福建行洛坑钨矿选矿工艺优化研究

罗仙平， 邹丽萍， 冯博， 唐学昆

（江西理工大学资源与环境工程学院，江西 赣州341000）

0 引 言

福建行洛坑钨矿含钨0.21%，是一典型低品位黑白钨共生钨矿石.现场原工艺先采用螺旋选矿机和摇床对其进行重选富集，得到含钨23.64%的钨粗精矿后再用枱浮选矿工艺脱除硫化矿以提高钨精矿的品位.由于矿石中伴生硫化矿含量较高，矿物嵌布特征复杂，在钨重选工艺中未能充分单体解离，与钨矿物包裹交代明显，导致枱浮工艺获得的钨精矿中砷、硫等杂质含量超标，降低了钨精矿质量，严重影响了公司的经济效益和企业形象；同时枱浮工艺使用大量的黄药和硫酸类药剂导致作业区生产环境恶劣，且使用的硫酸形成酸性环境易使选厂钢架结构和枱浮床面腐蚀受损速度加快.为充分利用该矿产资源，提高钨精矿质量，并改善选厂生产环境，本文对现场枱浮给矿进行了详细的工艺矿物学和选矿工艺优化研究.

1 实 验

1.1 矿石性质

现场枱浮给矿含钨23.64%，主要赋存在白钨矿和黑钨矿中.矿石中矿物组成复杂，金属矿物主要有黑钨矿、白钨矿、锡石、毒砂、黄铜矿、铁闪锌矿、黄铁矿、辉铋矿、辉钼矿、锆石、褐铁矿、铁屑、铜蓝等；非金属矿物主要有石英、铁锂云母、白云母、电气石、钾长石、高岭石、萤石等.枱浮给矿化学多元素分析结果见表1.

表1 枱浮给矿化学多元素分析结果/%

矿石中矿物嵌布特征复杂，包裹交代现象明显.其中钨矿物多呈柱状、针状、板状等形态分布，并与石英、萤石、云母等脉石矿物连生；部分钨矿物还被黄铜矿、黄铁矿等硫化矿交代；少数钨矿物呈不规则状包裹黄铁矿、毒砂，并与其他硫化矿组成致密的连生集合体；有的白云母、锂云母、铁锂云母呈不规则状包裹钨矿物，或沿钨矿物边缘分布；有的钨矿物还与褐铁矿、钾长石、萤石等连生，构成柱状集合体；矿石中黄铁矿与毒砂多呈粒状、星点状、不规则状等形态分布，与钨矿物嵌布关系复杂.钨矿物嵌布粒度以中粒为主，这将对钨矿物的重选回收不利.

1.2 试验设备及药剂

试样取自现场原枱浮工艺中的枱浮给矿样（以下简称原矿），试验过程中，以XMQ-240×90型球磨机磨矿，XFG系列挂槽和单槽浮选机浮选，LY-1100×500×430实验室型摇床重选；试验用水为自来水，试验药剂为工业产品；单元试样重1 kg.

2 试验结果与讨论

2.1 选矿方案的确定

枱浮给矿矿石中硫化矿含量较高，要富集回收该钨矿物并获得质量较高的钨精矿，就必须先脱除矿石中的硫化矿，而硫化矿嵌布特征复杂，包裹、连生体较多，多数未单体解离.为此，要脱除该硫化矿，采用单一的重选是难以实现的.

因此，采用“重-浮”联合流程对该枱浮给矿进行试验研究，而“重-浮”联合流程有“先浮后重”和“先重后浮”2种工艺方案[1-3].由于“先浮后重”工艺需先对枱浮给矿进行再磨浮选，待硫化矿浮出后再进行钨重选，而钨矿物再磨后粒度较细，进行钨重选必然损失严重.“先重后浮”工艺是先对枱浮给矿进行摇床重选，获得的钨粗精矿经再磨后再进行浮选硫化矿，此工艺既能脱除硫化矿又能避免钨矿物因粒度细而重选损失严重的问题.因此，确定采用“先重后浮”工艺方案对枱浮给矿进行试验研究.

2.2 重选试验及结果

为得到合格品位的钨精矿，对原矿进行了重选试验，因矿石中钨矿物粒度分布较均匀，故不分级而直接进行全样摇床分选.试验流程如图1所示，试验结果见表2.

图1 原矿重选试验流程

表2 原矿重选试验结果/%

由表2可见，采用全样摇床进行重选后，可获得含钨 42．84%、钨回收率 92．95%，含砷 1．10%、砷回收率 82．64%、含硫 8．78%、硫回收率 86．56%的钨精矿，分选指标较好，钨矿物得到有效富集，而中矿和尾矿中的细粒钨则可接入细泥车间经再磨再选后进行浮选回收．

2.3 浮选条件试验及结果

钨粗精矿中的砷、硫主要以毒砂、黄铁矿等硫化矿的形式存在，为了脱除该类杂质矿物，选择合适的硫化矿捕收剂是试验的关键．固定磨矿细度为75%，捕收剂用量为60 g/t，组合捕收剂用量为40 g/t+20 g/t，2#油用量为14 g/t，考察了乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药、丁铵黑药、（戊基黄药+丁铵黑药）、（丁基黄药+丁铵黑药）等多种捕收剂对硫化矿浮选的影响[4-6]．试验结果表明：各捕收剂均对硫化矿物具有一定的捕收效果，其中，戊基黄药捕收能力最强，获得的硫化矿精矿中砷、硫的回收率最高；丁铵黑药的选择性最好，得到的硫化矿精矿中砷、硫的品位最高；而使用组合捕收剂（戊基黄药+丁铵黑药），分选指标最佳．因此后续试验选取组合药剂（戊基黄药+丁铵黑药）为硫化矿浮选的捕收剂．

固定磨矿细度（＜0．074 mm 含量）为 75%，捕收剂戊基黄药与丁铵黑药的用量配比为2∶1，2#油用量为14 g/t，考察了捕收剂用量对硫化矿浮选的影响，试验流程如图2所示，试验结果见图3．试验结果表明，随捕收剂用量的增加，硫化矿精矿中砷、硫的回收率逐渐升高，但品位有所下降，当捕收剂用量为90 g/t时，所得硫化矿精矿的指标最好，此后若继续加大捕收剂用量，砷、硫的回收率上升不明显．因此，后续试验选取硫化矿粗选捕收剂（戊基黄药+丁铵黑药）的用量为90 g/t．

图2 硫化矿浮选捕收剂用量条件试验流程

图3 捕收剂用量对硫化矿浮选的影响

组合捕收剂的协同效应对提高矿物的分选指标具有显著影响，因而其用量配比的选择至关重要[7-9]．固定磨矿细度为75%，捕收剂（戊基黄药+丁铵黑药）的用量为90 g/t，2#油用量为14 g/t，考察了戊基黄药与丁铵黑药的用量配比对硫化矿浮选的影响，试验流程同图2，试验结果见图4．由图4可知，随戊基黄药用量的减少（丁铵黑药用量的增加），硫化矿精矿中砷、硫的回收率逐渐下降，当戊基黄药与丁铵黑药的用量配比为2∶1时，浮选指标最好，钨损失率也较低．此时，硫化矿精矿中含砷4．89%、砷回收率79．03%，含硫 38．22%、硫回收率 83．07%．故后续试验选取硫化矿浮选捕收剂的用量配比为2∶1，即戊基黄药用量为 60 g/t，丁铵黑药为 30 g/t．

图4 捕收剂用量配比对硫化矿浮选的影响

由于原矿中砷、硫等硫化矿与钨矿物的嵌布特征复杂，包裹、连生体较多，且多数未单体解离，因此合适的磨矿细度是实现矿物单体解离及提高硫化矿与钨矿物分选指标的关键[10-12]．本次试验固定（戊基黄药+丁铵黑药）的用量为60 g/t+30 g/t，2#油用量为14 g/t，考察了磨矿细度（＜0．074 mm含量）对硫化矿浮选的影响．试验流程同图2，试验结果见图5．

图5 磨矿细度对硫化矿浮选的影响

由图5可知，随磨矿细度（＜0．074 mm含量）的增加，硫化矿粗精矿中砷、硫的回收率逐渐增加，而品位呈下降趋势，当磨矿细度为75%时，硫化矿浮选指标最好，砷、硫的回收率较高，而钨的回收率较低，此后若继续加大磨矿细度，砷、硫的回收率升高不明显．因此，选取硫化矿的浮选磨矿细度（＜0．074 mm含量）为75%较合适．

为提高硫化矿中砷、硫等矿物的品位，并降低钨矿物的损失率[13-16]，试验考察了精选条件对硫化矿浮选的影响．结果表明，硫化矿粗精矿经2次空白精选，可获得含砷 5．82%、砷回收率 74．73%，含硫47．12%、硫回收率 81．38%，含钨 0．79%、钨损失率 0．30%的硫化矿精矿．

2.4 闭路流程试验

在条件试验及开路流程试验的基础上，进行了“重-浮”联合工艺闭路流程试验，试验流程及药剂制度如图6所示，试验结果见表3．

图6 闭路试验流程图

表3 闭路试验结果/%

由表3可知，采用“重-浮”联合工艺代替现场原枱浮工艺，闭路试验可获得含砷5.78%、砷回收率79.75%，含硫45.02%、硫回收率83.55%，含钨0.95%、钨损失率0.38%的硫化矿精矿；含钨55.89%、钨回收率92.60%，含砷0.06%、砷分布率3.39%，含硫0.36%、硫分布率2.73%的钨精矿.

2.5 新工艺指标优异的原因分析

表4为钨矿物单体解离度测定结果.由表4可见，重选尾矿中钨矿物的单体解离较差，连生体较多.在原枱浮工艺中，硫化矿物与钨矿物未能充分单体解离，硫化矿物随钨矿物进入枱浮精矿，导致钨精矿砷、硫等杂质含量超标；新工艺将摇床精矿进行再磨后脱硫浮选，能够获得合格的钨精矿.

表4 钨矿物单体解离度测定结果

3 结 论

（1）福建行洛坑钨矿枱浮给矿含钨23.64%，矿石嵌布关系复杂，包裹交代现象明显，且硫化矿含量较高，采用单一的重选难以实现硫化矿与钨矿物的有效分离.

（2）采用“重-浮”联合工艺，即先用摇床进行重选富集，得到的钨粗精矿经再磨后以（戊基黄药+丁铵黑药）为捕收剂浮选砷、硫等硫化矿，经一粗二精三扫，闭路试验可获得含砷5.78%、砷回收率79.75%，含硫45.02%、硫回收率83.55%，含钨0.95%、钨损失率0.38%的硫化矿精矿；含钨55.89%、钨回收率92.60%，含砷0.06%、砷分布率3.39%，含硫0.36%、硫分布率2.73%的钨精矿.

（3）与原枱浮工艺相比，新工艺流程简单、可控性强，不仅可获得较高质量的钨精矿，且显著改善了选厂的生产环境，实现了钨矿石的清洁高效分选.

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