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复杂难选含钨铁矿选矿工艺研究 ① 王国生1,黄海威1,2,高玉德1,徐晓萍1 (1.广州有色金属研究院,广东 广州 510650; 2.中南大学 资源加工与生物学院,湖南 长沙 410083) 摘 要 对某 WO30.23%、TFe 品位 22.09%的含钨铁矿进行了选矿工艺研究。 采用先浮选回收钨、浮选尾矿磁选回收铁的工艺,可 获得含 WO363.24%、回收率 87.14%、TFe 含量为 0.48%的钨精矿和 TFe 品位 62.03%、回收率 41.67%的铁精矿,钨和铁均得到了较 好的回收。 关键词 白钨矿; 磁铁矿; 浮选; 磁选 中图分类号 TD952文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2016.02.014 文章编号 0253-6099(2016)02-0050-04 Mineral Processing of Complex and Refractory Scheelite⁃bearing Iron Ore WANG Guo⁃sheng1, HUANG Hai⁃wei1,2, GAO Yu⁃de1, XU Xiao⁃ping1 (1.Guangzhou Research Institute of Non⁃ferrous Metals, Guangzhou 510650, Guangdong, China; 2.School of Resources Processing and Bio⁃engineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China) Abstract Beneficiation tests of a scheelite⁃bearing iron ore with WO3and TFe grade of 0.23% and 22.09%, respectively, were conducted. The flowsheet consisting of a flotation process to collect scheelite and a magnetic separation to reclaim magnetite from flotation tailings resulted in a tungsten concentrate with WO3grade and recovery of 63.24% and 87.14%, respectively, and an iron concentrate with TFe grade and recovery of 62.03% and 41.67%, respectively, with the TFe content in the tungsten concentrate reduced to 0.48%. Through this measure, both tungsten and iron resources can be well recovered. Key words scheelite; magnetite; flotation; magnetic separation 我国钨矿资源主要分为黑钨矿与白钨矿,其中黑 钨矿资源的开采利用程度较高,而占我国钨资源总储 量 2/3 以上的白钨矿资源禀赋较差,多为共生或伴生 矿[1-2],钨品位低,开发利用难度大。 某多金属含钨铁矿中除钨、铁外,其他金属均未达 到工业品位要求,该矿石钨品位低、含铁质矿物多。 本 文对该含钨铁矿进行了选矿工艺流程试验研究,以期 综合回收钨、铁资源。 1 矿石性质及试验方法 1.1 矿石性质 某含钨铁矿中钨矿物为白钨矿,未见有黑钨矿;铁 矿物主要为磁铁矿,少量褐铁矿;金属硫化矿物有少量 黄铁矿和磁黄铁矿、黄铜矿、毒砂、辉铋矿等。 脉石矿 物主要为石榴石、透辉石⁃钙铁辉石,其次为角闪石、萤 石、粒硅镁石、绿泥石等。 原矿矿物组成见表 1,化学 多元素分析结果见表 2。 表 1 原矿矿物组成(质量分数) / % 白钨 矿 黄铁 矿 磁黄 铁矿 黄铜 矿 闪锌 矿 毒 砂 磁铁 矿 褐铁 矿 石 英 长 石 0.3190.7310.940.040.0060.013 14.602 0.5792.63 0.357 云 母 透辉石⁃ 钙铁辉石 角闪 石 钙铝 榴石 钙铁 榴石 绿泥 石 萤 石 粒硅 镁石 其 他 总 计 1.77420.8437.6282.858 25.935 2.6946.7754.4366.84 100.00 表 2 原矿化学多元素分析结果(质量分数) / % WO3 SnTFe CaF2 CuPbZn 0.230.1622.097.230.00920.00570.021 SMoSiO2Al2O3MgOCaO 1.210.00533.473.646.1421.21 矿石中白钨矿结晶良好,晶形完整,部分白钨矿含 少量铁及多种矿物微细包裹体,与透辉石密切连生,嵌 布粒度较粗,主要粒度 0.04~0.32 mm,有 3 种嵌布形 式① 大多数白钨矿呈自形晶粒状多粒或单粒嵌布在 ①收稿日期 2015-10-18 作者简介 王国生(1957-),男,福建人,教授级高级工程师,主要从事钨、钽铌矿选矿研究工作。 第 36 卷第 2 期 2016 年 04 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.36 №2 April 2016 透辉石中,也见少数白钨矿呈它形粒状嵌布在透辉石 和角闪石中,局部透辉石被绿泥石、方解石交代,白钨 矿嵌布在透辉石残晶和绿泥石、方解石之间;② 自形 晶粒状白钨矿嵌布于透辉石与石榴石之间;③ 自形晶 粒状白钨矿嵌布于透辉石和角闪石中,并见白钨矿嵌 布于角闪石的蚀变产物 阳起石中。 以白钨矿形式存在的钨占原矿总钨量的 95.98%, 分散于磁铁矿中的钨占原矿总钨的 0.41%,分散于石 榴石、透辉石等磁性脉石中的钨占原矿总钨的 3.61%, 分散于石英、萤石、方解石等非磁脉石中的钨占原矿总 钨的 0.08%。 钨理论回收率 96%左右。 矿石中磁铁矿嵌布粒度较粗,主要粒级 0.04 ~ 0.32 mm,呈铁黑色,半金属光泽,不透明,硬度 5.5 ~ 6.5,密度 5.2 g/ cm3,分布不均匀,只在少数矿块中出 现。 有沿裂缝充填的块状磁铁矿,也有呈自形⁃半自形 粒状嵌布在透辉石中的粒状磁铁矿。 以磁铁矿矿物形式存在的铁占原矿总铁量的 46.06%,以黄铁矿、磁黄铁矿等硫化物形式存在的铁 占原矿总铁的 3.47%,以褐铁矿、硬锰矿等氧化矿物形 式存在的铁占原矿总铁的 2.51%,赋存于石榴石、透辉 石等磁性脉石中的硅酸铁占原矿总铁的 47.15%,分散 于石英、萤石、方解石等非磁脉石中的铁占原矿总铁的 0.81%。 从磁铁矿中回收铁,铁理论回收率 46%左右。 1.2 试验方法及药剂 工艺矿物学研究表明,该矿石中主要回收矿物为 白钨矿及磁铁矿,可采用浮选工艺回收白钨矿、磁选工 艺回收磁铁矿。 由于该矿石中磁性矿物所占比例较 大,且铁主要分布于磁性矿物中,而钨主要分布在非磁 矿物中,说明有可能采用磁选脱除大量的磁性脉石,可 大幅度减少入浮选的矿量。 在探索试验的基础上,拟 采用浮选⁃磁选工艺回收钨和铁。 试验所用氢氧化钠、水玻璃和油酸钠均为化学纯 药剂;2#油和 731#均为工业品;GY⁃2 是主要含有长链 的烷基羟肟酸,ZL 同时含有羟肟酸根和脂肪酸根,这 两种药剂均为自主研发的药剂。 2 试验结果与讨论 2.1 磨矿细度试验 原矿中钨与铁嵌布粒度较粗,且为原矿直接浮选, 同时考虑硫化矿的脱除,磨矿细度的选择应在保证钨、 铁及硫化矿与脉石矿物彼此之间充分单体解离的前提 下,尽量减少磨矿时间,达到降低磨矿成本的目的。 磨 矿细度试验流程见图 1,结果见表 3。 结果表明,原矿 磨矿细度以-0.074 mm 粒级占 85%为宜。 -3 -3 63 A0g/t *23 *3 * -43A0g/t 3 min9/6;4 2 min;0 * *23 8002500 150 2 min;0 D33 6 min 5 min 图 2 捕收剂种类试验流程 表 4 捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 产品 名称 产率 / % WO3品位 / % 回收率 / % 钨粗精矿18.541.1489.28 油酸钠 中矿4.950.1573.28 尾矿76.510.0237.44 浮硫尾矿100.000.237100.00 钨粗精矿3.283.0342.63 731# 中矿2.351.9219.35 尾矿94.370.09438.02 浮硫尾矿100.000.233100.00 钨粗精矿3.574.5168.37 ZL 中矿4.280.5510.04 尾矿92.150.05521.59 浮硫尾矿100.000.235100.00 钨粗精矿4.763.5672.10 GY⁃2 中矿3.450.659.54 尾矿91.790.04718.36 浮硫尾矿100.000.235100.00 由试验结果可知,与脂肪酸类捕收剂(油酸钠、 731#(氧化石蜡皂))相比,羟肟酸捕收剂(GY⁃2 和 ZL) 对白钨矿的选择性更好[4-5]。 在同等用量条件下,油 酸钠捕收能力较强,但选择性较差,而 731#选择性及 捕收能力均较差。 综合考虑,ZL 比较适合作为白钨浮 选的捕收剂。 以 ZL 为白钨捕收剂,进行了捕收剂用量试验,结 果见表 5。 从表 5 可以看出,随着 ZL 用量增加,钨粗 精矿品位下降。 适宜的 ZL 用量为 250 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 / % 钨粗精矿3.574.568.37 150 中矿4.280.5510.04 尾矿92.150.05521.59 浮硫尾矿100.000.235100.00 钨粗精矿4.574.0078.92 200 中矿6.440.226.11 尾矿88.990.03914.97 浮硫尾矿100.000.232100.00 续表 5 ZL 用量 / (gt -1 ) 产品 名称 产率 / % WO3品位 / % 回收率 / % 钨粗精矿5.153.6581.09 250 中矿5.770.225.47 尾矿89.080.03513.44 浮硫尾矿100.000.230100.00 钨粗精矿5.583.3180.11 300 中矿4.190.193.45 尾矿90.230.04216.44 浮硫尾矿100.000.231100.00 2.3 钨粗精矿精选开路试验 分别采用常温法与加温法对白钨浮选的粗精矿进 行了精选试验,试验流程见图 3,结果见表 6。 6 min 5 min5 min 5 min5 min * 211 9/6;4 01 3 min;4 600/02 minZL 10 3003500/2500 1 h 22 D33 D3423 D32 3 min;4 300/02 minZL 10 2 D3123 *23 A0g/t D47,60 7g/t 4* ,0 42141 211 9/6;4 ZL 8002500 250 3 min 2 min 22 5 min 5 min 5 min 2 3 ZL 402 min ZL 202 min ZL 80 6 min 5 min 5 min 2 min;46003 min ;46003 min 7* 021 01 9/6;4 8002500 011 h 022 2303 5 min 5 min 02 ZL 102 min ZL 20 6 min 5 min 5 min 2 min ** *21 D32 D33 3 * *22 23 350 mT 150 mT 150 mT 150 mT 图 4 全流程试验流程 表 7 全流程试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % WO3FeWO3Fe 硫精矿0.890.06130.280.231.20 钨精矿0.3863.240.4886.940.01 加温尾矿4.390.20.824.430.16 溢流0.010.010.000.000.00 铁精矿15.1662.0341.69 铁中矿 30.5245.891.04 铁中矿 23.840.0230.198.405.13 铁中矿 10.7243.611.37 磁选尾矿74.9514.8749.35 给矿100.000.2322.09100.00100.00 采用浮选⁃磁选工艺全流程试验最终可获得钨品 位 63.24%、铁品位 0.48%、钨回收率 86.94%的钨精矿 和铁品位 62.03%、回收率 41.69%的铁精矿,钨与铁得 到了有效地分离及回收,选矿指标较好。 3 结 论 1) 采用脱硫⁃浮钨⁃磁选铁的工艺流程,最终可获 得钨品位 63.24%、回收率 87.14%的钨精矿和铁品位 62.03%、回收率 41.67%的铁精矿。 2) 比较了白钨矿常温和加温精选的效果。 结果 表明,常温精选难以提高白钨精矿品位,且药剂耗量 大;而加温精选可有效提高钨精矿品位,并保持了较高 的回收率。 虽然加温精选在设备方面要求高于常温精 选,但加温精选可获得更好的浮选指标,且工艺成熟, 抗外界干扰能力强,能稳定生产。 参考文献 [1] 于 洋,孙传尧,卢烁十,等. 黑钨矿、白钨矿与含钙矿物异步浮选 分离研究[J]. 矿冶工程,2012(4)31-36. 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