江西某钨锡混合精矿浮选分离试验研究

池平山　陈　鑫

(江西省会昌县矿产资源管理局)



·矿物加工工程·

江西某钨锡混合精矿浮选分离试验研究

池平山陈鑫

(江西省会昌县矿产资源管理局)

江西某钨锡选厂重选粗精矿WO3和Sn含量分别为25.20%和19.03%，钨主要以黑钨矿的形式存在，锡主要以锡石矿物产出。为实现该混合精矿中钨矿物与锡矿物的有效分离，以该钨锡混合精矿为研究对象，进行了钨锡分离试验。结果表明，采用“抑锡浮钨”的浮选工艺流程能较好地分离该混合精矿中的钨矿物与锡矿物，1粗3精2扫闭路试验流程处理试样，获得了WO3品位为55.64%、回收率为88.43%的钨精矿和Sn品位为40.53%、回收率为98.20%的锡精矿，钨精矿含Sn较低，仅为0.32%，分离指标较理想。

黑钨矿锡石浮选分离

钨是我国具有战略意义的稀有金属资源，由于其良好的物理化学特性，广泛应用于建筑、交通、电子、军工、航天等领域。我国的钨资源丰富，占世界总储量的60%左右[1]。锡是人类发现并利用最早的金属之一，由于其熔点低、耐腐蚀等性质，在合金制造、半导体、航天航空等领域具有广泛的用途，我国锡资源储量居世界前列，但由于近几年的无序开采，导致我国锡矿山的后备资源出现不足[2]。

由于黑钨矿和锡石的密度较大，目前，我国主要采用以重选为主的方法回收钨锡[3-4]，但黑钨矿与锡石的密度相近，常规的重选作业通常只能获得钨锡混合精矿，无法实现黑钨矿与锡石的有效分离。由于黑钨矿具有弱磁性，因此可采用强磁选的方法分离黑钨矿与锡石，但强磁选对钨细泥等微细粒产品的处理效果较差[5]。因此，加强钨锡浮选分离工艺的研究，对提高钨锡回收率及经济效益有着十分重要的意义。

江西某钨锡选厂重选混合精矿WO3和Sn含量分别为25.20%和19.03%，为实现混合精矿中钨矿物与锡矿物的有效分离，以该混合精矿为研究对象，采用浮选工艺进行了钨锡混合精矿分离试验，并取得了较好的分离指标。

1　试样、试验设备及药剂

1.1试样

试样为江西某选厂钨锡重选粗精矿，矿石中有用矿物为黑钨矿、白钨矿、锡石，脉石矿物主要有石英、云母、方解石，以及少量的长石、萤石、绿泥石、黄铁矿等。试样主要化学成分分析结果见表1，锡、钨物相分析结果见表2、表3，筛析结果见表4。

表1　试样主要化学成分分析结果 %

表2　锡物相分析结果 %

表3　钨物相分析结果 %

表4　试样筛析结果

由表1～表4可知，试样WO3和Sn含量分别为25.20%和19.03%；钨矿物以黑钨矿为主，白钨矿含量较低，仅占8.64%；锡主要以锡石矿物产出，矿物类型较单一；钨、锡矿物嵌布粒度较细，-200目占81.45%，主要集中在200～325目粒级。

1.2试验设备、药剂

试验所用主要设备有XMQ240 mm×90 mm锥形球磨机，XFD、XFG型实验室用浮选机、SLon-100周期式脉动高梯度强磁机等。

试验主要药剂有丁基黄药、碳酸钠、水玻璃、淀粉、硝酸铅、苯甲羟肟酸(GYB)、731、松醇油等，试验用水为民用自来水。

1.3试验流程

为实现试样中钨锡矿物的有效分离，进行了探索性试验，分别考察了抑钨浮锡工艺流程、抑锡浮钨工艺流程以及高梯度强磁选工艺流程对钨锡分离指标的影响[6-8]。探索性试验结果表明，抑钨浮锡流程可以获得较高质量的锡精矿，但钨精矿的WO3品位较低，且Sn的含量较高；高梯度强磁选流程所得钨精矿和锡精矿互含比较严重，钨锡分离指标较差；抑锡浮钨流程可以获得较高质量的钨精矿和锡精矿，且精矿互含较少，分离指标较好。因此，采用抑锡浮钨流程进行选矿试验。由于试样S含量较高，钨锡分离浮选前需进行浮选脱硫。

2　试验结果与分析

2.1脱硫浮选丁基黄药用量试验

为消除可浮性较好的硫化矿物对钨、锡精矿质量的影响[9]，在分离浮选前先进行脱硫浮选。丁基黄药是硫化矿浮选的常用捕收剂，捕收能力较强[10]，试验以丁基黄药为脱硫浮选的捕收剂，其用量对脱硫浮选指标的影响见图1。

图1　丁基黄药用量对脱硫浮选指标的影响○—S品位；●—S回收率；▲—WO3回收率；◆—Sn回收率

由图1可知，随着丁基黄药用量的增加，硫精矿S回收率上升，S品位下降，WO3和Sn在硫精矿中的损失率上升。综合考虑，确定丁基黄药用量为80 g/t。对应的WO3和Sn在硫精矿中的损失率分别为2.36%和1.02%。

2.2钨锡分离试验

钨锡浮选分离试验的给矿为脱硫浮选尾矿，采用抑锡浮钨的工艺流程，以碳酸钠为矿浆pH调整剂，在弱碱性环境中，以水玻璃为脉石矿物的抑制剂，可溶性淀粉为锡石的抑制剂，硝酸铅为黑钨矿活化剂进行分离浮选，试验分别考察了碳酸钠用量、捕收剂种类及用量、水玻璃用量、可溶性淀粉用量、硝酸铅用量对钨锡分离浮选指标的影响。试验采用1次粗选流程。

2.2.1碳酸钠用量试验

有用矿物的充分上浮需要在适宜的矿浆pH环境下，文献[11]表明，黑钨矿适宜在弱碱性环境下浮选。碳酸钠用量试验的水玻璃用量为1 000 g/t，可溶性淀粉为800 g/t，捕收剂GYB为500 g/t，硝酸铅为600 g/t，试验结果见图2。

由图2可知，随着碳酸钠用量的增加，钨粗精矿WO3回收率上升，WO3品位先上升后下降，Sn品位波动较小，Sn回收率上升；当碳酸钠用量为 1 600 g/t时，WO3品位达到最大、回收率也较高，碳酸钠用量超过1 600 g/t时，Sn回收率的增幅上升。综合考虑，确定碳酸钠用量为1 600 g/t，对应的钨粗精矿WO3品位为38.62%、回收率为85.43%。

图2　碳酸钠用量对钨粗精矿指标的影响□—WO3品位；○—Sn品位；■—WO3回收率；●—Sn回收率

2.2.2水玻璃用量试验

水玻璃是黑钨矿浮选常用的脉石矿物抑制剂，对硅酸盐矿物及方解石等有较强的抑制作用[12]，且强碱弱酸盐水玻璃有利于弱碱性矿浆环境的形成。水玻璃用量试验的碳酸钠用量为1 600 g/t，可溶性淀粉为800 g/t，GYB为500 g/t，硝酸铅为600 g/t，试验结果见图3。

图3　水玻璃用量对钨粗精矿指标的影响□—WO3品位；○—Sn品位；■—WO3回收率；●—Sn回收率

由图3可知，随着水玻璃用量的增加，钨粗精矿WO3品位上升、回收率下降；在整个水玻璃用量范围内，钨粗精矿Sn品位及回收率波动较小。综合考虑，确定粗选水玻璃用量为1 000 g/t，对应的钨粗精矿WO3品位为38.62%、回收率为85.43%。

2.2.3可溶性淀粉用量试验

抑制剂是影响分离浮选指标的重要因素，试验采用可溶性淀粉为锡石抑制剂。可溶性淀粉用量试验的碳酸钠用量为1 600 g/t，水玻璃为1 000 g/t，GYB为500 g/t，硝酸铅为600 g/t，试验结果见图4。

由图4可知，随着可溶性淀粉用量的增加，钨粗精矿WO3品位上升、回收率下降，当可溶性淀粉用量超过1 000 g/t时， WO3回收率下降幅度增大，表明当可溶性淀粉用量过大时，对黑钨矿也产生一定的抑制作用；随着可溶性淀粉用量的增加，钨粗精矿Sn品位小幅下降、回收率先下降后趋于稳定。综合考虑，确定可溶性淀粉粗选用量为1 000 g/t，对应的钨粗精矿WO3品位为39.82%、回收率为84.66%。

图4　可溶性淀粉用量对钨粗精矿指标的影响□—WO3品位；○—Sn品位；■—WO3回收率；●—Sn回收率

2.2.4硝酸铅用量试验

黑钨矿浮选过程中，通常要加入硝酸铅活化黑钨矿，以提高WO3回收率[13]。试验在碳酸钠用量为1 600 g/t，水玻璃为1 000 g/t，GYB用量为500 g/t，可溶性淀粉为1 000 g/t条件下进行，硝酸铅用量试验结果见图5。

图5　硝酸铅用量对钨粗精矿指标的影响□—WO3品位；○—Sn品位；■—WO3回收率；●—Sn回收率

由图5可知，随着硝酸铅用量的增加，钨粗精矿WO3回收率上升、品位先上升后下降，由于过量的Pb2+吸附在脉石矿物表面，使得脉石矿物上浮导致WO3品位下降；在整个硝酸铅用量范围内，钨粗精矿Sn品位波动较小、回收率小幅上升。综合考虑，确定硝酸铅用量为800 g/t，对应的钨粗精矿WO3品位为40.14%、回收率为86.72%。

2.2.5捕收剂试验2.2.5.1捕收剂种类试验

对黑钨矿选择性好、捕收能力强的捕收剂的使用，是实现钨锡分离的关键。在碳酸钠用量为1 600 g/t，水玻璃为1 000 g/t，硝酸铅用量为800 g/t，可溶性淀粉为1 000 g/t，捕收剂的用量均为500 g/t(组合捕收剂731+GYB的质量配合比为2∶1)条件下进行了捕收剂种类选择试验[14]，结果见图6。

图6　捕收剂种类对钨粗精矿指标的影响

由图6可知，731+GYB为捕收剂分类指标最好，因此，选择731+GYB(质量配合比为2∶1)为分离浮选捕收剂，对应的钨粗精矿WO3品位为38.92%、回收率为92.26%。

2.2.5.2731+GYB用量试验

731+GYB用量试验的碳酸钠用量为 1 600 g/t，水玻璃为1 000 g/t，硝酸铅为800 g/t，可溶性淀粉为1 000 g/t，试验结果见图7。

图7　731+GYB总用量对钨粗精矿指标的影响□—WO3品位；○—Sn品位；■—WO3回收率；●—Sn回收率

由图7可知，随着组合捕收剂731+GYB用量的增加，钨粗精矿WO3回收率上升、品位下降，Sn品位和回收率均上升。综合考虑，确定731+GYB总用量为750 g/t，即731+GYB用量为500+250 g/t，对应的钨粗精矿WO3品位为38.02%、回收率为93.74%，Sn品位为2.99%、回收率为9.93%。

2.3闭路试验

在条件试验基础上进行闭路试验，试验流程见图8，试验结果见表5。

由表5可知，采用图8所示的流程处理该试样，可以获得WO3品位为55.64%、回收率为88.43%的钨精矿和Sn品位为40.53%、回收率为98.20%的锡精矿，钨精矿含Sn 量较低，仅为0.32%，分离指标较理想。

图8　闭路试验流程

表5　闭路试验结果 %

3　结　论

(1)江西某选厂钨锡重选粗精矿试样WO3和Sn含量分别为25.20%和19.03%；矿石中有用矿物为黑钨矿、白钨矿、锡石，脉石矿物主要有石英、云母、方解石，以及少量的长石、萤石、绿泥石、黄铁矿等；钨矿物以黑钨矿为主，白钨矿含量较低，仅占8.64%；锡主要以锡石矿物产出，矿物类型较单一；钨、锡矿物嵌布粒度较细，-200目占81.45%，主要集中在200～325目粒级。

(2)抑锡浮钨工艺流程能够较好地实现试样中钨锡矿物的分离。试样经脱硫浮选除去硫化矿物，以碳酸钠为pH调整剂，水玻璃为脉石矿物抑制剂，可溶性淀粉为锡石抑制剂，以731+GYB(质量配合比为2∶1)为黑钨矿捕收剂，经1粗3精2次扫、中矿顺序返回流程处理，最终获得了WO3品位为55.64%、回收率为88.43%的钨精矿和Sn品位为40.53%、回收率为98.20%的锡精矿，钨精矿含Sn 量较低，仅为0.32%，分离指标较理想。

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Study on Flotation Separation of a Tungsten and Tin Mixed Concentrate from Jiangxi

Chi PingshanChen Xin

(Mineral Products Resources Administration of Huichang County, Jiangxi Province)

There is 25.20% WO3and 19.03% Sn in a gravity rough concentrate from a tungsten and tin plant from Jiangxi. Tungsten mainly exists in form of wolframite and the tin occurs in cassiterite. Tungsten and tin separation tests were conducted to realize effective separation of tungsten and tin in the mixed concentrate using the tungsten and tin mixed concentrate as research object. Results indicated that by "tin depression and tungsten flotation" flotation process can well separate tungsten mineral and tin mineral of the mixed concentrate. Tungsten concentrate with WO3grade of 55.64% and recovery of 88.43%, tin concentrate with Sn grade of 40.53% and recovery of 98.20%, and there is little tin in tungsten concentrate, only 0.32%, separation index is ideal.

Wolframite, Cassiterite, Flotation separation

2016-06-26)

池平山(1966—)，男，工程师，江西省赣州市会昌县上渡街1号。