0 前言

钨矿中除主元素钨外, 往往还伴生有钼、铋、铜、铅、锌、银等有用元素。对这些有用成分许多矿山主要以台浮硫化矿的形式产出。因此, 台浮硫化矿成为钨矿山综合回收的重要资源之一。针对某钨矿山的台浮硫化矿进行了不同方案的试验研究。

1 矿石性质

矿石的部分物理性质:堆积角34.5°, 松散密度2.8 g/cm³, 摩擦角28.5°(木板)、28°(水泥板)、27°(铁板)。

原矿光谱分析结果列于表 1, 多元素分析结果列于表 2, 主要矿物及其相对含量列于表 3。由表中可见:该台浮硫化矿具有回收价值的组分为W、Sn、Cu、Pb、Zn、Mo、Bi, 此外Ag含量也较高, 可考虑富集于其他产品中; 主要的有用矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、辉钼矿、辉铋矿、自然铋、辉铅铋矿、黄铁矿、磁黄铁矿、锡石, 白钨矿和黑钨矿; 主要脉石矿物为长石、毒砂、石英、绿泥石、石榴石和萤石等。

2 试验方案的选择

该台浮硫化矿有用成分多, 需回收Mo、Bi、Cu、Pb、Zn、W、Sn、Ag等各种成分, 故对这种硫化矿往往采用多种分离方法的组合^〔1~2〕, 因此试验研究中采用了优先浮钼-铜铅混浮-浮锌-磁选和铜钼混浮-铅锌混浮-磁选-重选工艺流程, 获得了Mo、Cu、Pb、Zn、W、Sn和S的独立产品。

3 试验结果和讨论

首先, 进行了原矿筛析试验, -0.074mm含量仅12.63%。通过磨矿细度试验后, 其结果表明:磨矿浓度为65%, 磨矿时间为2.5min, -0.074mm可达64.85%。

3.1 优先浮钼-铜铅混浮-浮锌-磁选工艺流程试验

优先浮钼-铜铅混浮-浮锌-磁选试验工艺流程见图 1。

3.1.1 钼优先浮选试验

采用Na₂S脱药, Na₂S加入矿浆后搅拌5min, 然后浸泡5h, 再洗涤两次后进行磨矿。试验表明:Na₂S用量越大, 钼精矿品位越高, 回收率越低。最终确定脱药Na₂S用量为6 kg/t, 抑制剂Na₂S用量为7 kg/t, 捕收剂煤油用量为40 g/t, 浮选时间4min, 钼精选采用Na₂S用量为3kg/t和水玻璃用量为2kg/t。

3.1.2 铜铅混浮及其分离试验

采用H₂SO₄和CuSO₄作活化剂, 其用量分别为2L/t、2kg/t Na₂SO₃和ZnSO₄作抑制剂, 其用量分别为1.6kg/t、3.2kg/t; 捕收剂丁铵黑药用量为0.12kg/t; Cu、Pb分离采用Cu/Pb, Na₂S用量0.8kg/t、水玻璃用量1.0kg/t、K₂CrO₇用量2.0kg/t。

3.1.3 锌浮选试验

活化剂为H₂SO₄和CuSO₄, 其用量分别为3L/t和1kg/t, 捕收剂丁铵黑药和丁基黄药用量均为100g/t, 起泡剂2^#油16g/t。

3.1.4 磁选试验

浮锌后的尾矿用磁选回收WO₃, 先采用弱磁选, 而后用强磁选, 获得钨细泥精矿。

该工艺流程试验结果为钼精矿含Mo46.86%, 回收率为85.44%, 含As0.25%; 铜精矿含Cu20.95%, 回收率为92.56%, 含As0.36%; 铅精矿含Pb56.23%, 回收率为64.51%; 锌精矿含Zn48.16%, 回收率为52.43%; 硫精矿含S27.37%; 钨细泥精矿含WO₃29.12%, 回收率为76.62%; 锡中矿含Sn19.24%, 回收率为57.13%。铋在铅精矿中的回收率为54.66%, 银在铅精矿中的回收率为50.24%, 铋银还可在冶炼中进行回收。

各产品镜下检查结果:钼精矿中主要是辉钼矿, 约占79.6%, 少量黄铜矿, 有害杂质为极少量的毒砂、石英和锡石; 铜精矿主要为黄铜矿, 约占60%, 少量方铅矿单体, 有少部分闪锌矿与黄铜矿相嵌, 其他还有萤石、硅铝酸盐等; 铅精矿主要为方铅矿, 约占70%, 铋矿物较多, 主要为辉铋矿、辉铅铋矿和被包裹的自然铋, 黄铜矿和毒砂及其他杂质含量均低, 不影响产品质量; 锌精矿主要为闪锌矿, 约占73.2%, 见黄铜矿以乳滴状存在于闪锌矿中, 毒砂含量少, 其他有害杂质不影响产品质量; Bi和Ag主要富集在铅精矿中。

3.2 铜钼混浮-铅锌混浮-磁选-重选工艺流程试验

铜钼混浮-铅锌混浮-磁选-重选试验工艺流程见图 2。

3.2.1 铜钼混浮试验

药剂用量:脱药Na₂S 6kg/t、CaO1kg/t、水玻璃1.4kg/t、K₂CrO₇ 2.8kg/t、捕收剂丁铵黑药0.2kg/ t、煤油0.04kg/t、2^#油0.016kg/t, 获得混合粗精矿品位为Cu17.79%、Mo3.27%, 回收率为Cu91.71%、Mo98.10%。

Cu、Mo分离采用Mo/Cu, 抑制剂Na₂S用量3kg/t, 水玻璃1kg/t。

3.2.2 铅锌混浮试验

采用H₂SO₄(浓)3L/t调整pH值, 以活化Pb、Zn矿物, 捕收剂丁铵黑药0.1kg/t, 2^#油用量0.016kg/t。

Pb、Zn分离采用Pb/Zn, 所用药剂: CaO 1.8kg/ t、Na₂SO₃ 1.0kg/ t、ZnSO₄ 2.0kg/t。浮铅尾矿再浮锌, 活化剂为CuSO₄ 0.5kg/t和ZnSO₄ 0.4kg/t, 捕收剂丁铵黑药0.1kg/t, 2^#油0.016kg/t。浮锌尾矿即为硫精矿。

3.2.3 磁选-重选试验

浮铅、锌后的尾矿通过磁选和重选回收W和Sn。先用弱磁选, 后用强磁选, 获得钨细泥精矿, 磁选尾矿再用摇床回收锡。

该工艺流程试验结果为钼精矿含Mo47.69%, 回收率91.53%, 含As0.15%; 铜精矿含Cu21.13%, 回收率90.72%; 铅精矿含Pb45.66%, 回收率47.83%; 锌精矿含Zn49.12%, 回收率56.75%; 硫精矿含S35.18%; 钨细泥精矿含WO₃25.40%, 回收率45.87%;锡中矿含Sn26.33%, 回收率22.93%。经查银和铋主要富集在铅精矿中, 银的回收率55.66%, 铋的回收率41.09%。

3.3 方案比较

从试验结果看, 优先浮钼-铜铅混浮-浮锌-磁选工艺流程优于铜铅混浮-铅锌混浮-磁选-重选工艺流程, 主要是铜精矿中含As前者低于后者, 另外铅精矿品位前者显著高于后者, 钨细泥精矿和锡中矿的回收率也是前者高于后者。

4 结论

(1) 该台浮硫化矿含有用元素多, 具回收价值的元素有Mo、Bi、Cu、Pb、Zn、W、Sn、S等, Ag含量也较高, 可富集于其他产品中, 待冶炼过程中回收。

(2) Mo、Cu、Pb、Zn、S、Bi和Ag等可通过浮选回收, WO₃和Sn可采用磁选和重选回收。

(3) 优先浮钼-铜铅混浮-浮锌-磁选工艺流程优于铜钼混浮-铅锌混浮-磁选-重选工艺流程。