提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

马龙秋 郭春雷

(东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819)

提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

马龙秋 郭春雷

(东北大学资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819)

辽宁某钨选厂矿石中WO3的品位为0.79%，在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺，仅能获得WO3品位22%～23%、回收率88%～89%的重选精矿。为提高精矿指标，对重选精矿进行了磁选—浮选—浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁，可获得WO3品位为23.54%的磁选精矿；磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选，获得WO3品位为53.08%的反浮选精矿；反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂，可获得WO3品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿，实现了该钨矿资源的有效回收。

钨矿石 磁选 浮选 化学浸出

我国是世界上钨矿资源最丰富的国家，钨储量占世界总储量的50%以上。自然界中发现的钨矿物有20多种，其中具有工业价值的主要为黑钨矿和白钨矿[1-2]。黑钨矿选矿以重力选矿为主[3]。在重选过程中，除黑钨矿外，硫化矿物、磁铁矿等密度较高的矿物也会随黑钨矿进入粗精矿中，故还需采用浮选、磁选方法提高钨精矿品位[4]。此外，对某些矿物组成复杂的难选矿，还常辅以焙烧和化学选矿进一步提纯除杂[5]。辽宁某钨选厂原采用单一重选工艺，获得的钨精矿WO3品位为22%～23%、回收率为88%～89%，未达到冶炼要求(WO3含量>65%)。为了提高精矿钨品位，对重选精矿进行了试验研究。

1 矿石性质

辽宁某钨矿属于高中温热液细脉矿床，从气化高温到低温均有矿石析出，矿物组成复杂。矿石中主要金属矿物有黑钨矿、白钨矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、辉钼矿、辉铋矿等，脉石矿物有石英、方解石、萤石、正长石、云母等，围岩有千枚岩、白云母花岗岩等。黑钨矿呈粗细不均匀嵌布，多块状、条带状、星散状浸染，并有包裹体细脉穿插，晶体呈自形粒状、半自形粒状、他形粒状结构。原矿主要化学成分分析结果见表1，钨化学物相分析结果见表2。

表1 原矿主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical composition analysisresults of the ore

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表2 原矿钨化学物相分析结果

Table 2 Tungsten phase analysis results of the ore

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由表1可知：原矿中有回收价值的元素为钨，WO3品位为0.79%；其余金属元素铁、铜、铅、锌、铋等含量较低，没有综合回收价值。

由表2可知：原矿中钨主要以黑钨矿的形式存在，黑钨矿中的钨占总钨的78.48%，白钨矿和钨华中的钨占有率分别为11.39%和10.13%。

2 试验方案

按图1流程，在给矿浓度为20%、摇床坡度为3°、冲程为12 mm、粗选冲次为280次/min、扫选冲次为320次/min、精选冲次为240次/min、溜槽坡度为2°条件下，模拟现场流程进行原矿重选试验，获得了WO3品位为22.54%、回收率为88.60%的重选精矿。对重选精矿进行分析表明：矿石中含有磁铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、方解石、萤石等矿物。磁铁矿具强磁性，可采用磁选工艺去除；方铅矿、闪锌矿、黄铁矿可通过反浮选去除；方解石、萤石可通过化学浸出去除。因此拟采用磁选除铁—反浮选—浸出工艺对重选精矿进行选别。

图1 重选流程

3 试验结果与讨论

3.1 磁选条件试验

重选精矿中含钨矿物主要为黑钨矿，具有弱磁性，而磁铁矿为强磁性矿物，因此，对重选精矿采用φ400 mm×240 mm鼓式弱磁选机进行了不同磁场强度弱磁选试验，试验流程如图2所示，结果如图3所示。

图2 磁选试验流程

图3 磁场强度试验结果

由图3可知，磁场强度对磁选精矿WO3品位和作业回收率均影响不大。可见，重选钨精矿中的磁铁矿含量较低，在较低的磁场强度下即可去除。综合考虑，确定磁场强度为80 kA/m，此时获得的磁选精矿WO3品位为23.53%、作业回收率为98.21%。

3.2 反浮选条件试验

磁选精矿中含有方铅矿、黄铁矿等硫化矿物，根据浮少抑多的原则，采用丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行黑钨矿反浮选试验，试验流程如图4所示。

图4 反浮选试验流程

3.2.1 浮选浓度试验

在丁基黄药用量为200 g/t，浮选时间为7 min，矿浆浓度分别为20%、25%、30%、35%条件下进行试验，结果如图5所示。

图5 矿浆浓度试验结果

由图5可知，随着矿浆浓度的升高，反浮选精矿钨品位先升高后降低，钨回收率逐渐降低。浮选浓度的增加导致矿浆黏度增大，浮选过程中夹带严重，黑钨矿损于泡沫产品中，WO3回收率降低。综合考虑，确定反浮选矿浆浓度为25%。

3.2.2 浮选时间试验

在丁基黄药用量为200 g/t，矿浆浓度为25%，浮选时间分别为3、5、7、9 min条件下进行试验，结果如图6所示。

图6 浮选时间试验结果

由图6可知：随着反浮选时间由3 min延长至7 min，反浮选精矿WO3品位由49.36%提高至53.12%，此后，再延长浮选时间，WO3品位变化不明显；WO3作业回收率随反浮选时间延长变化不明显。反浮选时间较短时，硫化物不能被全部浮出，反浮选精矿WO3品位较低，当浮选时间为7 min时，硫化物已基本浮出，再延长浮选时间，反浮选精矿WO3品位及回收率变化不大。因此，确定浮选时间为7 min。

3.2.3 丁基黄药用量试验

在矿浆浓度为25%，浮选时间为7 min，丁基黄药用量分别为80、120、160、200 g/t、条件下进行试验，结果如图7所示。

由图7可知：随着丁基黄药用量从80 g/t提高至160 g/t，反浮选精矿WO3品位从48.56%提高至53.08%，继续增加丁基黄药用量，反浮选精矿WO3品位变化不明显；反浮选精矿WO3作业回收率随丁基黄药用量增加变化不明显。综合考虑，确定丁基黄药用量为160 g/t，此时获得的反浮选精矿WO3品位为53.08%、作业回收率为97.88%。

图7 丁基黄药用量试验结果

3.3 化学浸出条件试验

化学选矿是处理和综合利用某些贫、细、杂等难选矿物原料的有效方法之一，可以处理其他选矿方法无法处理的中间产品、尾矿和粗精矿[6]。重选钨精矿经磁选和浮选法处理后，其中的磁铁矿和硫化矿物已基本除去，但是反浮选精矿WO3品位仅53.08%。反浮选精矿中含有的方解石、萤石等脉石矿物可与盐酸发生化学反应，生成可溶物。黑钨矿与盐酸也可反应，但反应的自发趋势低；另一方面，反应产物H2WO4不溶于水，在盐酸中的溶解度低，会在钨精矿颗粒表面上形成致密的钨酸膜[7-8]，阻碍反应的进行，过滤即可除去其他可溶性杂质。故采用盐酸浸出提高反浮选精矿品位，试验流程如图8所示。

图8 浸出试验流程

3.3.1 浸出温度试验

在盐酸浓度为15%，浸出时间为3 h，液固比为3 mL/g，浸出温度分别为20、40、60、80 ℃条件下进行试验，结果如图9所示。

由图9可知：升高浸出温度有利于精矿WO3品位的提高，但提高幅度不大；WO3作业回收率随浸出温度升高变化不明显。综合考虑现场操作及生产成本，确定浸出温度为20℃，即常温浸出。

3.3.2 液固比试验

在盐酸浓度为15%，浸出温度为20 ℃，浸出时间为3 h，液固比分别为1、2、3、4 mL/g条件下进行试验，结果如图10所示。

图9 浸出温度试验结果

图10 液固比试验结果

由图10可知，随着液固比的增加，精矿WO3品位先小幅升高后降低，WO3作业回收率随液固比变化不明显。综合考虑，确定液固比为2 mL/g。

3.3.3 浸出时间试验

在液固比为2 mL/g，盐酸浓度为15%，浸出温度为20℃，浸出时间分别为2、3、4、5 h条件下进行试验，结果如图11所示。

图11 浸出时间试验结果

由图11可知：随着浸出时间由2 h延长至4 h，精矿WO3品位从64.12%提高至65.05%，WO3作业回收率随浸出时间延长变化不明显。综合考虑，确定浸出时间为4 h。

3.3.4 盐酸浓度试验

在液固比为2 mL/g，浸出温度为20 ℃，浸出时间为4 h，盐酸浓度分别为10%、15%、20%、25%条件下进行试验，结果如图12所示。

图12 盐酸浓度试验结果

由图12可知，随着盐酸浓度的增加，精矿WO3品位小幅升高，WO3作业回收率变化不明显。综合考虑，确定盐酸浓度为15%，此时获得的精矿WO3品位为65.12%、作业回收率为96.71%。

3.4 全流程试验

在条件试验的基础上，采用图13流程对重选钨精矿进行磁选—反浮选—浸出试验，结果见表3。

图13 重选精矿试验全流程

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由表3可知，采用图13所示流程处理重选精矿，最终可获得WO3品位为65.11%、回收率为82.42%的精矿。

4 结 论

(1)辽宁某钨矿石中WO3的品位为0.79%，在黑钨矿中的分布率为78.48%；脉石矿物主要有磁铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、方解石、萤石等。

(2)原矿经重选获得了WO3品位为22.54%、回收率为88.60%的重选精矿；重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁，获得了WO3品位为23.54%的磁选精矿；磁选精矿在丁基黄药用量为160 g/t、浮选时间为7 min、浮选浓度为25%条件下反浮选，获得了WO3品位为53.08%的反浮选精矿；反浮选精矿在盐酸浓度为15%、液固比为2 mL/g条件下常温浸出4 h，获得了WO3品位为65.11%，对原矿回收率为82.42%的最终精矿。

[1] 梁 爽，凌石生，朴永超，等.俄罗斯某钨矿选矿工艺研究[J].中国矿业，2014(23)：289-292. Liang Shuang，Ling Shisheng，Piao Yongchao，et al.Study on mineral processing of a certain tungsten ore from Russia[J] .China Mining Magazine，2014(23)：289-292.

[2] 狄家莲，陈 荣，范志坚，等.湖南某白钨矿选矿工艺流程优化试验[J].现代矿业，2013(7)：114-115. Di Jialian，Chen Rong，Fan Zhijian，et al.Beneficiation process optimization on a scheelite of Hunan[J].Modern Mining，2013(7)：114-115.

[3] 罗仙平，路永森，张建超，等.黑钨矿选矿工艺进展[J].金属矿山，2011(12)：87-90. Luo Xianping，Lu Yongsen，Zhang Jianchao，et al.Progress of mineral processing for wolframite[J].Metal Mine，2011(12)：87-90.

[4] 张卯均.选矿手册[M].北京：冶金工业出版社，2007. Zhang Moujun.Dressing Manual[M].Beijing：Metallurgical Industry Press，2007.

[5] 邵伟华，赵 平，郭珍旭，等.河南某库存钼尾矿回收钨钼选矿试验[J].金属矿山，2014(10)：176-180. Shao Weihua， Zhao Ping，Guo Zhenxu，et al.Beneficiation experiment of recovery molybdenum and tungsten from a tailing pool from Henan[J].Metal Mine，2014(10):176-180.

[6] 谢光彩，廖德华，陈 向.从湖南某高钙钨矿中常温浮选白钨矿与萤石[J].金属矿山，2014(7)：94-97. Xie Guangcai，Liao Dehua，Chen Xiang.Flotation separation of scheelite and fluorite from tungsten minerals with high calcium at room temperature[J].Metal Mine，2014(7):94-97.

[7] 谢 昊.黑钨矿酸法提取新工艺研究[D].长沙：中南大学，2011. Xie Hao.Study on New Technology on Acid Extraction of Wolframite[D].Changsha：Central South University，2011.

[8] 黄 金，谢芳浩，肖海建，等.盐酸磷酸络合浸出白钨矿的试验研究[J]稀有金属，2014，38(4)：703-710. Huang Jin，Xie Fanghao，Xiao Haijian，et al.Coordination leaching of scheelite ore by HCl-H3PO4[J] Chinese Journal of Rare Metals，2014，38(4)：703-710.

(责任编辑 王亚琴)

Experimental Study on Improving the Grade of TungstenConcentrate from a Tungsten Plant in Liaoning

Ma Longqiu Guo Chunlei

(SchoolofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China)

There is 0.79% WO3in a tungsten ore in Liaoning Province.Distribution rate of tungsten in wolframite is 78.48%.Gravity separation operation was used by on-sits process，and gravity concentrate index with WO3grade of only 22%～23% and recovery of 88%～89% is obtained.To improving the concentrate index，magnetic separation-flotation-leaching experiments on the gravity concentrate was conducted.Results show that magnetic concentrate with WO3grade of 23.54% is obtained via magnetic separation for iron removal at field intensity of 80 kA/m on the gravity concentrate，reverse flotation concentrate with WO3grade of 53.08% is gained through reverse flotation on the magnetic concentrate using butyl xanthate as collector，concentrate with WO3grade of 65.11%，yield recovery rate of 96.71% and total recovery rate of 82.42% is obtained by purification via leaching with hydrochloric acid as leaching agent.The effective recovery of the tungsten resource is obtained.

Tungsten ore,Magnetic separation,Flotation,Chemical leaching

2015-07-09

马龙秋(1961—)，男，副教授，硕士研究生导师。

TD923+.7,TD925.6

A

1001-1250(2015)-10-071-05