湖南某难选高钙白钨矿选矿技术研究①

罗良飞，刘忠义，赵文坡，李文风，许海峰

（长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙410012）

我国钨矿资源储量丰富［1-2］，截至2016年底，查明钨矿资源储量1 015.95万吨（WO3）。我国钨矿主要分布在湖南、江西、河南、内蒙古、黑龙江、福建、甘肃、福建、广西、广东和云南等地，其中湖南和江西两省占总储量的52%。湖南某钨矿属于典型的高钙难选白钨矿，新建的3 500 t／d选矿厂生产调试钨回收率仅50%左右。本文针对该高钙白钨矿进行了捕收剂和抑制剂研发，并进行了全流程闭路试验，取得了良好的试验指标，可为该矿的下一步技术改造、低成本高效运行提供技术支撑。

1 矿石性质

试验矿样取自湖南某钨矿，其原矿化学多元素分析结果见表1，钨化学物相分析结果见表2。由表1和表2可知，原矿WO3品位0.43%，硫含量1.28%，其他Cu、Mo、Pb、Zn和Bi元素皆因含量较低，综合利用价值不大；银含量18.47 g／t，可考虑综合回收。钨以白钨矿为主，加上赋存于黑钨矿中的WO3，合计分布率达到99.77%。

表2 原矿中钨化学物相分析结果

矿样中主要脉石矿物为石英、方解石、白云石、萤石、闪石、辉石、长石、云母、滑石等。

2 试验方法、试验设备及药剂

选矿厂原设计流程为：一粗一精两扫浮硫，浮硫尾矿经一粗一精一扫得到钨粗精矿，钨粗精矿经浓缩、“彼德洛夫法”高温解吸后一粗五精三扫精得到钨精矿产品。通过现场考查，发现水玻璃用量大是影响粗选段回收率低的主要原因。针对存在的问题，研发了新的药剂，并对药剂制度及流程进行了优化。试验原则流程见图1。

图1 试验原则流程

选矿设备包括XMB-67Φ200 mm×240 mm棒磨机、XFD-63单槽浮选机系列、MS-Φ450矿浆分配器、202-3AB型电热恒温干燥箱、雷兹pH计等。

试验药剂包括市售药剂ZL、丁基黄药、丁铵黑药、松醇油、碳酸钠、水玻璃和自制药剂CY⁃88＃、CN和FS等，其中CY⁃88＃为改性脂肪酸类捕收剂，CN为无机混合调整剂，FS为无机混合抑制剂。

3 选矿试验

3.1 磨矿细度试验

白钨矿浮选常以水玻璃为抑制剂、碳酸钠或氢氧化钠为pH调整剂、改性脂肪酸为捕收剂［3-7］。按图1所示流程，在碳酸钠、水玻璃、丁基黄药、丁铵黑药、松醇油用量分别为1 000 g／t、500 g／t、100 g／t、50 g／t、15 g／t条件下浮硫5 min，浮硫尾矿在碳酸钠、氢氧化钠、水玻璃、捕收剂ZL用量分别为1 000 g／t、500 g／t、5 000 g／t、500 g／t条件下浮钨5 min，考查了磨矿细度对浮选指标的影响，结果见图2。由图2可以看出，磨矿细度-0.075 mm粒级占80%时WO3回收率达到82.83%，继续增加磨矿细度对提高钨回收率效果不显著；同时硫回收率随磨矿细度增加变化不大（仅71%左右）。综合考虑钨精矿品位和回收率及硫脱除率，磨矿细度选择-0.075 mm粒级占80%。

图2 磨矿细度与钨、硫精矿品位与回收率关系

3.2 浮硫条件试验

3.2.1 浮硫调整剂试验

脱硫的目的是减轻含硫矿物对浮钨的影响，同时又要尽量降低钨在硫产品中的损失。按图1所示流程进行了不同调整剂条件下的脱硫试验，结果见表3。由表3可以看出，空白试验、只加碳酸钠或水玻璃或两者都加时，硫与银回收率均低于70%；硫酸作调整剂时硫回收率75.26%，且S品位最高（9.97%）；硫酸铜作调整剂时，硫回收率提高到81.95%；CN作调整剂时浮硫和银效果均较好，硫、银回收率分别达到88.84%和74.80%。选择CN作为浮硫调整剂，用量200 g／t。

表3 脱硫调整剂种类试验结果

3.2.2 浮硫起泡剂种类试验

为了尽可能提高硫脱除率的同时降低钨在硫泡沫中的损失，按图1所示流程，在CN、丁基黄药、丁铵黑药用量分别为200 g／t、100 g／t、25 g／t，浮选时间5 min条件下，进行了浮选起泡剂种类试验，结果见表4。由表4可以看出，起泡剂MIBC比松醇油的上浮产率降低了4.51个百分点，硫精矿提高了2.37个品位、银含量提高了33.35 g／t，浮选效率较高。选择MIBC作为浮硫起泡剂。

表4 起泡剂种类试验结果

3.3 浮钨条件试验

3.3.1 高效抑制剂种类及用量试验

为了提高分选效果，实现含钙矿物与白钨矿的高效分离，按图1所示流程，在碳酸钠用量1 000 g／t、水玻璃用量4 500 g／t、ZL用量300 g／t，浮选时间5 min条件下进行了抑制剂种类筛选试验，结果见表5。由表5可以看出，抑制剂FS效果较好，精矿品位达到了1.78%，分选效率达到66.23%。选择FS作为浮钨抑制剂。

表5 浮钨抑制剂种类试验结果

相同条件下，进行了FS用量试验，结果见表6。由表6可以看出，FS用量低于200 g／t时，精矿富集比不高。适宜的FS用量为300 g／t。

表6 浮钨抑制剂FS用量试验结果

3.3.2 水玻璃用量试验

按图1所示流程，在碳酸钠用量1 000 g／t、FS用量300 g／t、ZL用量300 g／t条件下，进行了水玻璃用量试验，结果见表7。由表7可以看出，水玻璃用量选择4 000～4 500 g／t为宜，该条件下精矿富集比高。

表7 浮钨水玻璃用量试验结果

3.3.3 捕收剂种类及用量试验

按图1所示流程，在碳酸钠用量1 000 g／t、水玻璃用量4 000 g／t、FS用量300 g／t条件下，进行了捕收剂种类试验，捕收剂用量均为300 g／t，结果见表8。由表8可以看出，捕收剂CY⁃88＃分选效果较好，精矿品位达到2.67%，回收率也比较理想。

表8 浮钨捕收剂种类试验结果

相同条件下，浮选时间3 min，进行了CY⁃88＃用量试验，结果见表9。由表9可以看出，随着CY⁃88＃用量增加，精矿产率增加，品位小幅度下降，回收率提高，当CY⁃88＃用量增至300 g／t以后，尾矿品位降低幅度不大，回收率不再继续提高。综合考虑品位与回收率指标，捕收剂CY⁃88＃用量选择300 g／t。

表9 浮钨捕收剂CY⁃88＃用量试验结果

3.4 闭路试验

在条件试验基础上，进行了粗选段闭路试验，试验数质量流程见图3。在优化试验基础上进行了解吸精选段闭路试验，数质量流程见图4。

图3 脱硫浮钨粗选段闭路试验数质量流程

图4 钨精选段闭路试验数质量流程

粗选段采用一粗二精一扫浮硫可以得到硫精矿产率5.27%、S品位21.87%的硫精矿（银含量244 g／t），硫回收率90.17%（银回收率69.20%），钨在硫精矿中损失1.72%；一粗二精二扫浮钨闭路试验可得到产率12.97%、WO3品位2.96%的钨粗精矿，钨回收率89.25%。粗选段尾矿WO3品位0.052%，钨损失率9.03%。

钨粗精矿高温解吸后，经过一粗四精三扫闭路试验可以得到产率0.51%、WO3品位65.56%的钨精矿产品，回收率77.98%；精选段尾矿WO3品位0.39%，钨损失率11.27%。

4 结 论

1）湖南某白钨矿WO3品位0.43%，CaO含量高达23.83%，属于典型的难选高钙白钨矿，采用常规选矿流程及药剂制度生产，回收率55%左右。

2）抑制剂筛选试验结果表明，FS作为高钙矿的高效抑制剂，可以大幅度降低精矿产率，提高粗选段精矿品位，而回收率影响不大。

3）针对高钙白钨矿进行了捕收剂研制，找到了适合本次高钙矿样的高效捕收剂CY⁃88＃，在相同浮选条件下，使用CY⁃88＃比ZL品位高0.65个百分点，回收率高3个百分点。

4）粗选段采用一粗二精一扫浮硫可以得到硫精矿产率5.27%、S品位21.87%的硫精矿（银含量244 g／t），硫回收率90.17%（银回收率69.20%），钨在硫精矿中损失率1.72%；一粗二精二扫浮钨流程闭路试验可得到产率12.97%、WO3品位2.96%的钨粗精矿，钨回收率89.25%。粗选段尾矿WO3品位0.052%，钨损失率9.03%。

5）钨粗精矿高温解吸后，经过一粗四精三扫闭路试验可以得到产率0.51%、WO3品位65.56%的钨精矿产品，回收率77.98%；精选段尾矿WO3品位0.39%，钨损失率11.27%。