湖南某高钙型钨萤石矿综合回收新工艺研究

谭俊峰

(湖南玛瑙山矿业有限公司)

钨和萤石是我国重要的战略矿产资源[1-6]，我国赋存有大量的高钙型钨萤石矿，其主要含有白钨、萤石及方解石等含钙矿物，因3种含钙矿表面物理化学特性相似，且方解石含量高，浮选分离难度较大[6-8]。高钙型钨萤石矿传统浮选工艺主要采用优先选钨再浮萤石流程，钨粗选时需要加入大量的水玻璃抑制萤石和方解石，导致后续萤石浮选时可浮性较差[2,4-5]，回收率难以提升。因此，研究采用钨、萤石等可浮—钨、萤石分离浮选流程，通过加入具有良好选择性的白钨与萤石的捕收剂以及效果较好的方解石抑制剂，先进行钨、萤石等可浮，再进行钨和萤石分离，对提高高钙萤石矿的萤石回收率具有重要意义。

湖南郴州某高钙型钨萤石矿中主要含有白钨矿、萤石及含钙脉石矿物(主要为方解石、白云石)共生关系密切，嵌布粒度粗细不均，属于典型的难选高钙型钨萤石矿。本文研究了钨萤石浮选综合回收工艺，重点研究了单独或组合使用水玻璃、改性水玻璃、六偏磷酸钠、LR(液体)、LK(固体)等不同抑制剂对白钨矿、萤石和含钙脉石矿物浮选分离的影响。试验结果表明，选用组合抑制剂水玻璃与LR(液体)、改性水玻璃与LK(固体)为含钙脉石矿物的抑制剂，采用钨、萤石等可浮—钨、萤石分离工艺，可实现钨、萤石的高效综合回收。

1 矿石性质

矿石肉眼下为灰白色，可见金属矿物主要呈星点状、浸染状、条带状、不连续脉状分布，少数呈块状构造。经偏光显微镜下鉴定，矿石中金属矿物主要有白钨矿、黄铁矿、锡石、方铅矿、铁闪锌矿、磁铁矿、褐铁矿；非金属矿物主要有石英、方解石、白云石、萤石、斜长石、黑云母、白云母、绢云母、绿泥石等。

矿石中的白钨矿多以单晶或集合体与石英、萤石等呈浸染状、细脉状、团块状、细脉浸染状连生在一起。钨矿物嵌布粒度粗细不均，粒径0.01～0.50 mm。矿石主要化学成分分析结果见表1，钨物相分析结果见表2。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

表2 钨物相分析结果 %

2 试验结果与分析

2.1 钨、萤石等可浮流程

钨萤石等可浮条件试验流程见图1。

图1 钨、萤石等可浮条件试验流程

2.2 钨、萤石等可浮流程碳酸钙抑制试验

2.2.1 水玻璃用量条件试验

在磨矿细度为-0.074 mm 75%、捕收剂SJ用量600 g/t、碳酸钠用量2 000 g/t、LR总用量1 800 g/t的条件下进行抑制剂水玻璃用量试验，结果见图2。

图2 水玻璃用量试验结果

由图2可见，随着水玻璃总量的增加，钨粗精矿中WO3和CaF2品位提高，WO3和CaF2回收率均下降；当水玻璃总量超过5 000 g/t后，钨粗精矿中WO3和CaF2回收率下降趋势更明显；因此，最终确定水玻璃的最佳用量为5 000 g/t。

2.2.2 LR用量条件试验

在磨矿细度为-0.074 mm75%、捕收剂SJ用量600 g/t、碳酸钠用量2 000 g/t、水玻璃总用量5 000 g/t的条件下进行抑制剂LR用量试验，结果见图 3。

图3 LR用量试验结果

由图3可见，随着抑制剂LR用量的增加，钨粗精矿中WO3和CaF2品位提高，WO3和CaF2回收率均下降；当LR用量超过1 800 g/t后，钨粗精矿中WO3和CaF2回收率下降趋势更明显；因此，最终确定LR的最佳用量为1 800 g/t。

2.3 萤石浮选流程碳酸钙抑制试验

萤石浮选的给矿为钨萤石等可浮选的中矿产品，萤石浮选抑制剂条件试验流程见图4。

图4 萤石浮选条件试验流程

2.3.1 改性水玻璃用量试验

固定粗选捕收剂油酸用量为600 g/t，LK(固体)总用量250 g/t的条件下进行抑制剂改性水玻璃用量试验，结果见图5。

图5 改性水玻璃用量试验结果

由图5可见，随着抑制剂改性水玻璃用量的增加，萤石精矿中CaF2品位提高，CaF2回收率下降；当改性水玻璃用量超过3 000 g/t后，萤石精矿CaF2品位提高不明显，但回收率下降趋势明显；因此，最终确定改性水玻璃最佳用量为3 000 g/t。

2.3.2 LK用量试验

固定粗选捕收剂油酸用量为600g/t、抑制剂改性水玻璃用量3 000 g/t的条件下进行LK(固体)总用量试验，结果见图6。

图6 LK用量试验结果

由图6可见，随着抑制剂LK用量的增加，萤石精矿中CaF2品位提高，CaF2回收率下降；当LK用量超过250 g/t后，萤石精矿CaF2品位提高不明显，但回收率下降趋势明显；因此，确定LK的最佳用量为250 g/t。

2.4 钨萤石综合回收工艺对比试验

针对矿石中钨、萤石、碳酸盐矿物可浮性相近的性质特征，对常规的钨萤石优先顺序浮选工艺与钨萤石等可浮—萤石浮选新工艺进行对比试验研究。常规钨萤石浮选工艺原则流程见图7，新工艺钨萤石浮选工艺流程见图8，试验结果见表3。

图7 常规钨萤石浮选工艺流程

图8 钨萤石浮选新工艺流程

由表3可知，采用新工艺钨萤石浮选工艺流程处理矿石，最终获得了钨粗精矿中WO3含量为2.11%，CaF2含量为78.45%，钨回收率为78.91%，萤石回收率38.74%；萤石精矿中CaF2含量为90.21%，萤石合计总回收率84.52%，较好地实现了钨和萤石的综合回收。比常规钨萤石浮选工艺获得的萤石合计回收率高约9个百分点。对钨萤石浮选新工艺获得的钨粗精矿进行加温精选试验，结果表明，钨加温尾矿中CaF2含量为75%以上，且钨精矿中WO3含量为50%以上，说明新工艺对钨精矿品位影响不大，且可以获得一个萤石精矿产品，大幅度提高萤石的回收率。

表3 钨、萤石综合回收工艺闭路试验结果对比

3 结 论

(1)湖南郴州某高钙型钨萤石矿WO3品位为0.352%，CaF2品位为26.45%，矿石中金属矿物主要有白钨矿、黄铁矿、锡石、方铅矿、铁闪锌矿、磁铁矿、褐铁矿；非金属矿物主要有石英、方解石、白云石、萤石、斜长石、黑云母、白云母、绢云母、绿泥石等。白钨矿多以单晶或集合体与石英、萤石等呈浸染状、细脉状、团块状、细脉浸染状连生在一起。钨矿物嵌布粒度粗细不均，粒径为0.01～0.50 mm。由于含钙矿物可浮性相近，导致白钨矿、萤石、碳酸钙之间浮选分离困难。

(2)矿石在磨矿细度为-0.074 mm 75%的情况下，经过钨萤石等可浮选进行1粗5精3扫，扫选精矿、精选中矿2到精选中矿5及精选中矿1扫选精矿顺序返回，精选中矿1扫选后尾矿进行萤石浮选，萤石浮选进行1粗6精2扫中矿顺序返回流程处理，最终获得的钨粗精矿中WO3含量为2.11%，CaF2含量为78.45%,钨回收率为78.91%，萤石回收率38.74%；萤石精矿中CaF2含量为90.21%，萤石合计总回收率84.52%，较好地实现了钨和萤石的综合回收。

(3)钨粗精矿加温精选试验结果表明，钨加温尾矿中CaF2含量为75%以上，且钨精矿中WO3含量为50%以上。该流程对钨选矿指标没有影响，且可以大幅度提高萤石的回收率。