且也有分散作用，其用量对白钨矿浮选的影响很大，水玻璃用量小，不能有效抑制脉石矿物，钨粗精矿品位偏低；水玻璃用量大，白钨矿也会受到抑制[8]，钨回收率降低。因此，需确定水玻璃的合理用量。水玻璃用量试验流程同见图3，固定碳酸钠用量为1 600 g/t、BK-418用量为400 g/t。试验结果如图5所示。

图5　水玻璃用量对白钨粗选的影响Fig.5 Effect of water glass dosage on scheelite roughing

由图5可知，随着水玻璃用量的增加，钨粗精矿品位上升，回收率降低。综合考虑选取水玻璃用量为4 000 g/t。

2. 4. 3捕收剂用量试验

BK-418捕收剂是北京矿冶研究总院研发的一种新型高效钨矿物的捕收剂，特别针对是白钨矿，该捕收剂具有捕收力强、选择性好的特点。固定碳酸钠用量为1 600 g/t、水玻璃用量为4 000 g/t。试验结果见图6。

图6　捕收剂用量对白钨粗选的影响Fig.6 Effect of collector dosage on scheelite roughing

由图6可知，随着捕收剂用量的增加，钨粗精矿品位下降，回收率增加，当捕收剂用量为400 g/t时，在增加捕收剂用量，粗精矿回收率增加不大，品位下降较多。因此，综合考虑选取捕收剂用量为400 g/t。

2.5白钨粗精矿的加温精选

白钨粗精矿的精选是白钨浮选的重点。试验采用加温精选法，该方法适应性强，稳定性较好，可获得品位和回收率都较高的钨精矿，是白钨矿与萤石、石榴子石等含钙脉石矿物精选分离的有效方法[9-10]。

白钨粗精矿经过两次精选后得到的钨精矿浓缩到50 %左右的浓度，进行加温搅拌不同水玻璃用量的精选试验。试验流程见图7，试验结果见图8。

图7　钨加温精选试验流程Fig.7 Tungsten heating selection test process

图8　水玻璃用量对钨加温精选的影响Fig.8 Effect of water glass dosage on tungsten heating selection

由图8可知，随着水玻璃用量的增加，钨精矿品位逐渐上升，回收率下降，当水玻璃用量为4 500 g/t时，钨精矿指标较好，在增加水玻璃用量，钨品位升高不明显，回收率下降显著。综合考虑，钨加温精选水玻璃用量为4 500 g/t。

2.6全流程闭路试验

根据上述条件试验和开路流程试验的基础上，进行了全流程闭路试验。试验流程见图9，试验结果见表5。由表5可知，在原矿含WO30.18 %时，经过全流程闭路试验可以获得品位16.23 %、回收率78.20 %的Cu精矿和品位67.56 %、回收率71.45 %的钨精矿。

3　结　语

图9　闭路试验流程Fig.9 Closed-circuit test process

表5闭路试验结果%Tab.5 Testing result of closed-circuit process

江西某钨多金属矿，矿物组成复杂，种类繁多。钨原矿品位仅0.18 %且嵌布特征复杂，脉石中含钙矿物多，属复杂难选低品位钨多金属矿。白钨为主要回收对象，还可综合回收黄铜矿。

根据该矿矿石特征，对浮硫尾矿进行重选抛尾，可以抛弃产率为39.30 %、WO3含量为0.027 %、WO3金属损失率为6.03 %的重选尾矿。不仅提高了白钨矿浮选给矿品位，降低了白钨浮选的给矿量，而且降低了整个浮选工艺药剂总用量，更利于节约成本和环境保护。

采用“脱硫浮选一重选抛尾一浮选”的浮一重一浮联合工艺流程，可获得WO3品位67.56 %、回收率71.45 %的钨精矿；还综合回收了含Cu 16.23 %、回收率78.20 %的铜精矿，提高了资源利用率。试验结果可作为建厂设计的技术依据。参考文献：

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Experimental Research on Beneficiation of a Low-grade Scheelite in Jiangxi

ZHAO Yi, PENG Hui-qing, ZHUO Xin-jun, LIAO Xiang
(College of Resource and Environment Engineering, Wuhan University of Technology, Wuhan 430070, Hubei, China)

Abstract:A Scheelite Ore from Jiangxi is low -grade and complex in composition. In light of the properties of the ore, a combined flowsheet of "preferential flotation of sulfide minerals -gravity separation -roughing in normal temperature-clear in high temperature" was applied to beneficiate the ore. In the roughing stage, Na2CO3was used as pH modifier, Na2SiO3as gangue depressor, and BK-418 as collector. The test results shows: by using this combined flowsheet, a tungsten concentrate with the grade of 60.35 % and the recovery of 66.33 % could be obtain from the raw ores with wolfram grade of 0.18 %. This flowsheet is environment-friendly with reduced processing cost, improved efficiency and reduced beneficiation reagents dosages. Roughing enrichment measures of pre -desulfurization and gravity separation are adopted.

Key words:scheelite；gravity separation；flotation；combined flow-sheet

DOI：10.3969/j.issn.1009－0622.2015.02.006

通讯作者：彭会清（1956-），江西景德镇人，教授，博导，主要从事浮选技术和磁选工艺研究。

作者简介：赵义（1991-），湖北咸宁人，硕士研究生，研究方向为多金属矿矿物加工。

收稿日期：2014-10-27

文献标识码：A

中图分类号：TD952