江西某白钨矿常温浮选精选工艺试验研究.pdf

江西某白钨矿常温浮选精选工艺试验研究 ① 曾银银１，２， 曹玉川３， 黄光耀３， 杨柳毅３， 王 程３， 张国范１ （１．中南大学 资源加工与生物工程学院，湖南 长沙 ４１００８３； ２．江西修水香炉山钨业有限责任公司，江西 修水 ３３２４３８； ３．长沙矿冶研究院有限责任公 司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 对江西某白钨矿进行了常温浮选试验研究，确定了最佳工艺参数和工艺流程，粗选段采用“一粗三扫二精、中矿顺序返回” 流程，精选段采用“一粗二扫四精、精精选尾矿集中返回到精粗选”流程，获得了钨精矿 ＷＯ３品位 ５５．７６％、回收率 ８２．０４％的浮选指标。 关键词 钨； 白钨矿； 浮选； 常温精选 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２０．０３．０１２ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２０）０３－００４７－０３ Ｏｐｔｉmｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ａmｂｉｅｎｔ Ｔｅmｐｅｒａｔｕｒｅ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｃｌｅａｎｉｎｇ Ｐｒｏｃｅｓｓ ｆｏｒ Ｓｃｈｅｅｌｉｔｅ Ｏｒｅ ｆｒｏm Ｊｉａｎｇｘｉ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ ＺＥＮＧ Ｙｉｎ-ｙｉｎ１，２， ＣＡＯ Ｙｕ-ｃｈｕａｎ３， ＨＵＡＮＧ Ｇｕａｎｇ-ｙａｏ３， ＹＡＮＧ Ｌｉｕ-ｙｉ３， ＷＡＮＧ Ｃｈｅｎｇ３， ＺＨＡＮＧ Ｇｕｏ-ｆａｎ１ （１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｂｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｊｉａｎｇｘｉ Ｘｉｕｓｈｕｉ Ｘｉａｎｇｌｕｓｈａｎ Ｔｕｎｇｓｔｅｎ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｘｉｕｓｈｕｉ ３３２４３８， Ｊｉａｎｇｘｉ， Ｃｈｉｎａ； ３．Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ａｍｂｉｅｎｔ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔｅｓｔｓ ｆｏｒ ａ ｓｃｈｅｅｌｉｔｅ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｊｉａｎｇｘｉ， ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ａｎｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｗｅｒｅ ａｌｌ ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ． Ｆｏｒ ｔｈｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ｓｅｃｔｉｏｎ， ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｏｎｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｔｈｒｅｅ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ ａｎｄ ｔｗｏ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｓｔａｇｅｓ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｍｉｄｄｌｉｎｇｓ ｒｅｔｕｒｎｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｐｒｅｖｉｏｕｓ ｓｔａｇｅ ｏｒｄｅｒｌｙ． Ｆｏｒ ｔｈｅ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｓｅｃｔｉｏｎ， ｔｈｅ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｗａｓ ｃｏｍｐｏｓｅｄ ｏｆ ｏｎｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ ａｎｄ ｆｏｕｒ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｓｔａｇｅｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｃｌｅａｎｉｎｇ ｓｔａｇｅｓ ｗｅｒｅ ｒｅｔｕｒｎｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ ｓｔａｇｅ． Ｒｅｓｕｌｔ ｓｈｏｗｅｄ ８２．０４％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｉｎｔｏ ａ ｓｃｈｅｅｌｉｔｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ５５．７６％ ＷＯ３． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｔｕｎｇｓｔｅｎ； ｓｃｈｅｅｌｉｔｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ａｍｂｉｅｎｔ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｃｌｅａｎｉｎｇ 钨金属在工业领域具有广泛用途，因其稀缺且不 可替代性被世界各国作为战略储备资源。 白钨矿常与 方解石及萤石等含钙脉石矿物紧密共生，且在硬度、相 对比重、溶解度等方面与脉石具有相似的物理化学性 质，特别是表面的定位离子均为钙离子，在与捕收剂相 互作用中表现出相似的吸附行为；同时白钨矿的硬度 低，易于过粉碎，在白钨矿浮选溶液体系中粗粒与细粒 矿物之间、不同矿物之间存在相互作用，导致白钨矿与 含钙脉石矿物的浮选分离成为难题［１－４］。 大量的研究和生产实践表明，白钨矿通常需要 “常温-加温两段浮选”才能获得高品位钨精矿，即原矿 经常温浮选获得白钨粗精矿，然后再采用“彼德洛夫 法”加温浮选获得高品位白钨精矿。 该工艺生产指标 稳定，但是能耗和选矿成本相对较高［５］。 文献研究表明，不同类型脉石的白钨粗精矿精选 分离的难度和效果存在较大差异。 脉石矿物是石英、 硅酸盐时，常温法、加温法均能取得较好指标；脉石矿 物是萤石时，白钨矿粗精矿采用加温法指标较好，常温 法往往指标不理想；白钨矿与方解石分离时，常温法和 加温法指标均不够理想［６］。 某钨矿石以白钨矿为主，脉石矿物组成较为复杂， 主要矿物有透闪石、透辉石和石英，其次是方解石、萤 石、长石和石榴石，少量云母和绿泥石，本文尝试采用 常温浮选法处理该矿石。 １ 矿样性质 矿样为江西某钨选厂浮硫尾矿，其化学多元素分 析结果见表 １。 由表 １ 可知，矿样中可供回收的有价 ①收稿日期 ２０１９－１２－２１ 基金项目 国家自然科学基金（５１５７４０４１） 作者简介 曾银银（１９８７－），男，江西南昌人，工程师，硕士研究生，主要从事矿山选矿技术和生产管理工作。 通讯作者 黄光耀（１９７０－），男，湖南津市人，博士，教授级高级工程师，主要从事微细粒分选及多元力场设备研究。 第 ４０ 卷第 ３ 期 ２０２０ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．４０ №３ Ｊｕｎｅ ２０２０ 元素主要为钨，选矿需要排除的组分主要有 ＳｉＯ２、 Ａｌ２Ｏ３、Ｆｅ、ＭｇＯ 等。 表 １ 试样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＷＯ３ＣｕＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯ ０．７７０．０３８３６．４１５．０１２４．６４２．４０ Ｋ２ＯＮａ２Ｏ ＰＳＡｓ ０．５００．４５０．０３３０．７００．００２ ３ 试样钨物相分析结果见表 ２。 由表 ２ 可知，钨主 要以白钨形式存在，其次为黑钨矿，还有 ０．５１％的钨存 在于钨华中。 表 ２ 试验矿样钨物相分析结果 钨物相ＷＯ３含量／ ％分布率／ ％ 白钨矿０．７２８９４．５５ 黑钨矿０．０３８４．９４ 钨华０．００４０．５１ 合计０．７７０１００．００ ２ 试验研究 ２．１ 原则流程 根据试验矿样性质以及白钨矿浮选经验，参考现 有成熟流程，确定原则流程如图 １ 所示。 其中捕收剂 ＺＬ 为浮选厂现场用药。 -43 3 minNa2CO3 5 min;4 3 min ZL * *233 5 min 图 １ 试验原则流程 ２．２ 碳酸钠用量试验 白钨矿浮选一般在碱性环境下进行，碳酸钠是其 浮选时常用的矿浆介质调整剂，改变矿浆黏度和分散 矿泥，能够消除矿浆中多种有害离子对白钨矿浮选的 不良影响［７－８］。 按图 １ 所示工艺流程，在水玻璃用量 ４ ５００ ｇ／ ｔ、ＺＬ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ 条件下，进行了碳酸钠用量条件试验，结 果见表 ３。 由表 ３ 结果可知，随着碳酸钠用量增加，粗 精矿产率和回收率也逐步升高，品位则慢慢降低。 当 碳酸钠用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ 时，钨粗精矿品位及回收率均 较理想，继续增加碳酸钠用量，虽回收率略微增加，但 品位慢慢下降。 综合常温精选试验需要的粗精矿品位 要求及药剂成本，确定适宜的碳酸钠用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ。 表 ３ 碳酸钠用量试验结果 碳酸钠用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＷＯ３品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 粗精矿７．０６８．７４８０．５７ １ ０００尾矿９２．９４０．１６１９．４３ 原矿１００．０００．７７１００．００ 粗精矿７．５２８．５４８４．２３ １ ５００尾矿９２．４８０．１３１５．７７ 原矿１００．０００．７６１００．００ 粗精矿７．９９８．１４８４．４７ ２ ０００尾矿９２．０１０．１３１５．５３ 原矿１００．０００．７７１００．００ 粗精矿８．２７７．８５８５．５０ ２ ５００尾矿９１．７３０．１２１４．５０ 原矿１００．０００．７６１００．００ ２．３ 水玻璃用量试验 水玻璃是白钨浮选过程中常用的抑制剂，水玻璃 的抑制机理通常认为是 ＨＳｉＯ３ ２－ 和 Ｈ２ＳｉＯ３ －这 ２ 种亲水 酸根离子在矿物表面形成吸附，使得脉石矿物表面亲 水从而使其受到抑制［５］。 按照图 １ 所示流程，在碳酸 钠用量 １ ５００ ｇ／ ｔ、ＺＬ 用量 ７５０ ｇ／ ｔ 条件下，进行了水玻 璃用量条件试验，结果见表 ４。 由表 ４ 可知，随着水玻 璃用量增加，粗精矿产率下降明显，回收率也同样逐渐 下降。 当水玻璃用量为 ３ ０００ ｇ／ ｔ 时，粗精矿产率达到 了 １９．０３％，脉石夹杂比较严重，不利于后续的常温精 选；当水玻璃用量为 ４ ５００ ｇ／ ｔ 时，粗精矿品位及回收率 均较理想，继续增加水玻璃用量，回收率下降较快，综合 回收率及粗精矿品位指标，选择水玻璃用量 ４ ５００ ｇ／ ｔ 为宜。 表 ４ 水玻璃用量试验结果 水玻璃用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＷＯ３品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 粗精矿１９．０３３．５６８８．３８ ３ ０００尾矿８０．９７０．１１１１．６２ 原矿１００．０００．７７１００．００ 粗精矿１２．０９５．５２８６．３５ ３ ５００尾矿８７．９１０．１２１３．６５ 原矿１００．０００．７７１００．００ 粗精矿７．５２８．５４８４．２３ ４ ５００尾矿９２．４８０．１３１５．７７ 原矿１００．０００．７６１００．００ 粗精矿３．９３１５．５６８０．９５ ５ ５００尾矿９６．０７０．１５１９．０５ 原矿１００．０００．７６１００．００ ８４矿 冶 工 程第 ４０ 卷 ２．４ ＺＬ 用量试验 按照图 １ 所示流程，在碳酸钠用量 １ ５００ ｇ／ ｔ、水玻 璃用量 ４ ５００ ｇ／ ｔ 条件下，进行了 ＺＬ 用量条件试验，结 果见表 ５。 由表 ５ 可知，随着 ＺＬ 用量增加，粗精矿品 位慢慢降低，回收率逐渐增加，尾矿品位也逐渐下降， 当 ＺＬ 用量增加到７５０ ｇ／ ｔ 后，再继续增加其用量，回收 率略微上升，尾矿品位略微下降。 综合考虑回收率、粗 精矿品位及药剂成本，选择适宜的 ＺＬ 用量为 ７５０ ｇ／ ｔ。 表 ５ ＺＬ 用量试验结果 ＺＬ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＷＯ３品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 粗精矿４．５８１３．５５８０．２５ ６００尾矿９５．４２０．１６１９．７５ 原矿１００．０００．７７１００．００ 粗精矿７．５２８．５４８４．２３ ７５０尾矿９２．４８０．１３１５．７７ 原矿１００．０００．７６１００．００ 粗精矿８．６１７．５６８４．５６ ９００尾矿９１．３９０．１３１５．４４ 原矿１００．０００．７７１００．００ 粗精矿９．２６７．１５８５．８８ １ ０５０尾矿９０．７４０．１２１４．１２ 原矿１００．０００．７７１００．００ ２．５ 常温精选试验研究 常温精选试验研究对象为工业生产现场的浮硫尾 矿，实验室经一次粗选二次空白精选（粗选段一粗二 精）所得空白精选精矿样，针对该矿样进行了几种条 件的浮选试验，试验流程为“一粗三精”（精选段），其 中三次精选为空白精选，捕收剂和调整剂只在粗选段 （精粗段）添加，药剂用量为针对浮硫尾矿样，试验结 果见表 ６。 由表 ６ 可知，在常温精选段的精粗段适当 添加捕收剂 ＺＬ，再加大抑制剂水玻璃用量，有助于提 高分选效率，不仅能够获得较高的精矿品位，也能获得 理想的精矿回收率。 表 ６ 常温精选条件试验结果 药剂用量 ／ （ｇｔ －１ ） 精矿产率 ／ ％ 精矿 ＷＯ３品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ ＺＬ ０ 水玻璃 ４ ５００ １．３６３９．７６７１．１５ ＺＬ ０ 水玻璃 ５ ５００ ０．８３５７．６９６３．００ ＺＬ ９０ 水玻璃 ７ ５００ ０．８１５９．６４６３．９５ ２．６ 全流程闭路试验 在条件试验基础上，确定了最优药剂制度，设计了 闭路流程为粗选段采用“一粗三扫二精，中矿顺序返 回”流程，精选段采用“一粗二扫四精，精精选尾矿集 中返回到精粗选”流程。 试验流程见图 ２，结果见表 ７。 由表 ７ 可知，闭路试验最终可获得钨精矿 ＷＯ３品位 ５５．７６％、回收率 ８２．０４％、尾矿 ＷＯ３品位 ０．１４％、金属 损失率 １７．９６％的指标。 A0g/t ZL 70 ZL 80 ZL ;4 90 7500 Na2CO3 ;4 ZL 1500 4500 750 323 2.5 min 2.5 min 3 min 3 min 4.5 min 2.5 min 2 min -43 22 4 22 3 22 2 22 1 2 * 2 1 7 min * 1 4.5 min *2 2 6 min 9 min *2 1 * ZL 300 6.5 min * 2 ZL 100 6.5 min * 3 ZL 60 2 2 图 ２ 闭路试验流程 表 ７ 全流程闭路试验结果 产品名称产率／ ％ ＷＯ３品位／ ％ＷＯ３回收率／ ％ 精矿１．１３５５．７６８２．０４ 尾矿９８．８７０．１４１７．９６ 原矿１００．０００．７７１００．００ ３ 结 语 江西某白钨矿主要组分是白钨矿，含有较少的黑 钨矿，微量钨以钨华的形式存在，属于典型的白钨矿。 针对含钨 ０．７７％的生产浮硫尾矿样，进行了常温精选 闭路试验，最终可获得钨精矿 ＷＯ３品位 ５５．７６％、回收 率 ８２．０４％、尾矿 ＷＯ３品位 ０．１４％、钨损失率 １７．９６％的 指标。 参考文献 ［１］ 卫 召，韩海生，胡岳华，等． Ｐｂ-ＢＨＡ 配位捕收剂的黑白钨混合 常温浮选研究［Ｊ］． 有色金属工程， ２０１７，７（６）７０－７５． （下转第 ５３ 页） ９４第 ３ 期曾银银等 江西某白钨矿常温浮选精选工艺试验研究 表 ５ 脱泥-浮硫-浮锡全工艺试验结果 产品名称产率／ ％Ｓｎ 品位／ ％回收率／ ％ 浮锡精矿４．７４６．８０５４．７０ 浮锡尾矿４３．６２０．１８１３．３３ 硫化物２．８９０．１８０．８８ 矿泥４８．７５０．３７３１．０９ 给矿１００．０００．５９１００．００ Ｓｎ 品位 ６．８０％、回收率 ５４．７０％（作业回收率 ８０．４１％） 的技术指标，实现了微细粒锡石的有效回收。 ２．６ 锡石浮选工业验指标 基于小型试验研究结果，锡石浮选工业试验在规 模 ７００ ｔ／ ｄ 浮选厂进行。 锡矿泥经脱泥后，沉砂浮选 脱硫，浮硫尾矿采用“一粗三精三扫”工艺获得锡精矿 和浮锡尾矿，进行了 ３ 天共 ９ 个班的稳定工业试验，并 在此期间进行了流程考查，将锡石浮选工业试验结果 与小型浮选闭路试验结果进行了对比，详见表 ６。 表 ６ 锡石浮选指标对比结果 试验 类型 入选 Ｓｎ 品位 ／ ％ 作业产率 ／ ％ 锡精矿 Ｓｎ 品位 ／ ％ 作业回收率 ／ ％ 小型闭路试验０．８３９．８０６．８０８０．４１ 工业稳定试验０．８５１０．２６６．５９７９．５７ 流程考查试验０．８６９．８１６．９２７８．９４ 从表 ６ 可知，工业试验在入选锡品位 ０．８５％的情况 下，获得了锡精矿 Ｓｎ 品位 ６．５９％、作业回收率 ７９．５７％ 的技术指标，且与流程考查指标、小型浮选闭路试验基 本吻合，验证了锡石浮选工艺流程的稳定性和可靠性。 ３ 结 论 １） 针对－０．００５ ｍｍ 粒级产率高达 ４６．５０％锡矿 泥，采用选择性絮凝剂 ＧＸ，选择絮凝锡石等目的矿 物，然后通过旋流器脱除微细粒脉石，较常规脱泥工 艺，大大减少了锡在矿泥中的损失，同时为锡石浮选创 造了良好的浮选环境。 ２） 水杨羟肟酸类捕收剂 ＧＸＨ 与磷酸三丁酯组 合使用对细粒锡石具有良好的选择性，在锡给矿品 位 ０．８３％的情况下，可获得锡精矿 Ｓｎ 品位 ６．８０％、作 业回收率 ８０．４１％的技术指标，在 ７００ ｔ／ ｄ 规模锡石浮 选厂进行工业试验，取得了与小型试验基本一致的技 术指标，进一步验证了该浮选工艺流程的稳定性和 可靠性。 参考文献 ［１］ 姚建伟，袁经中，汪 泰． 云锡卡房铜硫浮选尾矿中细粒锡石的回 收［Ｊ］． 金属矿山， ２０１５（７）１５９－１６３． ［２］ 王 烨，仇云华，张 慧，等． 细粒锡石浮选的试验研究和工业化 应用［Ｊ］． 有色金属（选矿部分）， ２０１９（２）４１－４５． ［３］ 刘有才，刘世宏，符剑刚，等． 新型捕收剂在缅甸某锡矿浮选中的 应用［Ｊ］． 矿冶工程， 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２０２０，４０（３）４７－４９． ３５第 ３ 期汪 泰等 锡矿泥浮选工艺研究及工业化应用