江西某钨矿为典型的原生石英-钨铋多金属矿石类型,赣南地区有较多同类钨矿石的选别实践,一般采用阶段分选、强化分级工艺,充分体现“能收早收,该丢早丢”思想。该矿石能否适用同类型矿石的原则流程,有待对其进行工艺矿物学分析和流程试验。
一、矿石工艺矿物学特征
(一)矿石化学成分及矿物组成
矿石化学多元素分析结果见表1。
表1 矿石化学多元素分析结果 %
可见,矿石中WO3含量较高,是主要回收的组分;选矿中可综合回收的组分有Bi,Cu,Mo,Sn。
矿石中主要金属矿物有黑钨矿、白钨矿等,其它金属矿物有黄铁矿、辉钼矿、闪锌矿、黄铜矿、辉铋矿等;脉石矿物主要为石英,其次为少量长石、白云母、萤石、磷灰石、绿泥石、方解石等。矿脉中富含钨铋等多金属矿,矿石未风化,属原生石英一钨铋多金属矿石类型。
(二)矿石的结构与构造
矿石结构主要有自形晶结构、半自形晶结构和它形晶结构,还有交代残余结构、溶蚀结构、包含结构和交代结构等。矿石构造有交叉构造、对称条带状构造、角砾状构造、复脉构造和梳状构造等。
(三)主要矿物嵌布特征
1、黑钨矿嵌布特征。褐黑色,条痕棕褐色,金属光泽,密度大。产于早期石英脉,多呈叶片状及板状集合体产出,垂直或斜交脉壁生长,少数为粒状或小块状杂乱分布,个别呈“钨砂包”出现。多与白钨矿共生,并被白钨矿或黄铁矿包围、穿插、交待和熔蚀。黑钨矿嵌布粒度总体较粗,68.32%以上的黑钨矿分布在1.6~0.2mm粒级中,属粗粒级范围。
2、白钨矿嵌布特征。浅黄-灰白色,具金刚或松脂光泽,一般为他形粒状或小块状,零星分布,有时被方解石、绿泥石交代。
3、黄铁矿嵌布特征。浅黄铜色,条痕黑色,强金属光泽,一般为块状或粒状集合体产出,有被闪锌矿交代或溶蚀等现象。
4、辉钼矿嵌布特征。铅灰色,金属光泽,硬度小,污手,薄片有挠性,具油脂感,多呈磷片状集合体或细小颗粒状分布,多见于含钨石英脉中,在花岗岩区脉侧蚀变云英岩中也可见及,一般单独产出较多,偶尔也见到与白云母共生。
5、黄铜矿嵌布特征。铜黄色,条痕绿黑色,金属光泽,硬度小于黄铁矿,常呈他形块状或粒状集合体出现;主要产于含钨石英脉中,常与黄铁矿、闪锌矿、辉铋矿共生,有时交代或穿插黄铁矿、闪锌矿。
6、辉铋矿嵌布特征。铅灰色,条痕灰黑色,金属光泽,密度大,硬度小;常为块状或纤维状集合体产出,在晶洞中有时见有针状或毛发状。常与黑钨矿、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿等共生,与黄铜矿相互交代或穿插,因此不易辨别它们的结晶先后。
7、石英嵌布特征。为灰白-乳白色、强油脂光泽,断面为贝壳状,性脆、块状构造。
8、长石嵌布特征。灰白-浅肉红色,具有玻璃光泽,呈板状或块状产出,表面常有高岭粉末。
9、白云母嵌布特征。为白-灰白色,玻璃光泽,呈细小片状产出。
(四)黑钨矿单体解离度测定
将矿石破碎到-2 mm后进行黑钨矿单体解离度测定,结果见表2。
表2 黑钨矿单体解离度测定结果
从表2可以看出,黑钨矿的单体解离度较好,全样可达到79.03%。
二、选矿工艺流程试验研究
(一)选矿工艺方案的选择
该黑钨-石英脉型钨矿石中金属矿物种类繁多,主要有用成分为WO3,其它元素含量均较低;钨矿物嵌布粒度较粗;脉石矿物主要为石英。总体上该矿石属于简单易选矿石类型。
该矿石的选矿试验研究借鉴了赣南同类矿石的处理经验,拟采用先分级、再跳汰+摇床粗选、钨粗精矿再浮选脱硫、磁选实现黑钨矿与白钨矿和锡石的分离,最终获得高品质钨精矿的联合工艺流程。
(二)跳汰入选粒度研究
选用跳汰机对粗粒级有用矿物进行了早收研究,首先进行了12~0mm,6~0mm 2个入选粒度的优选试验,结果见表3。
表3 跳汰入选粒度优选试验结果
由表3可见:6~0 mm入选比12~0 mm入选在WO3回收率相差不大的情况下,WO3品位高出3倍以上,因此确定跳汰重选入选粒度为6~0mm。
(三)分级跳汰重选试验
为提高选矿效率,对跳汰的工况进行了优化,即改全粒级入选为分粒级段入选,试验流程见图1,试验结果见表4。
图1 分粒级跳汰重选试验流程
表4 跳汰分粒级入选试验结果 %
由表4可以看出,跳汰分粒级入选,粗精矿品位和回收率分别达到31.38%和31.74%,较6~0mm全粒级入选的粗精矿品位和回收率分别提高18.14和11.23个百分点,表明该矿石分粒级选别的效率明显高于全粒级选别的效率;此外,该重选尾矿WO3品位和回收率分别高达0.35%和68.26%,大部分WO3没有得到回收。因此该流程的精、尾矿均需进一步进行磨选。
(四)跳汰尾矿摇床重选试验
对跳汰分级选别尾矿进行了全粒级摇床选别试验,结果见表5。
表5 跳汰分级选别尾矿全粒级摇床选别试验结果%
由表5及矿石工艺矿物学特点可以看出,摇床也必须进行分级选别。试验流程见图2,试验结果见表6。
由表6可以看出,跳汰粗选尾矿采用分级摇床重选-一次摇床中矿再摇选的流程,可以获得产率0.83%、WO3品位31.85%、回收率51.83%的综合摇床精矿;最终总的钨粗精矿产率1.46%、WO3品位31.07%、回收率88.97%;尾矿WO3品位已降至0.04%,没有进一步深选的必要,但粗精矿需进一步精选,以提高精矿晶质。
对试验过程的分析表明:各粒级摇精WO3品位在30.58%~33.14%之间,这一结果充分表明分粒级选别具有高效性、准确性的特征。
图2 跳汰、摇床分粒级选别试验流程
表6 跳汰、摇床分粒级选别试验结果 %
(五)重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验
因矿石中含有少量的硫化矿,硫化矿密度与钨矿物密度差异较小,重选难以去除这部分硫化矿,而如不去除该部分硫化矿又难以得到高质量钨精矿,为此,对重选粗精矿进行了分粒级台浮和浮选脱硫试验,试验流程见图3,试验结果见表7。
图3 重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验流程
表7 重选粗精矿分级台浮和浮选脱硫试验结果 %
试验条件∕(g∕t) | 产品名称 | 产率 | 品位 | 作业回收率 | ||||
WO3 | S | Bi | WO3 | S | Bi | |||
台浮丁黄药40, 浮选丁黄药30、 2#油21, 各扫选用量 均为粗选的1∕3 | 跳汰精矿 | 4.84 | 55.54 | 1.20 | 0.03 | 8.73 | 0.97 | 0.12 |
台浮精矿 | 9.28 | 56.76 | 1.10 | 0.04 | 17.12 | 1.71 | 0.31 | |
钨粗精矿 | 14.12 | 56.34 | 1.13 | 0.04 | 25.85 | 2.68 | 0.43 | |
硫化矿 | 10.46 | 0.03 | 35.24 | 8.15 | 0.01 | 61.78 | 71.66 | |
浮硫尾矿 | 75.42 | 30.26 | 2.81 | 0.44 | 74.14 | 36.54 | 27.91 | |
重选粗精矿 | 100.00 | 30.78 | 5.96 | 1.19 | 100.00 | 100.00 | 100.00 | |
台浮丁黄药70, 浮选丁黄药50、 2#油21, 各扫选用量 均为粗选的1∕3 | 跳汰精矿 | 4.71 | 57.04 | 1.19 | 0.02 | 8.71 | 0.94 | 0.08 |
台浮精矿 | 9.08 | 58.26 | 1.15 | 0.05 | 17.16 | 1.76 | 0.38 | |
钨粗精矿 | 13.79 | 57.84 | 1.16 | 0.04 | 25.87 | 2.70 | 0.51 | |
硫化矿 | 15.03 | 0.03 | 31.45 | 7.21 | 0.01 | 79.19 | 91.71 | |
浮硫尾矿 | 71.18 | 32.11 | 1.52 | 0.13 | 74.12 | 18.11 | 7.83 | |
重选粗精矿 | 100.00 | 30.84 | 5.97 | 1.18 | 100.00 | 100.00 | 100.00 |
由表7可见,随丁黄药用量的增大,硫化矿中铋和硫的品位都有所下降,但回收率均明显升高;而随丁黄药用量的增大,所得到的钨粗精矿WO3品位和回收率却相差不大。当台浮丁黄药70g/t,浮选丁黄药50g/t、2#油21g/t时,得到的钨精矿WO3品位达到57.84%,作业回收率达到25.87%;得到的硫化矿含硫铋分别为31.45%和7.21%,作业回收率分别为79.19%和91.71%,对原矿回收率分别为4.67%和12.76%。因此选取台浮丁黄药70g/t,浮选丁黄药50g/t,2#油21g/t作为后续试验条件。
(六)浮选脱硫尾矿摇床重选选钨试验
由于浮硫尾矿中钨含量较高,为此进行了浮硫尾矿摇床重选试验,同样将浮硫尾矿分为两个级别进行摇床重选,试验流程见图4,试验结果见表8。
图4 浮硫尾矿摇床重选选钨试验流程
表8 浮硫尾矿摇床重选选钨试验结果 %
由表8可以看出,浮选脱硫后的尾矿采用分粒级摇床重选-摇床中矿再摇选的流程,可以获得作业产率50.94%、WO3品位56.68%、作业回收率90.27%的综合摇精;尾矿WO3品位已降至6.34%,作业回收率也降至9.73%。因此该尾矿进一步深选意义不大,但钨总的粗精矿品位仅为56.95%,需进一步精选,以提高精矿品质。
对试验过程的分析表明:各摇精WO3品位在56.13%~57.25%之间,这一结果充分表明分粒级选别具有高效性、准确性的特征。
(七)钨综合粗精矿强磁精选条件试验
原矿经前面一系列处理后可得到WO3品位56%以上的钨综合粗精矿,但其质量还达不到高品级钨精矿要求,这是因为原矿中含有少量锡石等重矿物,这些矿物的密度与钨矿物差异较小,重选工艺达不到与钨矿物分离的目的。考虑到本研究对象以黑钨矿为主,而且黑钨矿与锡石在磁性上有一定差异,因此进行了钨综合粗精矿强磁精选条件试验,背景磁感应强度为1.1T。
由于磁选入选的钨粗精矿粒度范围较宽,容易产生夹带现象,为此进行了钨综合粗精矿不同分级方案下的磁选条件试验,试验流程见图5,试验结果见表9。
表9 重选粗精矿分粒级磁选条件试验结果 %
由表9可以看出,将钨综合粗精矿分成4~0.83,0.83~0.2, 0.2~0mm 3个级别进行强磁精选,无论是精矿品位还是回收率都较高,因此分级粒度适当下移有利于提高综合精矿品位,但61.63%的WO3品位仍达不到高品质钨精矿的要求。为此将钨综合粗精矿强磁精选的背景磁感应强度降低约20%进行精选,并增加一次原磁场强度下的精扫选作业,试验结果表明,最终可获得含WO3 64.21%、作业回收率89.48%、对原矿回收率达76.80%的钨精矿,得到了较好的试验结果。
图5 钨综合粗精矿分粒级磁选条件试验流程
(八)全开路流程试验
为验证条件试验的可重复性,对前面的阶段流程进行了全流程开路试验。
结果表明,采用条件试验所确定的条件,最终得到钨精矿的品位为64.27%,回收率为77.65%;得到的硫化矿中含铋7.58%、硫35.00%,铋回收率13.77%、硫回收率5.40%。因此,按(跳汰+摇床)分级粗选-浮选脱硫-强磁精选工艺流程处理该矿石是行之有效的。
三、结语
(一)该钨矿晶体粗大,单体解离容易,其他有害组分较少,属简单易选的矿石。
(二)根据该钨矿工艺矿物学特性制定的(跳汰+摇床)分级粗选-浮选脱硫-强磁精选联合流程,适合处理该黑钨-石英脉型钨矿石,在原矿含WO3 0.51%时,得到的钨精矿含WO3 64.27%、WO3回收率77.65%;硫化矿含铋7.58%、含硫35.00%,对应回收率铋13.77%、硫5.40%。