陕西某含铋白钨矿选矿试验研究

雷大士，王宇斌，郭月琴，李 青，文 堪

（1.西安建筑科技大学 材料与矿资学院，陕西 西安 710055；2.西安西北有色地质研究院有限公司，陕西 西安 710055）

陕西某含铋白钨矿选矿试验研究

雷大士1，王宇斌1，郭月琴2，李 青2，文 堪1

（1.西安建筑科技大学 材料与矿资学院，陕西 西安 710055；2.西安西北有色地质研究院有限公司，陕西 西安 710055）

陕西某钨矿属于钨铋多金属矿，该矿中白钨矿与脉石矿物连生关系密切，含铋矿物氧化率较高，且辉铋矿等含铋矿物多沿白钨矿裂隙充填分布，白钨矿与辉铋矿均性脆易泥化，导致钨铋难以分离回收。研究确定采用分级—跳汰抛尾—摇床精选—粗精再磨—钨铋分离的工艺流程回收钨、铋。在给矿钨、铋品位分别为1.39%、0.096%时，可获得品位为66.79%、回收率为90.81%的Ⅰ级白钨精矿和品位为21.97%、回收率为68.91%的Ⅴ级铋精矿。通过试验该钨铋多金属矿获得了较理想的选矿指标。该研究对类似矿石的选别具有一定的参考意义。

钨铋多金属矿；跳汰抛尾；重选-浮选联合工艺；钨铋分离

近年来白钨行业市场持续低迷，而白钨矿中其他有价元素的回收既能避免资源浪费，又能提高矿山的经济效益，因此关于这方面的研究越来越受到重视，尤其是含铋白钨多金属矿中有价元素的高效回收逐渐成为研究热点[1-5]。含铋白钨矿的常用选别工艺主要以浮选为主，但该工艺药剂制度较为复杂，且要求的磨矿细度较细，同时白钨矿和辉铋矿均性脆易磨，且容易泥化进而影响钨、铋的分离回收[6-9]。鉴于此，研究采用重选-浮选联合选别流程对陕西某含铋白钨矿开展了钨铋回收试验。

1 矿石性质

岩矿鉴定表明，白钨矿呈他形粒状、不规则粒状等分布于钾长石石英脉中。白钨矿与非金属矿物多形成不规则连生，部分包裹于方解石中，其中方解石的可浮性与白钨矿相差不大，因此会影响白钨矿浮选回收效果。白钨矿的工艺粒度大部分介于0.1～5.0mm，单体粒度较粗，且比重较大，考虑采用重选方法富集钨。辉铋矿等含铋矿物多沿白钨矿裂隙间充填分布，这部分可通过磨矿实现解离，但同时也有一部分细粒的自然铋包裹于白钨矿颗粒中，该部分铋不易解离，而白钨矿性脆易泥化，故钨、铋分离时应注意控制磨矿细度。矿石中钨主要以白钨矿中的钨为主，占90.17%。铋主要以辉铋矿中的铋为主，占65.62%，且其可浮性较好，因此考虑采用浮选方法回收铋；氧化铋中的铋占21.88%，较难通过浮选回收，这部分会影响铋的回收率。原矿化学多元素分析结果见表1，钨、铋物相分析结果如表2和表3。

表1 原矿多元素分析 w/%Tab.1 M ulti-elementary analysis resultsof crudeore

表2 原矿钨物相分析结果 w/%Tab.2 Tungsten phaseanalysisof crudeore

由表1可知，原矿中WO3品位为1.39%，达到了最低工业品位要求，为主要回收元素；铋品位为0.096%，达到了综合回收标准，应考虑综合回收；S品位仅为0.43%，可见原矿中硫化矿含量较少，但由于硫化矿可能在重选或浮选中富集而影响钨精矿的质量，应在试验过程中引起重视。

表3 原矿铋物相分析结果 w/%Tab.3 Bism uth phaseanalysisof crudeore

2 选矿流程选择

该白钨-石英脉型钨矿石中金属种类繁多，脉石矿物主要是石英及含钙矿物等，且钨矿物嵌布粒度较粗，适合采用重选方法进行富集，同时考虑到铋的综合回收，故确定采用“分级—跳汰抛尾—摇床精选—粗精再磨—钨铋分离”的工艺流程回收矿石中的钨、铋[10]。试验流程见图1，-12mm原矿筛分为-12mm+6mm、-6mm+4mm、-4mm+2mm、-2mm+ 1mm和-1mm五个粒级，其中-12mm+6mm、-6mm+ 4mm、-4mm+2mm和-2mm+1mm四个粒级分别进入跳汰作业，获得跳汰精矿经磨矿后与-1mm粒级合并进行摇床精选，获得钨铋混合精矿。钨铋混合精矿再磨后采用浮选进行钨铋分离。

图1 试验流程Fig.1 Flowsheetof experiment

2.1 分级跳汰试验

研究对-12mm+6mm、-6mm+4mm、-4mm+2mm和-2mm+1mm四个粒级分别进行跳汰试验，试验结果见表4。

由表4可知，-12mm+6mm粒级的跳汰抛尾量为98.84%，-6 mm+4 mm粒级的跳汰抛尾量为86.40%，-4mm+2mm粒级的跳汰抛尾量为66.73%，-2mm+1mm粒级的抛尾量为50.36%。-12mm+6mm粒级的回收率为81.93%，因为粒度较粗，一些与脉石矿物连生的白钨矿未充分解离，从而进入尾矿，但该粒级产率较小，相对原矿损失率仅为2.43%。其他各粒级回收率均达到92%以上，-4mm+2mm和-2mm+1mm两个粒级的回收率高达99.10%以上，抛尾效果较为理想。

表4 分级跳汰试验结果Tab.4 Resultsof graded jigging

2.2 摇床精选试验

由于分级跳汰获得的粗精矿粒度较粗，考虑到白钨矿和辉铋矿均性脆、易泥化，故选择磨矿细度为-0.074mm占20%，经磨矿后与-1mm粒级合并进行摇床精选试验，摇床入选物料WO3品位为2.98%，试验流程见图2，试验结果见表5。

由表5可知，经过摇床精选作业，分级摇床精矿合并得到重选精矿，WO3平均品位为58.81%，总回收率达到91.25%，其中Bi品位为3.03%，考虑到铋的综合回收，需对该重选精矿进行钨铋分离试验。

图2 摇床精选试验流程Fig.2 Flowsheetof shaker experiment

表5 摇床精选试验结果Tab.5 Resultsof shaker separation

2.3 钨铋分离试验

2.3.1 磨矿细度试验

重选获得的钨铋混合精矿粒度较粗，根据铋物相分析可知含铋矿物多以硫化物形式存在，且岩矿鉴定分析表明含铋矿物嵌布粒度较细，因此需要再磨。固定条件：硫酸4000g/t，硫酸铜400g/t，丁基黄药150g/t，2#油50 g/t，磨矿细度为变量，试验结果见表6。

表6 磨矿细度试验结果 %Tab.6 Testing resultsof grinding fineness

由表6可知，磨矿细度从-0.074mm占33%增大至62%，铋精矿中铋的品位由15.13%提高至16.97%，铋的回收率从69.96%提高至92.88%，原因是随着磨矿细度的增加，包裹于白钨矿中的铋矿物逐渐解离出来，使得铋精矿品位和回收率逐渐提高，而白钨矿由于性脆则容易过磨泥化，继续提高磨矿细度，反而导致钨精矿的品位和回收率降低。综合考虑钨、铋的回收率，确定磨矿细度为-0.074mm占62%。

2.3.2 硫酸用量试验

该矿石经过分级、跳汰抛尾、摇床精选等作业，其中的硫化钠表面难免沾染微细颗粒或被空气轻微氧化，而硫酸能清洗硫化物表面的氧化薄膜或微细颗粒，使硫化物重新获得良好的可浮性。固定条件：磨矿细度-0.074mm占62%，硫酸铜400 g/t，丁基黄药150 g/t，2#油50 g/t，硫酸用量为变量，试验结果如表7。

由表7可知，随着硫酸用量的增加，铋精矿中铋的回收率先增大后减小，当硫酸用量增加到4 000 g/t时，铋精矿中铋的回收率达到最高值，原因在于该浮选的目的矿物主要是含铋的硫化物矿物，而硫酸能清洗硫化物表面的氧化薄膜或微细颗粒，使硫化物重新获得良好的可浮性，继续增加硫酸用量到6 000 g/t时，铋的回收率反而降低，原因是丁基黄药本身性质不稳定，且pH值越低丁基黄药分解越迅速，逐渐失去捕收能力。综合考虑，确定硫酸用量为4 000 g/t。

表7 硫酸用量试验结果Tab.7 Testing resultsof sulfuric acid dosage

2.3.3 硫酸铜用量试验

硫酸铜具有良好的活化作用，能更好地实现钨铋分离。固定条件：磨矿细度-0.074mm占62%，硫酸4 000 g/t，丁基黄药150 g/t，2#油50 g/t，硫酸铜用量为变量，试验结果如表8。

表8 硫酸铜用量对浮选的影响Tab.8 Effectof copper sulfateon flotation

由表8可知，随着硫酸铜用量的增加，钨精矿中钨的回收率变化不大，而铋精矿中铋的回收率先增大后减小，当硫酸铜用量为400 g/t时，铋的回收率为97.88%，钨的回收率达到最大值为98.08%。综合考虑，故选择硫酸铜用量为400 g/t。

2.3.4 丁基黄药用量试验

试验采用丁基黄药作为捕收剂，固定条件：磨矿细度-0.074mm占62%，硫酸4000g/t，硫酸铜400g/t，2#油50g/t，丁基黄药用量为变量，试验结果如表9。

表9 丁基黄药用量对浮选的影响Tab.9 Effectof butylxanthate dosageon flotation

由表9可知，随着丁基黄药用量的增加，铋的回收率由97.09%增至98.24%，而钨的回收率从98.45%降至97.02%，主要是因为少部分的钨与铋存在连生关系，从而造成部分含铋矿物夹杂着钨进入泡沫产品，导致钨精矿中钨回收率降低。综合考虑钨、铋的回收率，确定丁基黄药用量为150 g/t。

2.4 闭路试验

在开路条件试验的基础上，进行了闭路试验。试验流程如图3，试验结果如表10。

表10 闭路试验结果 %Tab.10 Resultsof closed-circuitexperiments

图3 闭路试验流程Fig.3 Flowsheetof closed-circuitexperim ents

由表10可知，闭路试验可获得WO3品位为66.79%、回收率为90.81%的Ⅰ级白钨精矿，铋品位21.97%、回收率68.91%的Ⅴ级铋精矿。

3 结论

（1）该矿石属钨铋多金属矿，可供回收的元素主要为钨、铋，含量分别为WO31.39%、Bi0.096%。原矿中白钨矿与含钙脉石矿物连生关系密切，白钨矿嵌布粒度较粗，铋矿物多沿白钨矿裂隙间充填分布，采用重选-浮选联合流程能有效地实现钨铋综合回收。

（2）采用分级—跳汰抛尾—摇床精选—粗精再磨—钨铋分离的工艺流程，可获得WO3品位为66.79%、回收率为90.81%的Ⅰ级白钨精矿，铋品位为21.97%、回收率为68.91%的Ⅴ级铋精矿，选矿指标较为理想。

（3）该重选-浮选联合选别流程能够有效回收含铋白钨矿中的钨、铋，且流程较为简单，对类似矿石的选别具有一定的指导意义。

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Beneficiation of a Bismuth-containing Scheelite in Shaanxi

LEIDashi1,WANGYubin1,GUOYueqin2,LIQing2,WENKan1
(1.CollegeofMaterialsand Mineral resources,Xi'an UniversityofArchitectureand Technology,Xi'an 710055,Shaanxi,China;2.Xi'an NorthwestGeological InstituteofNonferrousMetalsCo.,Ltd.,Xi'an 710055,Shaanxi,China)

Tungsten and bismuth in a bismuth-containing Scheelite in Shaanxi are difficult to be separated and recovered due to the following reasons:the close association of Scheelite and gangueminerals,high oxidation rate of bismuth-containingminerals,brittle characteristicsofscheeliteand gypsum ore.A processofgrading-jigging tailshaker selection-coarse fine grinding-tungsten bismuth separation was applied to recover tungsten and bismuth. When thegrade of tungsten and bismuth feedsare1.39%and 0.096%respectively,scheelite concentrate(grade I) with the grade of 66.79%and bismuth concentrate (grade V)with the grade of 21.97%were obtained,with the recovering rates reaching 90.81%and 68.91%.The study has some reference significance for the selection of similarores

tungstenbismuthpolymetallicore;jigging tail;gravity-flotation jointprocess;tungstenbismuthseparation

TD952

A

（编辑：游航英）

10.3969/j.issn.1009－0622.2017.03.006

2017-05-12

陕西省教育厅基金项目（16JK1467）

雷大士（1991-），男，河北石家庄人，硕士研究生，研究方向：资源综合利用。

王宇斌（1972-），男，河南洛阳人，博士，副教授，主要从事资源综合利用及矿物材料方面的研究。