郭玉武 魏党生 叶从新 韦华祖

(湖南有色金属研究院，湖南 长沙 410100)

江西某白钨矿选矿工艺研究

郭玉武 魏党生 叶从新 韦华祖

(湖南有色金属研究院，湖南 长沙 410100)

江西某白钨矿矿石中主要有价元素为钨，钨主要以白钨矿形式存在。现场原采用重选工艺回收，生产指标不理想。为提高白钨矿分选指标，进行了系统的选矿试验研究。结果表明，原矿在磨矿细度为-0.074 mm占65%条件下浮选脱硫后，以NaOH+Na2CO3为调整剂、Na2SiO3+GS为抑制剂、731氧化石蜡皂+YK为捕收剂，采用1粗2精2扫预精选—预精选精矿浓缩后经1粗4精2扫—1次2次精选尾矿合并精扫选—精矿返回2次精精选、尾矿返回1次精扫选的工艺流程，获得了WO3品位66.71%、回收率72.91%的钨精矿。根据试验结果对现场工艺进行改造优化后，现场生产获得了WO3品位62.29%、回收率74.21%的钨精矿，较原工艺流程WO3品位和回收率分别提高了10.10和18.86个百分点，钨精矿中硫含量从1.53%降至0.21%，优越性明显。

白钨矿 浮选 新药剂

目前白钨矿回收主要采用重选和浮选2种工艺[1]。对钨矿物含量高、嵌布粒度粗、矿物组成简单的白钨矿，一般采用重选回收，其工艺流程相对简单、稳定，选矿成本低，但获得的钨精矿钨品位和回收率均偏低。对于钨矿物嵌布粒度细、矿物组成复杂、连生关系紧密的白钨矿，通常采用浮选回收，即先获得钨品位相对高的钨粗精矿，再对钨粗精矿采用彼德洛夫法加温精选获得合格白钨精矿，该工艺流程获得的钨精矿钨品位和回收率均较高，缺点是加温精选能耗高、选矿成本高[2-3]。江西某白钨矿开采多年，现场一直采用摇床进行重选(磨矿细度-0.074 mm占60%)回收钨，获得的钨精矿钨品位和回收率均较低，分别为50%和55%左右，且含硫高，生产指标不理想，严重影响企业经济效益，并造成资源浪费。针对该白钨矿矿石性质，本研究通过系统地选矿试验研究，确定了适合该矿的合理选矿工艺流程，并对现场生产流程进行了改造，取得了较为理想的生产指标。

1 矿石性质

江西某白钨矿属矽卡岩型矿石，主要金属矿物为白钨矿、黄铁矿、赤铁矿，其次为褐铁矿、磁铁矿，少量磁黄铁矿、孔雀石等；脉石矿物主要为石英、钙铁石榴子石、方解石，其次为角闪石、白云石及少量萤石、斜长石等。矿石中主要钨矿物为白钨矿，主要呈自形或半自形晶粒状嵌布于石英或石榴子石中，粒径主要介于0.01～0.5 mm之间，属中细粒级嵌布，白钨矿与脉石矿物间接触界线相对平滑，利于单体解离。原矿化学多元素分析结果见表1，钨物相分析结果见表2。

表1 原矿化学多元素分析结果

Table 1 Main chemical element analysis of run-of-mine ore %

表2 原矿钨物相分析结果

Table 2 Tungsten phase analysis of run-of-mine ore %

由表1可知，矿石中主要有价元素为钨，矿石中含钙脉石矿物含量相对较高，不利于白钨矿的浮选回收。

由表2可知，矿石中钨主要以白钨矿形式存在，分布率为88.00%。

2 实验室试验

2.1 试验方案的确定

为确定该矿石较合理的回收工艺，在磨矿细度-0.074 mm占60%条件下，对原矿分别进行了单一重选和单一浮选工艺试验研究，试验原则工艺流程见图1、图2，试验结果见表3。

图1 重选方案试验原则工艺流程Fig.1 Principle flowsheet of gravity separation test

由表3可知，在磨矿细度为-0.074 mm占60%条件下，采用摇床选别，仍有28.88%的细粒钨损失于尾矿中。由于白钨矿性脆，磨矿过程易发生泥化，造成细粒尾矿的流失；同时粗粒级脉石及黄铁矿夹带进入摇床钨精矿中，降低钨精矿WO3品位。在相同磨矿细度下，采用单一浮选的钨精矿WO3品位和回收率均高于采用单一重选，因此确定采用浮选工艺对该白钨矿进行回收。

图2 浮选方案试验原则工艺流程Fig.2 Principle flowsheet of flotation test表3 探索试验结果

Table 3 Results of exploratory test %

2.2 磨矿细度试验

磨矿细度是选矿工艺中至关重要的技术参数[4]。合理的磨矿细度不仅能降低选矿成本，同时有利于提高精矿品位和回收率。为考察磨矿细度对钨浮选指标的影响，进行了磨矿细度试验。试验流程见图3，试验结果见表4。

图3 磨矿细度试验流程Fig.3 Flowsheet of grinding fineness test

由表4可知，随着磨矿细度的提高，钨粗精矿WO3品位逐渐下降，WO3回收率呈先上升后下降趋势。当磨矿细度达到-0.074 mm占65%后，继续提高磨矿细度，钨粗精矿WO3回收率提高不明显；当磨矿细度达到-0.074 mm占70%后，继续提高磨矿细度，钨粗精矿WO3回收率下降。过高的磨矿细度会使白钨矿因过磨而泥化，导致钨粗精矿WO3回收率下降。综合考虑试验指标和选矿成本，确定磨矿细度为-0.074 mm占65%。

表4 磨矿细度试验结果

Table 4 Test results at different grinding fineness %

2.3 钨粗选条件试验

对原矿磨细至-0.074 mm占65%后，在丁基黄药用量为35 g/t、松醇油为20 g/t条件下浮选获得的脱硫尾矿进行钨粗选条件试验，试验原则流程见图4。

图4 钨粗选条件试验原则工艺流程Fig.4 Principle flowsheet of scheelite rough flotation

2.3.1 pH调整剂试验

现有研究成果表明，适当的pH调整剂和pH值不仅能影响药剂在浮选体系中的存在状态，而且能通过改变白钨矿表面活性，扩大白钨矿与含钙脉石矿物间的表面化学性质差异，提高白钨矿与含钙脉石的浮选分离效果[5-7]。目前较常用的pH调整剂有CaO、NaOH和Na2CO3等。在组合抑制剂Na2SiO3+GS用量为1 600+400 g/t、组合捕收剂731氧化石蜡皂+YK用量为200+100 g/t条件下，分别考察了采用NaOH、Na2CO3+NaOH、Na2CO3+CaO、Na2CO3作pH调整剂时对白钨矿粗选指标的影响，试验结果见图5。

图5 pH调整剂种类试验结果Fig.5 Test results of different pH modifier

由图5可知，采用NaOH+Na2CO3作钨浮选pH组合调整剂时，获得的钨粗精矿WO3品位和回收率均相对较高，这是由于NaOH有利于维持体系相对较高的pH值、抑制萤石又可分散矿浆,Na2CO3可以消除体系Ca2+、Mg2+等的干扰。确定采用NaOH+Na2CO3作为白钨矿浮选的组合调整剂。

在组合抑制剂Na2SiO3+GS用量为1 600+400 g/t、组合捕收剂731氧化石蜡皂+YK用量为200+100 g/t条件下，进行了NaOH+Na2CO3用量条件试验，结果见图6。

图6 (NaOH+Na2CO3)用量试验结果Fig.6 Test results on dosage of NaOH+Na2CO3

由图6可知，随着NaOH+Na2CO3用量的增加，钨粗精矿WO3品位和回收率均呈先升高后下降趋势，当NaOH+Na2CO3用量大于800+400 g/t后，钨粗精矿WO3品位和回收率均下降。综合考虑，确定钨粗选NaOH+Na2CO3用量为800+400 g/t，此时浮选体系pH为10。

2.3.2 抑制剂试验

水玻璃及其盐类是白钨矿浮选生产中应用最为广泛的脉石抑制剂[8]。在调整剂NaOH+Na2CO3用量为800+400 g/t、组合捕收剂731氧化石蜡皂+YK用量为200+100 g/t条件下，考察了Na2SiO3、Na2SiO3+Al2(SO4)3和Na2SiO3+GS对白钨矿浮选时脉石矿物的抑制效果，其中GS为一种有机合成抑制剂，其不仅对含钙脉石矿物抑制效果明显，而且对白钨矿亦有一定活化作用，主要成分为乙二酸盐类混合物。钨粗选抑制剂种类试验结果见图7。

图7 抑制剂种类试验结果Fig.7 Test results of different depressor

由图7可知，采用Na2SiO3+GS组合抑制剂时获得的钨粗精矿WO3品位和回收率均较高，确定Na2SiO3+GS为钨浮选组合抑制剂。

在调整剂NaOH+Na2CO3用量为800+400 g/t、组合捕收剂731氧化石蜡皂+YK用量为(200+100)g/t条件下进行了Na2SiO3+GS用量条件试验，结果见图8。

图8 (Na2SiO3+GS)用量试验结果Fig.8 Test results on dosage of Na2SiO3+GS

由图8可知，白钨矿对组合抑制剂Na2SiO3+GS用量较敏感。当Na2SiO3+GS用量低于1 600+400 g/t时，抑制剂用量对钨粗选影响较小，浮选泡沫层较厚，大量脉石矿物夹带进入钨粗精矿中，钨粗精矿WO3品位低；当Na2SiO3+GS用量高于1 600+400 g/t时，抑制剂用量对钨粗选影响明显，继续增加抑制剂用量会导致泡沫层稀薄，白钨矿受到明显抑制，钨粗精矿作业产率和WO3回收率均急剧下降。综合考虑，确定钨粗选Na2SiO3+GS用量为1 600+400 g/t。

2.3.3 捕收剂试验

目前脂肪酸及其皂类是白钨浮选中最常用的捕收剂[9-10]。在调整剂NaOH+Na2CO3用量为800+400 g/t、组合抑制剂Na2SiO3+GS用量为1 600+400 g/t条件下，分别考察了731氧化石蜡皂(简称为731，下同)+油酸、731+YK、YK、YK+油酸对白钨矿粗选指标的影响，其中YK为湖南有色金属研究院研制的一种改性脂肪酸类高效白钨捕收剂，主要化学成分为改性油酸混合物。钨粗选捕收剂种类试验结果见图9。

图9 捕收剂种类试验结果Fig.9 Test results of different collectors

由图9可知：731氧化石腊皂+油酸的捕收能力虽强，但选择性较差，钨粗精矿WO3品位较低；YK的选择性好但捕收能力相对较弱，钨粗精矿WO3回收率偏低；731氧化石蜡皂+YK的捕收能力和选择性均较好，钨粗精矿WO3品位和回收率均相对较高。确定731+YK为钨浮选捕收剂。

在调整剂NaOH+Na2CO3用量为800+400 g/t、组合抑制剂Na2SiO3+GS用量为1 600+400 g/t条件下进行了731+YK用量条件试验，结果见图10。

图10 (731+YK)用量试验结果Fig.10 Test results on dosage of 731+YK

由图10可知，随着组合捕收剂731+YK用量的增加，钨粗精矿WO3品位下降、回收率上升，当731+YK用量达到200+100 g/t后，继续提高捕收剂用量时，钨粗精矿WO3回收率无明显提高，且导致脉石矿物大量上浮，钨粗精矿WO3品位急剧下降。综合考虑试验指标、药剂来源及成本等因素，确定钨粗选731+YK用量为200+100 g/t。

2.4 钨预精选闭路试验

在钨粗选条件试验的基础上，对脱硫尾矿进行了钨常温预精选闭路试验，试验流程见图11，试验结果见表5。

图11 钨预精选闭路试验工艺流程Fig.11 Flowsheet of tungsten preconcentration closed-circuit test表5 钨预精选闭路试验结果

Table 5 Results of tungsten preconcentration closed-circuit test %

由表5可知，采用1粗2精2扫工艺流程对脱硫尾矿进行常温闭路预精选试验，可获得WO3品位12.50%、作业回收率79.44%、总回收率77.23%的钨精矿1。

2.5 钨精选条件试验

白钨粗精矿精选主要有常温精选和加温精选两种工艺流程。对预精选闭路试验获得的钨精矿1进行精选条件试验，试验原则工艺流程见图12。

图12 钨精选试验原则工艺流程Fig.12 Principle flowsheet of scheelite concentrating test

2.5.1 精选抑制剂试验

试验考察了Na2SiO3+GS和Na2SiO3+GS+TF 2组组合抑制剂对白钨常温精选的影响，其中TF为一种无机抑制剂，主要成分为氟硅酸盐类混合物，对含钙脉石矿物表面捕收剂的解析有促进作用。白钨矿精选组合抑制剂种类试验结果见表6。

表6 精选抑制剂试验结果

Table 6 Depressor chosen tests for cleaning %

对由表6可知，与Na2SiO3+GS相比，精选添加TF后，钨精矿WO3品位和回收率均升高，试验确定采用Na2SiO3+GS+TF为钨精选组合抑制剂。

2.5.2 精选搅拌温度试验

在组合抑制剂Na2SiO3+GS+TF用量为600+100+100 g/t条件下，对钨精矿1进行了常温搅拌与加温搅拌对比试验，试验结果见表7。

表7 搅拌温度试验结果

Table 7 Test results at different stirring temperature %

由表7可知，钨精矿1常温精选获得的钨精矿WO3品位和回收率均略低于加温精选，但其选矿成本较加温精选大幅降低，生产过程也相对稳定，便于控制。综合考虑试验指标、生产成本及现场实施难易程度等因素，试验确定在常温条件下对白钨粗精矿1进行进一步精选作业。

2.6 全流程闭路试验

在条件试验和探索试验研究的基础上进行了钨浮选全流程闭路试验，并根据试验情况对流程结构和药剂制度进行了合理优化与调整，优化后的试验流程见图13，试验结果见表8。

表8 闭路试验结果

Table 8 Results of closed-circuit test %

由表8可知，闭路试验可以获得WO3品位66.71%、回收率72.91%的钨精矿。与采用原重选工艺流程获得的试验指标相比，浮选工艺流程获得的钨精矿WO3品位和回收率均有大幅提高。

3 工业实践

根据试验研究所确定的工艺流程和设计方案对现场原重选工艺进行了浮选工艺改造。生产调试过程中根据泡沫现象和调试指标对流程结构和药剂制度进行了必要调整，主要包括将钨粗精选作业由实验室闭路的3次现场调整为4次，对钨粗精3泡沫产品进行了集中搅拌以强化对脉石的抑制效果，钨粗扫选作业由2次增加为3次；药剂制度的调整优化等。工艺改造前后的生产指标对比见表9。

由表9可知，改造后采用常温浮选工艺回收钨可获得WO3品位62.29%、回收率74.21%的钨精矿，与原重选工艺相比，选矿技术指标大幅提高，钨精矿WO3品位和回收率分别提高了10.10和18.86个百分点，钨精矿中S含量亦从1.53%降至0.21%，生产指标理想。现场白钨常温浮选生产过程中浮选泡沫层整体平稳，易于控制，生产指标稳定，经济效益显著，表明对该矿的工艺改造是成功的。

图13 闭路试验工艺流程Fig.13 Flowsheet of closed-circuit test表9 工艺改造前后生产指标对比结果

Table 9 Industrial production index both before and after transformed %

4 结 论

(1)江西某白钨矿矿石中主要有价元素为钨，钨主要以白钨矿形式存在，矿石中含钙脉石矿物含量较高，不利于白钨矿的浮选回收。

(2)针对该矿矿石性质，通过系统条件试验研究，确定在磨矿细度-0.074 mm占65%条件下浮选脱硫后，采用1粗2精2扫预精选，精选精矿浓缩后经1粗4精2扫—1次2次精选尾合并粗扫选—精矿返回2次精精选、尾矿返回1次精扫选的工艺流程，实验室闭路试验获得了WO3品位66.71%、回收率72.91%的钨精矿。

(3)根据实验室试验结果对现场工艺进行改造优化后，现场生产获得了WO3品位62.29%、回收率74.21%的钨精矿，较原工艺流程WO3品位和回收率分别提高了10.10和18.86个百分点，钨精矿中S含量亦从1.53%降至0.21%，生产指标理想，经济效益显著，具有一定推广意义。

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(责任编辑 王亚琴)

Research on Mineral Processing Technology of a Scheelite Ore from Jiangxi

Guo Yuwu Wei Dangsheng Ye Congxin Wei Huazu

(HunanResearchInstituteofNonferrousMetals，Changsha410100，China)

Main valuable minerals of a scheelite ore in Jiangxi is tungsten，which mainly exists in form of scheelite.Original on-site process is gravity，and the production index is not ideal.Systematic ore dressing research is carried out in order to improve the separation efficiency.The results indicated that，desulfuration by flotation at the grinding fineness of 65% passing 0.074 mm，using NaOH+Na2CO3as modifier，Na2SiO3+GS as depressor，731 oxyparaffin soap+YK as collector，through flotation process of preconcentration of one roughing，one cleaning，two scavenging-thicken for tailings of preconcentration and then through one roughing，four cleaning，two scavenging-combination of tailings of first and second cleaning through clean-scavenging operation-concentrate returning to second clean-cleaning，tailing returning to first clean-scavenging，scheelite concentrate assay 66.71% WO3and recovery of 72.91% was obtained.The on-site process is transformed according to the flotation results，and scheelite concentrate assay 62.29% WO3and recovery of 74.21% was obtained.WO3grade and recovery of the concentrate increased by 10.10 and 18.86 percentage points respectively compared with the previous，content of sulfur decreased from 1.53% to 0.21%.The superiority of flotation is apparent.

Scheelite，Floatation，Novel reagent

2014-06-23

郭玉武(1983—)，男，工程师。

TD923+.7

A

1001-1250(2014)-10-069-07