代獻仁

（銅陵有色技術中心，安徽 銅陵 244000）

某低品位鎢鉬礦石的選礦試驗研究

代獻仁

（銅陵有色技術中心，安徽 銅陵 244000）

贛北某鎢礦屬于夕卡巖型白鎢礦床，根據主要化學元素及物相分析結果可知，主要有用礦物為白鎢礦和輝鉬礦，含有少量黃鐵礦，且輝鉬礦嵌布粒度較細，和黃鐵礦結合密切。其中Mo品位為0.026%，WO3品位為0.16%，鎢、鉬含量較低。根據礦石性質特點，選擇采用鉬硫混浮-再磨分離、混浮尾礦常溫浮選回收白鎢的原則流程，進行磨礦細度、捕收劑用量、碳酸鈉用量、水玻璃模數及用量等條件試驗。在最佳試驗條件下進行閉路試驗，獲得鉬精礦鉬品位為46.14%，回收率為88.73%；鎢精礦WO3品位為65.1%，回收率為85.44%，取得了良好的選別指標。

白鎢礦；輝鉬礦；鉬硫混??；再磨；733氧化石蠟皂

0 引言

我國鎢礦資源豐富，自然界已發(fā)現的鎢礦物和含鎢礦物有20余種，但目前具有開采經濟價值的只有黑鎢礦（鎢錳鐵礦）和白鎢礦（鈣鎢礦）。其他諸如鎢華（WO3·H2O）、銅鎢華（CuWO4·H2O）、鎢鉛礦（PbWO4）和鎢鉬鉛礦[（Pb，Mo）WO4]等工業(yè)經濟價值不大[1]。據已探明的鎢礦儲量中，白鎢礦大于黑鎢礦，但目前實際已開采的白鎢礦床卻很少。我國大部分的白鎢礦床為夕卡巖型，嵌布粒度較細，常與鉬、鉍等多種有色金屬伴生或共生，同時還有與鎢礦可浮性相近的含鈣脈石[2]。

我國鉬資源儲量居世界第二位，約占世界鉬總量的25%，是我國六大優(yōu)勢礦產資源之一[3]。鉬礦產量主要來源于原生鉬礦、銅礦共生鉬和副產鉬等[4-5]。鉬礦物中，分布最廣、最具有工業(yè)價值的是輝鉬礦，目前世界上99%的鉬金屬是從輝鉬礦中取得的[6-8]。

贛北某鎢礦屬于夕卡巖型白鎢礦床，主要有用礦物為白鎢礦和輝鉬礦，并含有少量黃鐵礦，輝鉬礦嵌布粒度相對較細，且和黃鐵礦結合密切。根據該礦石的這性質特點，研究采用鉬硫混浮-再磨分離、混尾浮選回收白鎢礦的原則流程，取得了良好的選別指標，為選礦廠工藝設計和后期生產提供理論依據。

1 原礦性質

該鎢礦礦區(qū)巖漿巖主要有燕山晚期黑云母二長花崗巖，其次為細晶巖脈和輝綠巖脈。巖石礦物主要由石英（30%～38%）、鉀長石（30%～35%）和斜長石（25%～30%）及黑云母（3%～5%）組成。礦床主要賦存在核部與燕山期花崗巖體的接觸帶及附近，內外接觸帶的熱變質作用與成礦關系密切，其中夕卡巖化和云英巖化是鎢礦成礦階段主要蝕變，成礦物質鎢主要來自花崗巖。

礦石屬夕卡巖型白鎢礦石，局部夾少量花崗巖型白鎢礦石。礦石的礦物成分復雜，礦物種類多達58種，主要金屬礦物有黃鐵礦、白鐵礦、白鎢礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦、黃銅礦、輝銀礦等。非金屬礦物主要有石英、長石、透輝石、透閃石、方解石、石榴子石等。

原礦主要化學元素和鎢、鉬物相分析結果分別如表1～3所示。

表1 原礦主要化學元素分析結果 w/%Tab.1 Multi-element analysis results

表2 鎢物相分析結果 %Tab.2 Analysis results of tungsten phase

表3 鉬物相分析結果 %Tab.3 Analysis results of molybdenum phase

由多元素和物相分析結果可知，原礦中主要可回收元素為WO3和Mo，其中WO3品位為0.16%，主要以白鎢礦的形式存在；Mo品位為0.026%，主要以輝鉬礦的形式存在。

2 鉬硫混浮試驗

考慮到硫化礦對后期白鎢浮選的干擾，在白鎢礦浮選之前，必須把硫化礦先浮選干凈。

圍繞硫化礦的浮選，分別按照鉬硫依次優(yōu)先浮選和鉬硫混合浮選-分離進行探索試驗，試驗結果表明兩種流程均可獲得良好的選別指標。依次優(yōu)先浮選流程有利于鉬精礦品位的提高，但作業(yè)流程較長，設備投資較高；鉬、硫混浮-分離流程結構簡單，便于操作控制，對礦石的適應性強。綜合考慮，該試驗采用鉬硫混浮-分離的流程浮選硫化礦。

2.1 磨礦細度試驗

該礦石中白鎢礦性質較脆，在磨礦過程中容易過粉碎；輝鉬礦嵌布粒度較細，如磨礦粒度不夠，會影響鉬精礦質量[6]。因此在浮選試驗之前，必須確定最佳的磨礦細度。磨礦細度試驗流程如圖1，結果如圖2所示。固定條件：碳酸鈉500 g/t，丁黃藥60 g/t，松油40 g/t，浮選時間6 min。

由磨礦細度試驗結果可知，隨著磨礦細度的增加，混合精礦中Mo品位和回收率都逐步提高，WO3品位逐步下降。當磨礦細度超過70%時，混合精礦中Mo回收率有所下降，WO3損失率有所提高。兼顧混合精礦中Mo精礦品位和回收率，確定磨礦細度以-0.074 mm占70%為宜，此時混合精礦中Mo品位2.19%，WO3品位為0.20%，Mo回收率為90.39%，WO3在混合精礦中的損失率為1.46%。

圖1 磨礦細度試驗流程Fig.1 Experiment process of grinding fineness

圖2 磨礦細度試驗結果Fig.2 Test results of grinding fineness

2.2 捕收劑用量試驗

在進行捕收劑用量試驗之前，首先對鉬、硫混浮的捕收劑進行篩查。探索試驗以丁黃藥、丁黃藥+煤油、丁黃藥+柴油等組合捕收劑進行。試驗結果表明丁黃藥+煤油組合使用對鉬、硫混合浮選選別效果較好，且當丁黃藥與煤油按照3∶1組合時效果最佳。為確定組合捕收劑最佳用量，進行了用量試驗，試驗結果如圖3所示。固定條件：磨礦細度-0.074 mm占70%，碳酸鈉用量500g/t，松油40g/t，浮選時間6min。

圖3 捕收劑用量試驗結果Fig.3 Test results of collector dosage

由試驗結果可見，隨著捕收劑用量的增加，Mo品位逐步下降，Mo回收率逐步提高，混合精礦中WO3的損失率也逐步增加。綜合考慮，確定組合捕收劑用量為80 g/t，即丁黃藥60 g/t和煤油20 g/t。此時，鉬精礦Mo品位為2.36%，鎢精礦WO3品位為0.21%，Mo回收率為90.6%，WO3損失率為1.51%。

2.3 再磨細度試驗

由于輝鉬礦嵌布粒度較細，部分輝鉬礦和黃鐵礦共生密切，鉬、硫混合精礦必須經過細磨，才能使其彼此分離，進而提高鉬精礦品位?；旌洗志V經過一次精選后，進行再磨再選，再磨后采用Na2S+Na2SO3作為黃鐵礦的抑制劑進行鉬、硫分離。再磨細度試驗結果如圖4所示。固定粗選條件：磨礦細度-0.074 mm占70%，碳酸鈉用量500 g/t，捕收劑用量丁黃藥60 g/t+煤油20 g/t，松油40 g/t，浮選時間6 min。

圖4 再磨細度試驗結果Fig.4 Test results of regrinding fineness

再磨細度試驗結果表明，隨著磨礦細度的提高，鉬精礦品位和回收率都逐步提高。當磨礦細度-0.044 mm超過75%時，鉬精礦回收率逐步下降，可能是鉬礦物在磨礦過程中產生過粉碎，影響鉬的回收。最終確定磨礦細度為-0.044 mm占75%，此時鉬精礦品位為8.87%，回收率為85.50%。

2.4 精選條件試驗

圖5 精選條件試驗結果Fig.5 Test results of concentration

通過探索試驗，在鉬、硫分離過程中，采用組合抑制劑Na2S+Na2SO3作為黃鐵礦的抑制劑，且當抑制劑Na2S與Na2SO3按照1∶2配比使用時效果最好。為確定抑制劑的最佳用量，進行了本次試驗，試驗結果如圖5所示。固定條件：粗選磨礦細度-0.074 mm占70%，丁黃藥60 g/t+煤油20 g/t，松油40 g/t，浮選時間6 min，混合空白精選5 min，再磨細度-0.044 mm 占75%，浮選時間5 min。

由圖5試驗結果知，隨著組合抑制劑用量的增大，鉬精礦鉬品位逐步提高，回收率呈現下降趨勢，主要是因為抑制劑用量增大，部分鉬硫連生體被抑制，影響鉬的回收率。綜合考慮，確定組合抑制用量為210 g/t，此時，鉬精礦品位為9.3%，回收率為87.1%。

3 鎢浮選試驗

3.1 碳酸鈉用量試驗

通常白鎢浮選采用脂肪酸及其皂類作為捕收劑。由于脂肪酸類的捕收劑較差，幾乎對含硅、含鈣的所有脈石礦物都有捕收作用，因此，白鎢浮選最關鍵的因素是正確選擇調整劑和抑制劑。碳酸鈉在白鎢浮選時既是礦漿的pH調整劑，又可作為提高水玻璃抑制選擇性的輔助劑，因此，合理的碳酸鈉用量對白鎢礦的浮選至關重要。碳酸鈉用量試驗流程如圖6，試驗結果如圖7所示。固定條件：水玻璃800g/t，捕收劑733+油酸用量400+100g/t，浮選時間6 min。

圖6 碳酸鈉用量試驗流程Fig.6 Experiment process of sodium carbonate dosage

圖7 碳酸鈉用量試驗結果Fig.7 Test results of sodium carbonate dosage

由試驗結果可知，隨著碳酸鈉用量的增加，白鎢粗精礦品位呈下降趨勢，但回收率卻逐步提高。當碳酸鈉用量少，礦漿pH較低（pH=8.0）時，WO3回收率偏低；而當碳酸鈉用量超過2 000 g/t時（礦漿pH= 9.5左右），則不利于提高白鎢粗選富集比。綜合考慮，確定碳酸鈉的用量為1 000 g/t（礦漿pH=9.0左右），此時白鎢粗精礦WO3品位為5.57%，回收率為84.87%。

3.2 水玻璃模數及用量試驗

由原礦多元素分析結果可知，脈石礦物主要為石英和硅酸鹽礦物。水玻璃是石英及硅酸鹽礦物的常用的抑制劑，水玻璃模數不同，對白鎢礦的浮選效果影響較大，模數過低不能有效抑制脈石礦物，模數過高又會抑制白鎢礦的浮選。因此，對不同模數的水玻璃進行了篩選試驗。水玻璃模數和用量試驗結果分別如圖8、圖9所示。固定條件：碳酸鈉1 000 g/t，733氧化石蠟皂+油酸400+100 g/t，浮選時間6 min。

圖8 水玻璃模數試驗結果Fig.8 Test results of water glass modulus

圖9 水玻璃用量試驗結果Fig.9 Test results of water glass dosage

從整體上看，隨著水玻璃模數的增大，水玻璃對脈石礦物的抑制作用逐步增強，白鎢粗精礦中WO3品位逐步提高，然而隨著模數增大水玻璃對白鎢礦的抑制作用較強，影響白鎢粗精礦中WO3回收率。最終確定采用m=2.5的水玻璃進行了水玻璃用量試驗。

水玻璃用量試驗結果表明，隨著水玻璃用量的增加，WO3品位呈現逐步升高的趨勢，但當水玻璃用量超過1 000 g/t時，WO3品位和回收率都呈現下降趨勢，這是因為水玻璃用量過大，抑制了WO3的浮選回收。最終，確定水玻璃用量為1 000 g/t，此時WO3品位為6.90%，WO3回收率為83.30%。

3.3 捕收劑用量試驗

氧化石蠟皂廣泛用于白鎢礦、其他氧化礦和某些非金屬礦的浮選，常用的氧化石蠟皂具有受溫度影響較大的缺點，選擇性較差。改進后的733氧化石蠟皂對白鎢礦的選擇性和捕收能力較好，試驗采用733、油酸、733+油酸組合捕收劑作為白鎢礦的捕收劑進行探索試驗。結果表明733與油酸以4∶1混合使用時效果最佳，為確定組合捕收劑最佳用量，進行了捕收劑用量試驗，試驗結果如圖10所示。固定條件：碳酸鈉1 000 g/t，水玻璃模數2.5，用量為1 000 g/t，浮選時間6 min。

圖10 捕收劑用量試驗結果Fig.1 0 Test results of collector dosage

由試驗結果知，隨著捕收劑用量的增加，WO3回收率逐步提高、品位則呈下降趨勢。當捕收劑用量超過500 g/t時，WO3回收率上升幅度減緩，品位降幅加大。兼顧WO3品位和回收率，確定組合捕收劑用量500g/t，此時WO3品位6.7%，WO3回收率85.6%。

3.4 精選水玻璃用量試驗

白鎢粗精礦的精選試驗仍以水玻璃作為脈石礦物的抑制劑，采用濃漿調藥、稀漿浮選工藝[9-10]，并在調藥前對白鎢粗精礦進行一次空白精選，淘汰部分脈石礦物對浮選效果的影響，以此提高精選作業(yè)的入選品位。精選水玻璃用量試驗結果如圖11所示。固定條件：粗選碳酸鈉1 000 g/t，水玻璃模數2.5，用量1 000 g/t，捕收劑733+油酸用量400+100 g/t，空白精選浮選時間5min，精選浮選時間4 min。

由試驗結果可知，在0～3 000 g/t用量范圍內，隨著水玻璃用量的增大，WO3品位由19.6%提高至35.6%，而回收率卻逐漸下降，這是因為白鎢礦也受到水玻璃的抑制作用可浮性下降。繼續(xù)增大水玻璃用量，WO3品位和回收率均受到了影響。最終確定水玻璃用量為3 000 g/t，此時WO3品位為35.6%，回收率為68.9%。

3.5 閉路試驗

圖12 閉路試驗流程Fig.1 2 Experimental process of closed circuit test

在條件試驗的基礎上進行了閉路試驗，由于閉路試驗中，中礦產品在循環(huán)的過程中，浮選藥劑逐步積累，因此，在試驗過程中要注意觀察浮選現象，及時調整浮選藥劑用量。閉路試驗流程如圖12，結果如表4所示。

閉路試驗獲得了良好的選別指標，鉬精礦鉬品位為46.14%，回收率為88.73%；鎢精礦WO3品位為65.1%，回收率為85.44%。

表4 閉路試驗結果 %Tab.4 Experiment test results of closed circuit

4 結語

（1）該礦石屬于白鎢-夕卡巖型鎢礦，主要有用礦物為白鎢礦和輝鉬礦，并含有少量黃鐵礦，輝鉬礦嵌布粒度相對較細。根據礦石性質特點，采用鉬硫混浮—再磨分離、混浮尾礦浮選回收白鎢礦的流程，流程結構簡單、便于操作控制、對礦石的適應性強。

（2）在硫化礦浮選過程中，以組合抑制劑硫化鈉+亞硫酸鈉作為浮鉬抑硫的抑制劑，由于藥劑的協同效應，黃鐵礦得到較好的抑制，鉬、硫分離效果較好。在白鎢浮選過程中，以碳酸鈉和水玻璃協同抑制脈石礦物，效果良好，但在試驗過程中要嚴格篩選水玻璃模數和控制水玻璃用量。

（3）閉路試驗獲得了良好的選別指標，獲得鉬精礦Mo品位為46.14%，回收率為88.73%；鎢精礦WO3品位為65.1%，回收率為85.44%。有效地回收了該低品位鎢鉬礦石，為現場生產和選廠設計提供了技術依據。

[1] 艾光華，劉炯天.鎢礦選礦藥劑和工藝的研究現狀和展望[J].礦山機械，2011（4）：1-7.AI Guanghua，LIU Jiongtian.Study status and prospects in flotation reagents and techniques of tungsten ores[J].Mining＆Processing Equipment，2011（4）：1-7.

[2] 劉清高，韓兆元，管則皋，等.白鎢礦浮選研究進展[J].中國鎢業(yè)，2009，24（4）：23-27.LIU Qinggao，HAN Zhaoyuan，GUAN Zegao，et al.Research progress on scheelite flotation technology[J].China Tungsten Industry，2009，24（4）：23-27.

[3] 張文征，徐秋生.我國鉬資源開發(fā)現狀與發(fā)展趨勢[J].礦業(yè)快報，2006（9）：1-4.ZHANG Wenzheng，XU Qiusheng.Development present situation and development trend on molybdenumresources of China[J].Express Information of Mining Industry，2006（9）：1-4.

[4] 王順昌.世界鉬經濟近況[J].中國鉬業(yè)，1997（6）：22-26.WANGShunchang.Economicsituationoftheworld'smolybdenum[J].China Molybdenum Industry，1997（6）：22-26.

[5] 楊 敏.鉬市場發(fā)展趨勢[J].中國鉬業(yè)，1996（10）：6-9.YANG Min.Development trend of molybdenum market[J].China Molybdenum Industry，1996（10）：6-9.

[6] 李 琳，呂憲俊，粟 鵬.鉬礦的選礦工藝發(fā)展現狀[J].中國礦業(yè)，2012，21（2）：99-103.LI Lin，LYU Xianjun，LI Peng.Development status of beneficiation process of molybdenum[J].China Mining Magazine，2012，21（2）：99-103.

[7] AKNAZAROVA T V.Use of 4，5，6，7-tetrahydrobenzo thiophene-3-carbohy droxamic acid flotation of scheetite[J].Dokil Akad Nauk SSR，1990，33（4）：244-246.

[8] HU Yuehua，XU Zhenghe.Interactions ofamphoteric amino phosphoric acids with calcium-containing minerals and selective flotation[J].International Journal of Mineral Processing，2003，72 （1/2/3/4）：87-94.

[9] 嚴川明，代獻仁，李樹蘭.某多金屬礦中白鎢的綜合回收試驗[J].中國鎢業(yè)，2009，24（3）：25-27.YAN Chuanming，DAI Xianren，LI Shulan.Scheelite comprehensive recycling from a polymetallic deposit[J].China Tungsten Industry，2009，24（3）：25-27.

[10]黃 樞，肖金華.石灰法浮選在白鎢精選中的應用[J].江西有色金屬，1994（1）：19-23.HUANG Shu，XIAO Jinhua.Application of flotation select using lime method on white tungsten[J].Jiangxi Nonferrous Metals，1994 （1）：19-23.

Experimental Study of a Low Grade Tungsten Molybdenum Ore

DAI Xianren
(Tongling Non-ferrous Metal Technology Center,Tongling 244000,Anhui,China)

The results of chemical elements and phase analysis on a skarn-type scheelite deposit showed that the main applicable ores were scheelite and molybdenite,in which the fine disseminated molybdenite is closely associated with pyrite.(Mo grade is 0.026%and WO3grade is 0.16%).To determine the grinding fineness,collector dosage,sodium carbonate dosage,sodium silicate modulus and dosage,the researchers applied a combined process of mixed flotation of molybdenum and pyrite,separating molybdenum and pyrite from mixed concentrate after regrinding,recovering scheelite at normal temperature flotation process in mixed flotation tailings.Favorable results were obtained from closed-circuit tests,with Mo grade reaching 46.14%and the recovery 88.73%;the WO3of tungsten concentrate grade attaining 65.1%with recovery rate of 85.44%.

scheelite;molybdenite;mixed flotation;regrinding;733 oxidized paraffinum sodium salt

10.3969/j.issn.1009－0622.2016.02.006

TD952

A

2015-10-26

代獻仁（1981-），男，河南鹿邑人，工程師，主要從事選礦試驗及工藝研究。