提高某白钨矿石浮选指标试验

提高某白钨矿石浮选指标试验
彭会清;焦文亚;吴迪
【摘要】A skarn type scheelite in Jiangxi,China,have a WO3 grade of 0. 26%. Most of the sheelite was disseminated in the quartz,fluorite and calcite particles,resulting in difficulty to liberate. When the grinding fineness was 0. 074 mm passing by 80% in the field,sheelite concentrate with the grade and recovery of WO359. 31% and 58. 64% respectively could be ob-tained by the process of 1 roughing and 2 scavenging in normal temperature flotation,1 roughing,5 cleaning and 2 scavenging in heated flotation,and the middling back to the flow-sheet in order. To improve the flotation results, the mixture of benzo-hydroxamic acid and sodium oleate was used as the collectors to be applied in condition tests of the stage grinding process. The results indicated that sheelite concentrate with the grade and recovery of WO362. 31% and 71. 62% respectively could be ob-tained by the process of 1 roughing and 2 scavenging in normal temperature flotation with grinding fineness of 0. 074 mm pass-ing by 80%,and 1 roughing,5 cleaning and 2 scavenging in heated flotation with grinding fineness of 0. 074 mm passing by 90%. Compared with the results in field,sheelite concentrate index has been significantly improved with the grade and recovery of sheelite concentrate improved by 3 percentage points and 12. 98 percentage points.%江西某矽卡岩型白钨矿石WO3品位为0.26%,白钨矿大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中,单体解离困难.现场在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫
常温浮选,1粗5精2扫加温浮选,中矿顺序返回流程处理,仅能获得WO3品位为59.31%、WO3回收率为58.64%的钨精矿.为了提高该矿石的选矿指标,试验以苯
甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选混合捕收剂,进行了阶段磨选工艺条件研究.结
果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,常
温浮选精矿再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下采用1粗5精2扫加温浮选,
最终获得了WO3品位为62.31%、WO3回收率为71.62%的钨精矿,钨精矿WO3品位提高3个百分点,WO3回收率提高12.98个百分点,精矿指标提高显著.
【期刊名称】《金属矿山》
【年(卷),期】2017(000)009
【总页数】5页(P106-110)
【关键词】白钨矿;组合捕收剂苯甲羟肟酸+油酸钠;常温浮选粗精矿再磨
【作者】彭会清;焦文亚;吴迪
【作者单位】武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北武汉430070;武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北武汉430070;武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北
武汉430070
【正文语种】中文
【中图分类】TD923+.7
钨在航空航天、原子能、电气、电子、船舶、汽车和化工等领域都有广泛的应用，是重要的稀有难熔金属[1-2]。

我国拥有丰富的白钨矿资源，但约有85%的白钨矿资源因品位低和难分选而处于待开发状态[3-5]。

因此，提高白钨矿分选技术水平，改善白钨矿分选效果就显得尤为重要。

江西某矽卡岩型白钨矿石WO3品位为0.26%，现场采用常规浮选工艺处理，所得白钨精矿品位和回收率都很难达到60%。

试验在原工艺流程的基础上，以苯甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选混合捕收剂，并对白钨矿常温浮选粗精矿进行再磨、加温精选，显著提高了白钨矿精矿指标。

试样为江西某矿山的矽卡岩型钨矿石，矿物组成较复杂，主要钨矿物为白钨矿，呈半自形—他形粒状结构，细粒浸染状、细脉状、胶状结构，乳浊状结构和交代充填结构，大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中，单体解离困难。

试样主要化学成分分析结果见表1，钨物相分析结果见表2。

由表1可以看出，矿石中钨品位较低，脉石矿物主要为石英以及萤石和方解石等含钙矿物。

由表2可以看出,钨主要以白钨矿形式存在，黑钨矿和钨华的占有率很低。

现场工艺流程见图1，试验结果见表3。

3.1 常温粗选条件试验
常温粗选条件试验流程见图2。

3.1.1 磨矿细度试验
在碳酸钠用量为1 000 g/t，水玻璃用量为1 000 g/t，苯甲羟肟酸+油酸钠用量为300+200 g/t条件下进行磨矿细度试验，结果见图3。

由图3可知，随着磨矿细度的提高，钨常温浮选精矿WO3品位上升，WO3回收率先升后降。

综合考虑，确定磨矿细度为-0.074 mm占80%。

3.1.2 碳酸钠用量试验
对含钙类脉石矿物含量较高的矽卡岩型白钨矿，用碳酸钠作矿浆pH 调整剂不但可以消除矿浆中钙离子的影响，使泡沫层更稳定，而且与水玻璃组合使用还具有正协同效应[6]。

在磨矿细度为-0.074 mm占80%，水玻璃用量为1 000 g/t，苯甲羟
肟酸+油酸钠用量为300+200 g/t条件下进行碳酸钠用量试验，结果见图4。

由图4可以知，随着碳酸钠用量的增加，钨常温浮选精矿WO3品位和回收率均
先升后降，高点均在Na2CO3用量为1 200 g/t 时。

因此，确定常温粗选的碳酸
钠用量为1 200 g/t。

3.1.3 水玻璃用量试验
在磨矿细度为-0.074 mm占80%，碳酸钠用量为1 200 g/t，苯甲羟肟酸+油酸
钠用量为300+200 g/t条件下进行水玻璃用量试验，结果见图5。

由图5可知，随着水玻璃用量的增加，钨常温浮选精矿WO3品位上升，WO3回收率下降。

综合考虑，确定常温粗选的水玻璃用量为1 500 g/t。

3.1.4 苯甲羟肟酸与油酸钠配比试验
在磨矿细度为-0.074 mm占80%，碳酸钠用量为1 200 g/t，水玻璃用量为1 500 g/t，苯甲羟肟酸+油酸钠总用量为600 g/t条件下进行苯甲羟肟酸与油酸钠
质量配比试验，结果见图6。

由图6可知，随着苯甲羟肟酸与油酸钠配比的增大，钨常温浮选精矿WO3品位
上升，WO3回收率先上升后下降。

综合考虑，确定苯甲羟肟酸与油酸钠配比为2。

3.1.5 苯甲羟肟酸+油酸钠用量试验
在磨矿细度为-0.074 mm占80%，碳酸钠用量为1 200 g/t，水玻璃用量为1 500 g/t，苯甲羟肟酸与油酸钠质量配比为2的情况下进行苯甲羟肟酸+油酸钠用
量试验，结果见图7。

由图6知，随着苯甲羟肟酸+油酸钠总用量的增加，钨常温浮选精矿WO3品位下降，WO3回收率上升。

综合考虑，确定苯甲羟肟酸+油酸钠总用量为700 g/t。

3.2 加温粗选条件试验
白钨矿常温浮选条件试验结果表明，常温浮选难以大幅度提高精矿品位。

因此，需对常温浮选精矿进行加温浮选。

加温浮选条件试验采用图8所示的流程，试验的
给矿为常温浮选粗精矿。

工艺矿物学研究表明，常温浮选粗精矿白钨矿解离度不高，因此，确定加温浮选的磨矿细度很有必要。

3.2.1 钨常温浮选粗精矿再磨细度试验
钨常温浮选粗精矿再磨细度试验固定浮选矿浆浓度为50%，添加水玻璃4 000
g/t(对原矿，下同)后在90 ℃下保温1 h，然后进行精选，试验结果见图9。

由图9可以看出，随着磨矿细度的提高，钨精矿WO3品位和WO3回收率均先上升后下降，指标高点在再磨细度为-0.074 mm占90%时。

因此，确定钨常温浮选粗精矿再磨细度为-0.074 mm占90%。

3.2.2 加温粗选水玻璃用量试验
在钨常温浮选粗精矿再磨细度为-0.074 mm占90%、浮选矿浆浓度为50%、保
温时间为1 h情况下进行加温粗选水玻璃用量试验，结果见图10。

由图10可以看出，随着加温粗选水玻璃用量的增大，钨精矿WO3品位呈先快后慢的上升趋势，WO3回收率先上升后下降。

综合考虑，确定加温粗选水玻
璃用量为5 000 g/t。

3.3 闭路试验
在条件试验和开路试验基础上拟定的闭路试验流程见图11，试验结果见表4。

由表4可知，采用图11所示的流程处理矿石，可获得WO3品位为62.31%、WO3回收率为71.62%的钨精矿。

(1)江西某矽卡岩型白钨矿石WO3品位为0.26%，白钨矿主要呈半自形—他形粒
状结构，细粒浸染状、细脉状、胶状结构，乳浊状结构和交代充填结构，大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中，单体解离困难。

现场在磨矿细度为-0.074 mm
占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选，1粗5精2扫加温浮选，中矿顺序返回
流程处理，仅能获得WO3品位为59.31%、WO3回收率为58.64%的钨精矿，
生产指标相当不理想。

(2)试验研究表明，以苯甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选的混合捕收剂，矿石在磨矿细度为 -0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫流程常温浮选，常温浮选精矿再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下采用1粗5精2扫流程加温浮选(中矿顺序返回)，可获得WO3品位为62.31%、WO3回收率为71.62%的钨精矿，钨精矿WO3品位提高3个百分点，WO3回收率提高12.98个百分点。

[3] 安占涛，罗小娟.钨选矿工艺及其进展[J].矿业工程,2005(3):29-30. An Zhantao,Luo Xiaojuan.Tungsten dressing technology and its development[J].Mining Engineering,2005(3):29-30.
[4] 林海清.近年来我国钨选矿技术的进展[J].中国钨业,2001(5):72-73. Lin Haiqing.The recent development of tungsten concentrate's separating technology in China[J].China Tungsten Industry,2001(5):72-73.
[5] 邓丽红，周晓彤.白钨矿常温浮选工艺研究[J].中国钨业,2008(5):20-22. Deng Lihong,Zhou Xiaotong.On flotation technology of low grade scheelite at normal temperature[J].China Tungsten Industry,2008(5):20-22.
[6] 张爱萍，李光祥，王仁东.某白钨矿浮选工艺研究[J].现代矿业,2009(4):34-35. Zhang Aiping,Li Guangqiang,Wang Rendong.Study of floatation of scheelite[J].Morern Mining,2009(4):34-35.
【相关文献】
[1] 李俊萌.中国钨矿资源浅析[J].中国钨业，2009(6):9-13. Li Junmeng.The analysis of China's tungsten resources[J].China Tungsten Industry,2009(6):9-13.
[2] 孔昭庆.中国钨矿业资源现状与可持续发展[J].中国矿业,2001(1):29-31. Kong
Zhaoqing.Present status and sustainable development of tungsten ore mining in
China[J].China Tungsten Industry,2001(1):29-31.。