江西某多金属矿中铜钨资源的综合回收

邓 颖 周晓文

（1.江西省矿业工程重点实验室，江西 赣州 341000；2.江西理工大学资源与环境工程学院，江西 赣州 341000）

铜是四大有色金属之一，是一种重要的矿产资源；钨属于我国四大战略资源之一，在军事、电子信息、现代工业等领域用途广泛。随着经济的发展，我国对铜、钨资源需求量不断增大，因此对国内资源合理开发利用显得尤为重要［1-4］。在江西、湖南、福建等地均存在大量铜钨多金属矿，在研究及生产实践中，针对铜钨型矿石一般采用先浮选硫化矿后浮钨的流程，主要有铜优先浮选、铜快速浮选、铜硫混合浮选，硫化矿尾矿浮选钨等［4-8］工艺流程，其中应用较为广泛的流程是铜硫混合浮选再分离，尾矿浮钨流程。凌石生等［9］对某铜硫钨多金属矿选矿工艺进行了研究，采用磁选脱硫—铜硫混合浮选—白钨矿浮选流程，产出硫精矿、铜精矿及白钨精矿，闭路试验获得了硫精矿含硫30.16%、回收率77.58%；铜精矿含铜18.28%、回收率76.83%；白钨精矿WO3品位66.04%、回收率81.67%的指标。李俊萌等［10］对江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺进行了研究，采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选、混浮尾矿浮钨工艺，获得了铜精矿铜品位24.13%、回收率68.90%，硫精矿硫品位36.15%、回收率60.77%，钨精矿WO3品位62.24%、回收率73.68%的指标，使矿石中的铜钨得到较好的回收。从目前铜钨矿综合回收研究和实践来看，实现多金属矿中铜钨资源的高效分离和回收，合适的药剂制度和工艺流程是关键，尤其是克服铜、钨回收流程的相互干扰，以及钨矿物高效捕收剂的选择［11］。

江西某铜钨多金属矿含铜0.72%、含钨0.11%。为合理开发利用该资源，确定合适的选矿工艺流程和药剂制度，对该铜钨多金属矿石进行了选矿工艺流程试验研究。

1 试验材料与试验方法

1.1 试验矿样

1.1.1 试样多元素分析及矿物组成

试样取自江西某矿山，其主要金属矿物为黄铜矿、铜蓝、白钨矿、黄铁矿、白铁矿、辉铅铋矿、闪锌矿等，其中黄铜矿含量较高，具有回收价值，白钨矿具有综合利用价值；非金属矿物为方解石、石榴石、石英、透闪石、萤石、绿泥石、白云母、透辉石等。试样多元素分析结果见表1。

注：Ag、Au含量的单位为g/t。

1.1.2 矿石矿物嵌布特征及嵌布粒度

矿石中黄铜矿、铜蓝及少量黄铁矿组成致密块状，一些黄铜矿、黄铁矿在局部浸染状分布，少量黄铜矿、黄铁矿组成石英脉穿切岩石。黄铜矿多呈浸染状、星点状、稀疏浸染状等形态产出，前者裂纹发育，被次生铜蓝穿切交代，分割成网格状（图1），包裹辉铅铋矿。白钨矿呈粒状产出，多为他形-半自形晶，一般零星分布或者聚粒镶嵌分布于石英粒间，主要与石英连生（图2），有的与石英、萤石等连生分布。

铜矿物单体解离，钨矿物因嵌布较为简单，嵌布粒度也以中细粒为主，有利于单体解离，+0.074 mm粒级已达到98.16%的单体解离，这说明对选矿十分有利。

1.2 试验方案与方法

本研究主要回收的元素是铜和钨。对于铜硫矿物的浮选，目前主要的浮选流程有直接分离浮选流程、优先浮选流程和混合—优先浮选流程等。由于本研究试样中硫含量不高，只考虑硫化矿回收可选用铜优先浮选工艺［12-15］，但研究试样中WO3品位达到0.11%，需考虑钨矿物的回收。因此，本研究选矿技术难点在于如何获得高品质铜精矿的同时，降低硫化矿选别工艺流程和药剂对后续白钨矿回收的影响［16-20］。

由于矿石中白钨矿、黄铜矿的结构构造不复杂，嵌布粒度以中细粒为主，单体解离度较为良好，硫化矿物和钨矿物的相互关系不是十分密切，只需将其分开处理就可避免相互干扰，因此本研究拟先对硫化矿进行浮选富集，硫化矿浮选尾矿再进行白钨矿浮选富集，采用铜硫混合浮选、铜硫混合浮选尾矿浮选白钨矿的原则流程，条件试验流程见图3。

1.3 试验药剂和设备

试验中用的药剂主要有碳酸钠、石灰、水玻璃、硝酸铅、丁基黄药、松油、油酸、氧化石蜡皂、GYB、GYR等，其中碳酸钠、硝酸铅为分析纯，其它药剂为矿山选厂工业级药剂，试验用水为民用自来水，试验所用设备为XQM-240×90型锥形球磨机，XFD、XFG系列浮选机。

2 选矿试验研究

2.1 硫化矿浮选条件试验

2.1.1 丁基黄药用量试验

试样涉及硫化矿和白钨矿2种不同类型的矿物，为避免硫化矿对后续白钨浮选的影响，进行硫化矿浮选应尽可能将硫化矿脱除，目前对于硫化矿浮选一般采用丁基黄药作捕收剂，因此，本研究选用丁基黄药作为铜硫混合浮选的捕收剂。固定磨矿细度-0.074 mm占78%，对丁基黄药用量进行试验研究，试验流程见图3，试验结果见图4。

从图4可以看出，随着丁基黄药用量的增加，铜硫混合粗精矿中铜回收率不断升高，但品位却不断下降，当丁基黄药用量达到120 g/t后，得到的铜硫混合粗精矿回收率增加已不明显，并且粗精矿中钨矿物的夹带量明显增加。因此综合考虑，选取丁基黄药用量为120 g/t。

2.1.2 磨矿细度试验

适宜的磨矿细度能使目的矿物有效单体解离而又不过度粉碎，磨矿细度过细一方面会造成目的矿物因过粉碎而泥化，另一方面也会增加能耗，浪费资源。因此进行了磨矿细度条件试验，试验流程同图3，固定丁基黄药用量120 g/t，改变磨矿细度，考察磨矿细度对混合粗选指标的影响，试验结果见图5。

从图5可以看出，随着磨矿细度的增加，得到的铜硫粗精矿中铜的回收率不断升高，但铜硫混合粗精矿中铜的品位却不断下降，而且当磨矿细度-0.074 mm含量大于78%时，铜硫混合粗精矿中白钨矿夹带量明显增大。综合选矿指标和经济因素，确定铜粗选磨矿细度-0.074 mm占78%。

2.1.3 铜硫分离浮选pH值条件试验

石灰法是目前铜硫分离采用最多的方法，本实验采用石灰法进行铜硫分离，矿浆pH值使用石灰控制，由于试样硫品位仅0.93%，因此试验数据分析不考虑硫。铜硫分离pH值条件试验流程同图3，固定磨矿细度-0.074 mm占78%、丁基黄药用量120 g/t，改变铜硫分离浮选矿浆pH值，考察矿浆pH值变化对铜硫分离指标的影响，试验结果见图6。

由图6可以看出，随着矿浆pH值不断升高，获得的铜粗精矿品位不断升高，但pH值达到12.5时，铜品位继续升高，但回收率却剧烈下降，矿浆pH值过高对铜矿物产生了抑制。综合考虑，取矿浆pH值为12。

2.1.4 铜硫分离铜精选条件试验

从铜硫分离浮选pH值条件试验获得的铜粗精矿可以看出，铜粗精矿中铜的品位已经较高，经过精选便可获得高质量的铜精矿，其关键是如何在获得较高铜品位的同时尽可能提高铜回收率，为此本试验进行了铜粗精矿精选次数试验。同时，由于铜硫分离过程中铜的整体回收率偏低，铜矿物在铜硫分离尾矿产品中分布率较高，还进行了铜硫分离尾矿扫选回收铜的试验，以提高铜矿物的回收率，试验流程见图7，试验结果见表2。

表2表明，铜粗精矿经过2次精选可获得铜品位25.43%、铜回收率62.97%的高品质铜精矿，1次精选可获得铜品位24.94%、铜回收率69.73%的铜精矿，虽然2次精选获得的铜精矿品质更高，但综合回收率指标考虑，本试验选取铜粗精矿精选1次作为试验条件。另外，试验数据表明，通过分离尾矿扫选1次，获得的中矿产品中铜的占有率为9.77%，有效提升了铜的回收率。

2.2 钨矿浮选条件试验及结果

2.2.1 钨粗选捕收剂种类及用量试验

矿石中的钨矿物主要为白钨矿，且以中细粒嵌布为主，单体解离度较高，主要与石英连生，有的与石榴石、萤石等连生分布，对选矿十分有利。浮选是回收白钨矿的主要工艺，为此，对硫化矿浮选尾矿回收钨进行了捕收剂种类及用量条件试验，流程见图8，固定磨矿细度-0.074 mm占78%、调整剂碳酸钠用量2 000 g/t，抑制剂水玻璃用量1 500 g/t、活化剂硝酸铅用量400 g/t，对氧化石蜡皂、油酸、GYB+GYR等多种捕收剂浮选效果进行了对比，结果表明，氧化石蜡皂、油酸捕收能力较强，但选择性较差，获得的钨粗精矿回收率高但品位低，GYB+GYR混合捕收剂捕收能力稍弱，但其选择性明显优于前两者，综合考虑，选取GYB+GYR作为白钨矿的捕收剂，并进一步对其用量进行了条件试验，结果见图9。

由图9可以看出，随着GYB+GYR用量逐渐增大，获得的钨粗精矿中钨回收率不断升高，但品位却不断下降，尤其当GYB+GYR用量达到（400+400）g/t以后，品位降低的同时，回收率升幅已不明显。因此，选取GYB+GYR混合捕收剂用量为（400+400）g/t。

2.2.2 钨粗选碳酸钠用量条件试验

虽然在铜浮选流程充分考虑了硫化矿的脱除，但硫化矿浮选尾矿中还有少量的硫化矿存在，影响钨矿物的浮选回收。碳酸钠作为调整剂，一方面可以调节矿浆pH值抑制硫化矿，另一方面碳酸钠对矿浆具有一定的分散作用，有利于白钨矿浮选富集。对碳酸钠用量进行了条件试验，固定磨矿细度-0.074 mm占78%、抑制剂水玻璃用量1 500 g/t、活化剂硝酸铅用量400 g/t、混合捕收剂GYB+GYR用量（400+400）g/t，考察碳酸钠用量对白钨矿选矿指标的影响，试验结果见图10。

从图10可以看出，随着碳酸钠用量的增大，钨粗精矿钨品位和回收率都有提升，说明碳酸钠对矿浆起到一定的分散作用，但当其用量增加到2 200 g/t时，钨粗精矿的品位和回收率都有所下降，说明此时碳酸钠已过量。因此，选取碳酸钠用量为2 000 g/t。

2.2.3 钨粗选水玻璃用量条件试验

试样中的SiO2含量较高，脉石矿物主要为石英。水玻璃对石英等硅酸盐脉石矿物有良好的抑制作用，为达到最佳的抑制效果，对水玻璃用量进行了条件试验，试验流程同图8。固定磨矿细度-0.074 mm占78%、调整剂碳酸钠用量2 000 g/t、活化剂硝酸铅用量400 g/t、混合捕收剂GYB+GYR用量（400+400）g/t，考察水玻璃用量对浮选指标的影响，试验结果见图11。

由图11可知，水玻璃对石英等硅酸盐脉石矿物起到了很好的抑制作用。H2SiO3、HSiO3-、SiO32-能够吸附在石英等脉石矿物表面，使其受到抑制，而对钨矿物的可浮性影响较小，另外由于胶态SiO2带负电并吸附在矿泥表面，使矿泥带负电互相排斥，并处于最佳的分散状态，避免了细泥矿物的夹带和罩盖［21-25］。随着水玻璃用量增大，获得的钨粗精矿的品位不断升高，但钨粗精矿的回收率却不断下降，尤其当用量达1 500 g/t以后，获得的钨粗精矿中钨品位升幅已不明显，回收率却剧烈下降，说明此时水玻璃对钨矿物也产生了抑制作用，水玻璃用量已过量。因此，选取水玻璃用量为1 500 g/t。

2.2.4 钨粗选硝酸铅用量条件试验

从之前条件试验数据来看，获得的钨粗精矿中钨的回收率偏低，为了提高钨的回收率，拟对白钨矿进行活化。硝酸铅对钨矿物浮选有显著的活化作用，可有效提高捕收剂的作用效果，改善浮选指标。对硝酸铅用量进行了条件试验，固定磨矿细度-0.074 mm占78%、调整剂碳酸钠用量2 000 g/t，抑制剂水玻璃用量1 500 g/t，混合捕收剂GYB+GYR用量（400+400）g/t，试验结果见图12。

从图12可以看出，硝酸铅对钨矿物确有一定的活化作用，因为在矿浆pH=6～10的浮选体系中，Pb主要以Pb（OH）+和Pb（OH）2（S）沉淀的形式存在，在矿物表面发生特性吸附，是钨矿物浮选的活化组分，可以提高浮选药剂与钨矿颗粒的作用效果，从而提高钨矿物浮选回收率［26］。随着活化剂硝酸铅用量的增大，获得的钨粗精矿中钨的回收率不断升高，但当硝酸铅用量达到400 g/t后，获得的钨粗精矿中钨品位和回收率均下降，说明此时硝酸铅已过量。因此，选取活化剂硝酸铅用量为400 g/t。

2.2.5 钨粗精矿精选条件试验

条件试验获得的钨粗精矿品位达到6.25%，已达精选的要求。根据白钨矿浮选实践可知，白钨矿需通过多次精选才能获得合格的钨精矿，同时为了获得高品位白钨矿，还需对脉石矿物进行抑制，为此，进行了钨精矿精选次数和抑制剂用量条件试验，钨精选添加水玻璃抑制脉石矿物。试验结果表明，精选3次只能获得WO3品位14.36%、回收率27.67%的钨精矿，再增加精选次数也难以获得更高品质的钨精矿，通过对精选试验获得的钨精矿和中矿产品进行显微镜下分析，发现钨精矿产品与石英等脉石矿物大部分未单体解离，因此后续试验考虑对获得的钨粗精矿进行再磨再精选条件试验。

2.2.6 钨粗精矿精选再磨细度及精选次数条件试验

由于获得的钨粗精矿钨矿物与脉石矿物未有效解离，导致无法获得合格的钨精矿产品，为此，对获得的钨粗精矿进行再磨，再磨后再进行精选，为了达到最佳的解离效果又不至于钨粗精矿过粉碎，进行了再磨细度条件试验，结果见图13。

由图13可以看出，对钨粗精矿再磨再选可有效提升钨精矿的品质，随着再磨细度的增加，钨精矿的品位和回收率都大幅提升，但当再磨细度达到-0.045 mm占90%时，获得的钨粗精矿中WO3回收率不再升高，并且WO3品位又有降低，说明此时已过粉碎，大量的微细粒脉石被夹带进入钨精矿产品，因此，选取再磨细度为-0.045 mm占85%。

在再磨细度为-0.045 mm占85%时，精选3次获得的钨精矿WO3品位为32.24%，仍偏低，因此本试验考虑增加精选次数进一步提高钨精矿品位，试验结果见表3。

由表3可知，随着精选次数增加，钨品位逐渐升高，但回收率却逐渐降低，当精选4次时，得到的钨精矿中钨品位已达35.16%、回收率达到54.47%，若再增加精选次数，回收率明显降低，综合考虑钨精矿产品质量与经济效益，确定钨精选4次为最佳条件。

2.2.7 流程试验

在铜、钨浮选条件试验的基础上进行了开路流程试验，进一步验证条件试验所确定的药剂制度和工艺流程的稳定性。在开路试验的基础上又进行了闭路试验，闭路试验流程见图14，试验结果见表4。

注：铜精矿含银1 000.00 g/t、含金0.4 g/t，银回收率83.39%；尾矿2含银110 g/t、含金0.2 g/t，银回收率4.20%。

由表4可知，闭路试验通过1粗1精铜浮选获得了铜品位为24.78%、铜回收率为90.02%的铜精矿，通过1粗4精钨浮选获得了WO3品位为35.32%、回收率为65.25%的钨精矿，试验取得了较好的指标。

3 结 论

（1）矿石矿物种类较为复杂，其中铜矿物主要有黄铜矿、铜蓝，钨矿物主要为白钨矿，其他金属矿物为辉铅铋矿、闪锌矿、黄铜矿、白铁矿等；非金属矿物中以绿泥石、黑云母、绢云母、石英为主，还有少量或微量的石榴石、白云母等。矿石中矿物嵌布较为简单，嵌布粒度以中细粒为主。矿石含铜0.72%、含钨0.11%、含银30 g/t，有价组分铜、钨的含量较高，有较好的开发利用价值。

（2）采用硫化矿混浮—硫化矿分离—硫化矿浮选尾矿回收白钨矿的原则流程处理该矿石，在原矿含铜0.72%、含钨0.11%的情况下，闭路试验获得了含铜24.78%、含银1 000.00 g/t、含金0.40 g/t，铜的回收率为90.02%、银回收率为83.39%的铜精矿；获得WO3品位为35.32%、回收率为65.25%的钨精矿。