廣西某鎢錫細泥選礦試驗

王喜紹 蘭 健 李寧鈞 李海霞

(1.中國有色集團(廣西)平桂飛碟股份有限公司，廣西 賀州 542800；2.廣西冶金研究院，廣西 南寧 530023)

·綜合利用·

廣西某鎢錫細泥選礦試驗

王喜紹1蘭 健2李寧鈞2李海霞2

(1.中國有色集團(廣西)平桂飛碟股份有限公司，廣西 賀州 542800；2.廣西冶金研究院，廣西 南寧 530023)

廣西某鎢錫礦選廠采用雙曲波細泥搖床重選水力分級溢流，由于入選粒度微細，導致大量的鎢錫礦物流失在尾礦中。為了充分回收其中以黑鎢礦和錫石為主的鎢錫礦物，以探索試驗結果為基礎，采用旋流器分級—懸振錐面選礦機重選沉砂—重選精礦浮選脫硫砷—重選尾礦與旋流器溢流合并浮選脫硫砷后再混合浮選鎢錫流程對該尾礦試樣進行再選試驗，所獲鎢錫混合精礦的WO3、Sn品位分別為10.96%和6.82%、回收率分別為77.49%和63.79%。因此，粗細分級分選、重—浮聯合選礦工藝流程是該尾礦的高效再選流程。

鎢錫細泥 旋流器分級 懸振錐面選礦機重選 鎢錫混浮

廣西某鎢錫礦選礦廠采用磨礦—水力分級—粗細粒搖床分選工藝回收鎢錫。由于礦石中的鎢錫礦物硬度低、性脆、易磨，因而磨礦過程中泥化較嚴重[1-2]。磨礦產品中的微細泥以水力分級溢流的形式進入濃密機濃縮、脫水，然后進入雙曲波細泥搖床重選，尾礦經φ25 m濃密池濃縮、陶瓷真空過濾機過濾后送尾礦庫堆存。由于微細泥搖床重選回收效率不高，導致大量的微細粒鎢錫礦物流失在尾礦中。為了提高礦石資源的利用效率，改善企業的經濟效益，采用重、浮選工藝對微細粒尾礦中的鎢錫礦物進行了再回收試驗。

1 試樣性質

試樣取自φ25 m濃密池底流，粒度篩析結果見表1，主要化學成分分析結果見表2，鎢、錫物相分析結果見表3、表4。

表1 試樣篩析結果Table 1 Screening analysis results of test sample

表1表明：試樣中+0.074 mm粒級的產率達29.49%，鎢錫品位顯著低于其他粒級，表明現場對粗粒級鎢錫礦物回收效果較理想；試樣中-0.010 mm粒級產率最高，達43.06%，鎢錫品位明顯低于中間粒級，表明該試樣中有大量的脈石礦泥；鎢錫在試樣的中間粒級(0.074～0.010 mm)富集明顯，鎢錫品位為全試樣的1.5倍以上。

表2 試樣主要化學成分分析結果

Table 2 Main-elemental analysis results of test sample %

表3 試樣鎢物相分析結果

Table 3 Tungsten phase analysis results of test sample %

表4 試樣錫物相分析結果

Table 4 Tin phase analysis results of test sample %

表2表明：試樣中僅鎢錫有回收價值，有害元素硫、砷含量較高。

表3表明：以黑鎢礦形式存在的鎢占總鎢的84.38%，白鎢礦中的鎢僅占總鎢的9.37%。

表4表明：錫以氧化錫(錫石)為主，占總錫的91.74%，硫化錫僅占總錫的4.96%。

2 試驗結果與討論

2.1 探索試驗

2.1.1 單一重選流程試驗

為了確定處理該試樣的適合重選設備，用φ1 200 mm型懸振錐面選礦機[3-6]、6S型雙曲波細泥搖床[7]、φ500型離心選礦機[8]進行了選礦效果對比試驗，試驗流程為1段選別流程。3種設備在各自最佳工藝條件下的分選結果見表5。

表5 3種重選設備選礦效果對比試驗精礦指標

Table 5 Concentration index of ore dressing effectcontrast test about 3 kinds of gravityseparation equipment %

表5表明：懸振錐面選礦機的精礦品位最高、鎢錫回收率較高；離心選礦機的回收率最高，但品位最低；雙曲波細泥搖床的回收率最低，品位也不高。總體來說，3種設備的富集比均不高，回收率最高也不到51%。進一步的研究表明，選別效果不佳的原因，一方面是-0.043 mm粒級不適合進行重選，另一方面是-0.043 mm粒級對+0.043 mm粒級的分選有干擾作用。

2.1.2 重—浮聯合選礦流程試驗

基于試樣中-0.043 mm粒級產率達62.91%，尤其-0.010 mm粒級產率高達43.06%，且鎢錫在-0.043 mm粒級明顯富集，因此選擇采用浮選作業對重選作業進行補充[9-10]。由于試樣中鎢礦物主要為黑鎢礦，其可浮性與錫石相當，因此采用鎢錫混浮工藝。試驗流程見圖1，試驗結果見表6。

圖1 重—浮聯合選礦試驗流程Fig.1 Flow chart of gravity-flotation ore dressing test表6 重—浮聯合選礦流程試驗結果Table 6 Results of gravity-flotationore dressing test

%

表6表明：旋流器分級使鎢錫在沉砂中大量富集，對應的WO3、Sn品位分別為2.62%和2.06%，一定程度上排除了微細泥干擾的沉砂經1次懸振錐面選礦機重選，可獲得WO3、Sn品位分別為10.63%和8.24%的重選精礦，與試樣全粒級懸振錐面選礦機重選結果比較，該作業的富集比明顯較高；以礦泥為主的WO3、Sn品位明顯較低(分別為1.14%和0.82%)的旋流器溢流，經1次浮選可獲得WO3、Sn品位為6.02%和4.47%的浮選精礦，該作業的富集比更高；該工藝所獲得的精礦不僅WO3、Sn品位較高，而且WO3、Sn總回收率分別高達66.48%和67.05%。因此，重—浮聯合選礦工藝適合該試樣的處理。

2.1.3 重—浮聯合選礦原則流程

基于圖1中重選尾礦的粒度微細，用懸振錐面選礦機進行掃選效果有限，為了充分回收其中的鎢錫，將懸振錐面選礦機1次重選尾礦與旋流器溢流合并，作為浮選的給礦。浮選給礦脫硫后再進行鎢錫混合浮選，獲得微細粒鎢錫混合精礦；重選精礦脫硫后獲得較粗粒鎢錫混合精礦，該脫硫條件試驗本文不作介紹。

2.2 浮選條件試驗

2.2.1 脫硫砷條件試驗

試驗流程見圖2。

圖2 脫硫砷試驗流程Fig.2 Flow chart of desulfurization and dearsenication flotation test

2.2.1.1 硫酸用量試驗

硫酸用量試驗的MD黃藥粗選用量為60 g/t，試驗結果見表7。

表7 硫酸用量試驗含硫砷雜質指標Table 7 Index of contain sulfur and arsenic impurities on dosage of sulfuric acid

表7表明：增加硫酸用量，含硫砷雜質硫砷回收率先快速上升后升速趨緩、硫砷品位小幅下降，鎢錫品位微幅下降、鎢錫回收率微幅上升。綜合考慮，確定硫酸粗選用量為1 000 g/t。

2.2.1.2 MD黃藥用量試驗

MD黃藥用量試驗的硫酸用量為1 000 g/t，試驗結果見表8。

表8表明：隨著MD黃藥用量的增加，含硫砷雜質硫砷品位小幅下降、回收率顯著上升，鎢錫品位和回收率小幅上升。為了盡可能減小硫砷對后續選別的影響，確定MD黃藥粗選用量為80 g/t。

表8 MD黃藥用量試驗含硫砷雜質指標Table 8 Index of contain sulfur and arsenic impurities on dosage of MD xanthate

2.2.2 鎢錫混浮條件試驗

試驗以水玻璃+六偏磷酸鈉為石英及硅酸鹽礦物等的抑制劑，自制的BP為鎢錫礦物活化劑，水楊酸+氧化石蠟皂為捕收劑。由于水楊酸有弱起泡性、氧化石蠟皂起泡性良好，因此，浮選時不另外添加起泡劑。試驗流程見圖3。

圖3 鎢錫混浮條件試驗流程Fig.3 Flow chart of tungsten and tin bulk flotation test

2.2.2.1 水玻璃+六偏磷酸鈉用量試驗

試驗固定鎢錫混浮粗選的水玻璃與六偏磷酸鈉的用量比為3∶1，BP用量為800 g/t、水楊酸+氧化石蠟皂為1 500+500 g/t，試驗結果見表9。

表9 鎢錫混浮粗選水玻璃+六偏磷酸鈉 用量試驗鎢錫混合粗精礦指標Table 9 Tungsten and tin mixed rough concentrate index of tungsten and tin bulk flotation first concentrate sodium silicate + sodium hexameta phosphate dosage test

表9表明：隨著水玻璃+六偏磷酸鈉用量的增加，鎢錫混合粗精礦品位上升、回收率下降。綜合考慮，確定鎢錫混浮粗選水玻璃+六偏磷酸鈉的用量為600+200 g/t。

2.2.2.2 BP用量試驗

BP用量試驗的水玻璃+六偏磷酸鈉用量為600+200 g/t、水楊酸+氧化石蠟皂為1 500+500 g/t，試驗結果見表10。

表10 鎢錫混浮粗選BP用量試驗鎢錫混合粗精礦指標Table 10 Tungsten and tin mixed rough concentrate index of tungsten and tin bulk flotation first concentrate BP dosage test

表10表明：BP用量增大，鎢錫混合粗精礦品位小幅下降、回收率顯著上升。綜合考慮，確定鎢錫混浮粗選BP的用量為800 g/t。

2.2.2.3 水楊酸+氧化石蠟皂用量試驗

水楊酸和氧化石蠟皂是常用的氧化礦捕收劑，對錫石和黑鎢礦都有良好的捕收性能。水楊酸+氧化石蠟皂用量試驗固定水玻璃+六偏磷酸鈉用量為600+200 g/t、BP為800 g/t，試驗結果見表11。

表11 鎢錫混浮粗選水楊酸+氧化石蠟皂用量 試驗鎢錫混合粗精礦指標Table 11 Tungsten and tin mixed rough concentrate index of tungsten and tin bulk flotation first concentrate salicylic acid + oxidized paraffin soap dosage test

表11表明：隨著水楊酸+氧化石蠟皂用量的增加，鎢錫混合粗精礦品位明顯下降、回收率明顯上升。綜合考慮，確定水楊酸+氧化石蠟皂的用量為1 500+500 g/t。

2.3 全流程試驗

以探索試驗、條件試驗和開路試驗為基礎，按圖4所示的流程進行了全流程試驗，結果見表12。

圖4 全流程試驗流程Fig.4 Flow chart of the whole process test表12 全流程試驗結果

Table 12 Results of the whole process test %

由表12可以看出，采用圖4所示的流程處理試樣，可獲得WO3、Sn品位分別為10.96%和6.82%、回收率分別為77.49%和63.79%、硫砷含量分別為0.57%和0.87%的鎢錫混合精礦。

3 結 語

(1)廣西某鎢錫礦選廠水力分級溢流雙曲波細泥搖床重選尾礦粒度微細，-0.010 mm粒級產率達43.06%，WO3、Sn品位分別為1.60%和1.21%，鎢錫在細粒級明顯富集。鎢主要以黑鎢礦形式存在，錫主要以錫石的形式存在。

(2)探索試驗表明，適合試樣中鎢錫礦物回收的重選設備為懸振錐面選礦機，對脫除礦泥后的旋流器沉砂有很好的分選效果。

(3)試樣采用旋流器分級—懸振錐面選礦機重選沉砂—重選精礦浮選脫硫砷—重選尾礦與旋流器溢流合并浮選脫硫砷后再混合浮選鎢錫流程處理，合并后的鎢錫混合精礦WO3、Sn品位分別為10.96%和6.82%、回收率分別為77.49%和63.79%。由于該精礦粒度極細，磁選或浮選都無法有效分離，因此，該精礦即為最終精礦。

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(責任編輯 羅主平)

Mineral Processing Experiment of a Tungsten and Tin Slime in Guangxi

Wang Xishao1Lan Jian2Li Ningjun2Li Haixia2

(1.CNMC(GuangXi)PgmaCo.，Ltd.，Hezhou542800，China;2.GuangxiResearchInstituteofMetallurgy，Nanning530023，China)

The double wave fine mud shaking table was used in recycling tungsten and tin slime from Guangxi，the selected granularity was so fine that much tungsten-tin was lost in the tailings.In order to fully recycle tungsten and tin ore，in which main composition is wolframite and cassiterite，cyclone classification-HVC concentrator gravity-desulfurization and dearsenication by flotation,and then tungsten and tin mixed flotation process was applied.The mixed tungsten and tin concentrate with WO3grade of 10.96% and Sn grade of 6.82%，the recovery of WO377.49% and the recovery of Sn 63.79% were obtained.Therefore，the technological schemes of sizing sorting and gravity concentration-flotation are efficient in second beneficiation of the tailings.

Tungsten and tin slime，Cyclone classification，HVC concentrator gravity separation，Tungsten and tin bulk flotation

2015-07-29

王喜紹(1964—)，男，工程師，副總經理。

TD922,TD923+.7

A

1001-1250(2015)-11-174-05