细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究.pdf

第 38 卷第 3 期 Vol.38,No.32023 年 6 月 China Tungsten Industry Jun.2023 收稿日期：20220511 作者简介：崔立凤（1983），女，江西南丰人，高级工程师，主要从事选矿工艺及工艺矿物学研究。DOI:10.3969/j.issn.1009-0622.2023.03.006 细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究 崔立凤，田树国（1.紫金矿业集团股份有限公司，福建 上杭 364200；2.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室，福建 上杭 364200）摘 要：某细粒难选钨矿石原矿 WO3品位为 1.56%，矿石中钨矿物主要为黑钨矿，黑钨矿以细粒嵌布为主，采用重选工艺回收钨资源困难。为实现黑钨矿高效回收，提高资源利用率，研究采用磁浮联合选矿工艺回收黑钨矿。结果表明：采用强磁选预先抛尾强磁选粗精矿浮选脱硫脱硫钨精矿脱磁处理后弱磁选除铁除铁钨精矿强磁选精选工艺可获得高品质钨精矿。全流程试验获得 WO3品位 61.48%、含硫 0.04%、含铁 6.72%，WO3回收率85.74%的钨精矿；获得铁品位为 64.97%、含硫 0.05%，铁回收率 60.64%的铁精矿。关键词：黑钨矿；难选；细粒嵌布；磁浮联合 中图分类号：TD952 文献标识码：A 钨资源是中国优势矿产资源，储量丰富，钨主要矿物为黑钨矿与白钨矿。黑钨矿常规选矿工艺一般为破碎后预选抛废磨矿后重选抛尾得到粗精矿粗精矿精选获得合格的钨精矿。由于黑钨矿性脆，易过粉碎，破碎磨矿过程中易产生钨细泥，对钨细泥回收工艺主要有磁选法、浮选法和重选法1-3。生产实践中黑钨细泥的回收通常采用重选法、磁选法及磁-重联合法，但重选法、磁重联合工艺选黑钨细泥精矿回收率低，磁选法选黑钨细泥精矿品位低，很难有效解决钨细泥回收的难题。黑钨矿回收主要面临的问题是“细粒难收”，在钨矿被大量开采，钨资源“贫、细、杂”问题日益突出的大环境下，解决“细粒难收”问题是钨资源有效回收的关键4-5。根据矿石性质的不同，预选抛废得到的强磁选粗精矿可采用重选、浮选、浮选-磁选联合、浮选-重选联合及浮选-磁选-重选联合等工艺进行提纯。本研究中黑钨粗精矿的主要杂质为硫化物与磁铁矿，针对该黑钨粗精矿采用浮选脱硫、脱硫钨精矿脱磁处理后弱磁选除铁、除铁钨精矿强磁选精选获得高品质钨精矿6-9。1 矿石性质 1.1 矿物组成及元素含量 某黑钨矿石物质成分复杂，矿物种类繁多，有用金属矿物以黑钨矿为主，含有少量的锡石、辉钼矿、辉铋矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、铜蓝、磁铁矿等。非金属矿物有石英、长石、萤石、绿泥石、云母、绢云母等。矿石中各矿物嵌布粒度均较细。黑钨矿主要呈脉状、不规则状集合体，少数呈星点状分布，多沿石英粒间裂纹充填；亦见黑钨矿被石英等脉石交代残留呈孤岛状、破布状残缺不全。见部分黑钨矿解理发育，沿解理面被黄铁矿交代。黑钨矿嵌布特征影响其单体解离度，较难回收。原矿化学多元素分析结果见表 1，钨物相分析结果见表 2。矿石中主要回收的金属元素为钨，伴生有价元素铁、硫、锡、钼可在选钨尾矿中综合回收。矿石中钨矿物主要是黑钨矿，占总钨的 98.10%，白钨矿及钨华含量较少。表 1 原矿化学多元素分析结果 /%Tab.1 Chemical multi-element analysis results of raw ore 元素 WO3 Mo Bi Sn Cu Fe S Au*Ag*SiO2 含量 1.56 0.039 0.008 0.12 0.05 1.17 0.43 0.01 14.90 86.86 注：*Au、Ag 单位为 g/t 第 3 期 崔立凤，等：细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究 49 表 2 钨物相分析结果%Tab.2 Tungsten phase analysis results 钨相别 WO3含量 分布率 黑钨矿 1.55 98.10 白钨矿 0.016 1.01 钨华 0.014 0.89 总钨 1.58 100.00 1.2 黑钨矿单体解离情况 试验考查了不同磨矿细度条件下黑钨矿的解离度及粒度情况，试验结果见表 3。黑钨矿解离情况测试结果表明，随着磨矿细度的增加，矿石中黑钨矿单体解离度及富连生体含量逐渐增加，贫连生体含量减少，未解离的黑钨矿主要与脉石矿物连生，与硫化物连生相对较少。除贫连生体较难回收外，黑钨矿的解离单体及富连生体均较易回收。当磨矿细度提高至74 m 含量占 55.36%时，黑钨矿的单体及富连生体含量 90.86%，说明该磨矿细度下黑钨矿得到较好地解离。从黑钨矿粒度分布情况可知，由于黑钨矿性脆，易过粉碎，随着磨矿细度的增加，20 m 粒级的黑钨矿含量逐渐增加，将会给钨矿的回收带来不利影响。因此，后续在选矿工艺选择时，应根据试验结果，合理地选择磨矿工艺及选别工艺。表 3 不同磨矿细度下黑钨矿解离度及粒度情况%Tab.3 Dissociation degree and particle size of wolframite under different grinding fineness 连生情况 粒度分布 75 m 含量 解离情况 含量 与硫化物与脉石010 m1020 m2038 m 3875 m 75150 mx=100 39.47 0.12 1.07 8.98 22.96 6.34 50 x100 15.48 7.35 8.13 0.11 0.80 1.25 6.79 6.53 x50 45.05 7.45 37.6 0.88 1.22 5.76 21.83 15.36 28.76 合计 100.00 14.8 45.73 1.11 3.09 15.99 51.58 28.23 x=100 47.76 0.76 2.87 9.64 28.35 6.14 50 x100 19.51 6.19 13.32 0.17 0.94 1.55 11.8 5.05 x50 32.73 6.08 26.65 0.83 2.36 5.39 13.08 11.07 37.38 合计 100.00 12.27 39.97 1.76 6.17 16.58 53.23 22.26 x=100 59.83 2.34 7.87 14.37 31.13 4.12 50 x100 23.79 6.53 17.26 0.33 1.20 1.72 15.49 5.05 x50 16.38 5.52 10.86 0.96 2.45 5.22 5.32 2.43 46.59 合计 100.00 12.05 28.12 3.63 11.52 21.31 51.94 11.6 x=100 68.06 3.93 10.12 19.43 32.4 2.18 50 x100 22.80 6.06 16.74 0.51 1.59 2.35 14.4 3.95 x50 9.14 3.62 5.52 1.84 1.34 1.58 3.02 1.36 55.36 合计 100.00 9.68 22.26 6.28 13.05 23.36 49.82 7.49 注：表中 x 为目标矿物黑钨矿在集合体颗粒中的面积占比，x=100 为解离单体，50 x100 为富连生体，x50 为贫连生体 2 试验结果与分析 2.1 选别流程的选择 由于该矿石中黑钨矿嵌布粒度较细，分别开展螺旋溜槽抛尾、摇床选别、粗粒强磁选抛尾、细粒强磁选抛尾等探索试验，以确定适合该黑钨矿的选别工艺10-13，对比试验结果见表 4。74 m 含量占37.38%条件下，螺旋溜槽预富集获得 WO3品位为9.97%，WO3回收率为 80.55%的粗精矿；强磁选获得 WO3品位为 15.36%，WO3回收率为 91.94%的粗精矿，摇床选矿获得 WO3品位为 28.37%，WO3回收率为 72.03%的粗精矿；从强磁选、螺旋溜槽及摇床选矿结果对比可知，强磁选工艺获得的 WO3回收率最高。600 m 原矿强磁选工艺获得 WO3品位为 14.93%，WO3回收率为 78.14%的粗精矿；粗粒原矿强磁选与细粒强磁选工艺相比，细粒强磁选粗精矿 WO3回收效果更好。因此，本研究选择细磨后磁选预富集工艺回收黑钨矿。50 第 38 卷 表 4 不同选别流程试验结果对比%Tab.4 Comparison of testing results for different selection processes 选别工艺 产品 产率 WO3品位 WO3回收率粗精矿 12.69 9.97 80.55 尾矿 87.31 0.35 19.45 螺旋溜槽 74 m 含量 37.38%原矿 100.00 1.57 100.00 粗精矿 3.96 28.73 72.03 尾矿 96.04 0.46 27.97 摇床选矿 74 m 含量 37.38%原矿 100.00 1.58 100.00 粗精矿 8.18 14.93 78.14 尾矿 91.82 0.37 21.86 粗粒强磁选 600 m 原矿 原矿 100.00 1.56 100.00 粗精矿 9.42 15.36 91.94 尾矿 90.58 0.14 8.06 细粒强磁选 74 m 含量 37.38%原矿 100.00 1.57 100.00 2.2 磨矿细度条件试验 根据不同细度下黑钨矿解离度-粒度情况，考查磨矿细度对黑钨矿回收的影响。主要进行74 m 含量占 28.76%、37.38%、46.59%、55.36%及 65.48%五种细度的磁选预富集条件试验，磁选预富集采用两段磁选工艺，磁场强度分别为 0.8 T、1.3 T，两段磁选精矿合并作为磁选预富集精矿。磨矿细度对黑钨矿回收影响的结果如图 1 所示。图 1 磨矿细度对黑钨矿回收的影响 Fig.1 Influence of grinding fineness on recovery of wolframite 由图 1 可知，随着磨矿细度的增加，磁选精矿品位逐渐增加，回收率先增加后降低。主要原因是随着磨矿细度增加，黑钨矿单体解离度增加，磁选精矿富集比增加，有利于提高磁选精矿品位。但是当磨矿细度提高时，黑钨矿在磨矿过程中产生的钨细泥量逐渐增加，容易损失在尾矿中，导致钨回收率下降。为了保持较高的钨回收率，则磨矿细度不宜过细，磨矿细度为74 m 含量占 46%为适宜。2.3 强磁粗选试验 2.3.1 磁场强度条件试验 黑钨矿为弱磁性矿物，磁场强度是影响黑钨矿磁选精矿品位及回收率的重要因素。在磁场强度对黑钨矿回收影响试验中，主要开展0.5 T、0.8 T、1.1 T、1.3 T、1.5 T 五种不同磁场强度的试验，磁选设备采用赣州金环磁选科技装备股份有限公司生产的SLon100 实验室高梯度磁选机，试验结果如图 2 所示。由图 2 可知，随着磁场强度的增加，磁选精矿中 WO3品位逐渐降低，回收率逐渐升高，当磁场强度为 1.3 T 时，磁选回收指标较好，继续增加磁场强度，精矿中 WO3回收率增加缓慢，品位降低。图 2 磁场强度对黑钨矿回收的影响 Fig.2 Influence of magnetic field intensity on recovery of wolframite 2.3.2 脉冲条件试验 脉冲条件是影响高梯度磁选机磁选效果的重要因素，研究进行了脉冲次数条件试验。在磁场强度1.3 T 条件下，分别开展 100 次/min、150 次/min、200 次/min、250 次/min、300 次/min 的脉冲次数条件试验，试验结果如图 3 所示。由图 3 可知，随着脉 图 3 脉冲次数对黑钨矿回收的影响 Fig.3 Influence of pulse times on recovery of wolframite 第 3 期 崔立凤，等：细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究 51 冲次数的增加，磁选精矿中 WO3品位逐渐增加，回收率逐渐降低，当脉冲次数为 200 次/min 时，磁选回收指标较好，继续增加脉冲次数，磁选粗精矿中WO3回收率下降明显。2.4 钨精矿脱硫试验 在强磁选钨粗精矿中含有部分硫化物，影响钨精矿质量。故需对强磁选钨粗精矿进行浮选脱硫试验。因矿石磨矿细度较粗，部分硫化物没有单体解离，为有效脱除硫化物，同时减少钨在硫化物中损失，对磁选钨粗精矿开展不磨浮选脱硫、再磨后浮选脱硫、浮选脱硫-硫粗精矿再磨精选工艺对比试验。不磨浮选脱硫采用一次粗选、一次扫选、一次精选工艺，捕收剂采用丁基黄药，起泡剂为松醇油，粗选阶段丁基黄药用量 40 g/t，松醇油 10 g/t，扫选阶段药剂用量减半，精选不添加浮选药剂；再磨后浮选脱硫工艺中，钨磁选粗精矿再磨细度为74 m含量占 70%，浮选工艺与药剂制度同不再磨工艺；浮选脱硫-硫粗精矿再磨精选工艺，采用一次粗选、一次扫选，磁选粗精矿再磨细度74 m 含量占 80%条件下一次精选，精选丁基黄药用量 10 g/t，对比试验结果见表 5。从表 5 可知，三种脱硫工艺均能有效脱除钨磁选粗精矿中硫。其中钨磁选粗精矿直接浮选脱硫-硫粗精矿再磨精选工艺钨回收率较高，达99.43%，因此，选择该工艺脱硫。表 5 磁选钨粗精矿脱硫工艺对比试验结果%Tab.5 Comparative test results of desulfurization process with magnetic separation of rough tungsten concentrate 品位 作业回收率 脱硫工艺 产品 产率 WO3 S WO3 S 硫精矿 13.32 8.82 12.56 6.60 96.99 脱硫钨精矿 86.68 19.18 0.06 93.40 3.01 不磨矿浮选脱硫 强磁粗精矿 100.00 17.80 1.73 100.00 100.00 硫精矿 7.08 5.71 24.23 2.27 97.36 脱硫钨精矿 92.92 18.74 0.05 97.73 2.64 再磨浮选脱硫 强磁粗精矿 100.00 17.82 1.76 100.00 100.00 硫精矿 5.17 1.96 33.09 0.57 97.30 脱硫钨精矿 94.83 18.57 0.05 99.43 2.70 浮选脱硫-硫粗精矿再磨精选 强磁粗精矿 100.00 17.71 1.76 100.00 100.00 2.5 脱硫钨精矿精选试验 该黑钨矿原石中含有少量磁铁矿，黑钨矿强磁选回收过程中，磁铁矿容易进入钨粗精矿，影响钨精矿品质。因前面经过了磁选预富集处理，需先对脱硫钨精矿进行脱磁处理，再进行弱磁选铁。除铁后的钨精矿如果采用重选摇床进行精选，钨细泥易损失，摇床作业回收率低。由于除铁后的钨精矿主要成分是黑钨矿与脉石矿物，因此再次采用强磁选工艺进行黑钨矿精选，有利于提高钨细泥的回收，提高精选作业回收率，通过条件优化，精选试验流程及条件见图 4，试验结果如表 6 所示。图 4 脱硫钨精矿精选试验流程 Fig.4 The test flow of tungsten flotation process for desulfurization tungsten concentrate cleaning 表 6 脱硫钨精矿精选试验结果%Tab.6 Results of desulfurization tungsten concentrate cleaning 品位 作业回收率 产品 产率 WO3 Fe WO3 Fe 钨精矿 27.94 60.76 6.39 91.42 15.53 铁精矿 13.76 2.43 65.18 1.80 78.03 精选尾矿 58.3 2.16 1.27 6.78 6.44 脱硫钨精矿 100 18.57 11.49 100.00 100.00 52 第 38 卷 根据表 6 试验结果可知，脱硫钨精矿经过脱磁后，弱磁选铁获得 Fe 品位 65.18%，Fe 作业回收率78.03%的铁精矿；除铁后钨精矿经强磁选获得 WO3品位 60.76%，WO3作业回收率 91.42%的钨精矿。2.6 全流程试验 磁选-浮选工艺原则流程如图 5 所示，试验结果如表 7 所示。由表 7 试验结果可知，原矿经强磁选回收钨强磁选钨粗精矿浮选脱硫硫粗精矿再磨精选选硫尾矿弱磁选铁选铁尾矿强磁选精选钨，可获得产率为 2.16%，WO3品位为 61.48%，WO3回收率为 85.74%的钨精矿；产率为 1.07%，Fe 品位为 64.97%，Fe 回收率为 60.64%的铁精矿；产率为 0.46%，S 含量 33.37%，S 回收率为 36.41%的硫精矿。图 5 磁选-浮选工艺原则流程 Fig.5 Principle and process of magnetic separation and flotation 表 7 全流程试验结果%Tab.7 Full-process test results 品位 回收率 产品 产率 WO3 Fe S WO3 Fe S 钨精矿 2.16 61.48 6.72 0.04 85.74 12.66 0.20 铁精矿 1.07 2.32 64.97 0.05 1.60 60.64 0.13 硫精矿 0.46 1.87 27.42 33.37 0.56 11.00 36.41 尾矿 96.31 0.19 0.19 0.28 12.10 15.69 63.25 原矿 100.00 1.55 1.15 0.42 100.00 100.00 100.00 3 结 语（1）某细粒嵌布黑钨矿石 WO3含量 1.56%，钨主要以黑钨矿存在，黑钨矿嵌布粒度细，需要细磨后回收该矿石中的钨矿物，由于黑钨矿易过粉碎，磨矿时容易过磨，产生过量钨细泥，增加回收难度，采用常规重选工艺难以有效回收矿石中的钨矿物，属于难处理矿石。（2）黑钨矿具有弱磁性，在细磨条件下采用强磁选工艺回收矿石中的钨，钨细泥损失率小，可有效提高钨回收率；采用浮选脱硫-硫粗精矿再磨精选钨可有效降低硫精矿中钨矿物的损失；脱硫钨精矿脱磁后采用弱磁选除铁，除铁钨精矿采用强磁选精选，可综合回收铁，同时提高钨精矿品位。（3）全流程试验获得 WO3品位为 61.48%，WO3第 3 期 崔立凤，等：细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究 53 回收率为 85.74%的钨精矿；Fe 品位为 64.97%，Fe回收率为 60.64%的铁精矿；S 品位为 33.37%，S回收率为 36.41%的硫精矿。参考文献：1 朱继生.某高硫难选铜矿石选矿试验研究J.有色金属（选矿部分），2020（5）：5358.ZHU Jisheng.Experimental study on beneficiation of a high sulphur refractory copper oreJ.Nonferrous Metals（Mineral Processing Section），2020（5）：5358.2 袁长亮.江西某钨矿钨细泥选矿工艺优化及应用研究J.中国钨业，2020，35（4）：3337.YUAN Changliang.Beneficiation technology optimization and application for the tungsten slime in a tungsten mineJ.China Tungsten Industry，2020，35（4）：3337.3 袁 博，孙立楠，王国平，等.我国钨产业现状及战略储备思考J.中国钨业，2019，34（2）：7477.YUAN Bo，SUN Linan，WANG Guoping，et al.On current Chinese tungsten industry development J.China Tungsten Industry，2019，34（2）：7477.4 周旭东.选矿厂磨矿分级工艺优化研究与实践J.冶金与材料，2019，39（6）：89，12.ZHOU Xudong.Research and practice on optimization of grinding and classification process in concentratorJ.Metallurgy and Materials，2019，39（6）：89，12.5 魏大为.柿竹园黑钨选别新工艺中的离心机抛尾探索研究J.矿冶工程，2019，39（4）：5962.WEI Dawei.Usage of centrifuge in new flowsheet of Shizhuyuan wolframite processing to discard tailingsJ.Mining and Metallurgical Engineering，2019，39（4）：5962.6 张 婷，李 平，李振飞.复杂难选低品位黑白钨矿可选性试验研究J.中国钨业，2019，34（3）：3035.ZHANG Ting，LI Ping，LI Zhenfei.Experimental study on selectability of complex refractory low grade wolframite-scheelite oreJ.China Tungsten Industry，2019，34（3）：3035.7 高玉德，徐晓萍，邹 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combined beneficiation process.The results show that high-quality tungsten concentrate can be obtained by using the high-intensity magnetic separation pre-tailing-high-intensity magnetic separation flotation desulfurization-demagnetization treatment of desulfurized tungsten concentrate followed by low-intensity magnetic separation iron removal-iron removal of tungsten concentrate.Tungsten concentrate with WO3 grade of 61.48%,sulfur content of 0.04%,iron content of 6.72%and WO3 recovery rate of 85.74%was obtained by the whole process test.The iron concentrate with the iron grade of 64.97%,sulfur content of 0.05%and iron recovery rate of 60.64%was obtained.Key words:wolframite;refractory;fine-disseminated;combined magnetic separation-flotation process（编辑：谢春花）敬告作者 为实现本刊的信息化和网络化，提高本刊的知名度、影响力和文章再利用率，中国钨业已入编中国学术期刊（光盘版）、万方数据数字化期刊群、重庆维普中文期刊数据库、超星“域出版”平台和华艺学术引用文献数据库等，作者稿件一经录用发表，将同时被多种数据库全文收录。如作者不同意文章被收录，请另投他刊，否则将视为同意收录。作者向本刊来稿视为同意将文章的复制权、发行权、信息网络传播权、汇编权等著作权在全世界范围内转让给本刊，本刊将对录用的稿件一次性给付稿酬。另外，本刊已经签约“数字优先出版”，欢迎广大读者和作者在网上查询和阅读本刊。中国钨业编辑部