前言

随着豫西金矿资源多年开采，该地区金资源量及品位逐年下降，多数金矿山进入开发后期，已被列为危机矿山。金矿加工企业已将重点转移至其中的共伴生矿物综合回收方面，如豫西地区金矿中普遍伴生钨矿资源，该类资源预计金储量大于5 t，钨储量大于10万t^[1]。但受限于对含钨资源矿石特性不明、前期研究基础薄弱，采用阴离子捕收剂经过一粗二精二扫获得的钨粗精矿含有重晶石、磷灰石、碳酸盐和残余的硫铁矿，严重影响了精选作业，使钨精矿品位较低，严重影响了企业的效益，同时也增加了后续冶炼加工能耗成本。基于此本文针对豫西某金尾矿中钨资源利用率低的问题，开展选钨精选试验，以提高钨精矿产品质量，为该地区同类型金钨资源综合回收提供指导。

1 矿石性质

试验样品来源于现场金尾矿经氧化矿浮选的钨粗精矿，为查明样品性质，对选矿工艺提供指导，分别进行多元素分析、钨物相分析、MLA矿物组成分析和钨的嵌布粒度检测分析，结果列于表 1~表 3。

由以上检测分析可知，现场钨粗精矿中的钨主要以白钨矿的形式存在，是主要的回收对象。由于碳酸盐矿物及重晶石等与白钨矿可浮性相近，造成了钨粗精矿品位难以进一步提高。同时对白钨矿嵌布粒度检测表明，白钨矿多具有不规则状晶形，中细粒为主，占55.1%(图 1)，部分为粗粒，占28.57%，少量为细粒，约占16.33%。白钨矿主要呈他形粒状嵌布在石英脉中，或与云母等脉石矿物共生(图 2)，少量与黄铁矿共生。矿石中钨矿物的解离较好，92.73%的白钨矿已单体解理。

2 试验研究 2.1 试验原则流程的确定

工艺矿物学给出粗精矿中白钨矿已单体解离，因此无需再磨。而影响精矿品位不高的主要原因为可浮性相近的碱土金属矿物。对于易浮的方解石、白云石等碳酸盐矿物，常采用“彼得洛夫法”加温精选^[2-4]抛除。对于更为易浮的重晶石多在酸性条件下，采用栲胶、单宁酸、水玻璃等可获得较好的抑制效果^[5-7]。因此原则工艺流程确定为在先碱后酸环境中，分步去除影响白钨精矿品位的碳酸盐和重晶石矿物，与此同时其它脉石矿物如石英、云母等硅铝酸盐矿物也进一步受到抑制，最终达到提高白钨精矿品位的目的。

2.2 “彼得洛夫法”加温精选试验

为去除粗精矿中的碳酸盐，采用“彼得洛夫法”进行了加温精选试验，通过条件试验确定了最佳的预处理及选别工艺条件，并据此进行了闭路浮选试验，工艺流程见图 3，试验结果见表 4。加温精矿MLA矿物含量鉴定结果见表 5。

试验结果表明，通过加温精选白钨矿获得了有效富集，WO₃回收率达到97%。经光学显微镜和MLA分析得到加温精矿中主要矿物为重晶石、白钨矿、磷灰石和黄铁矿(图 4、图 5)，含量在85%左右，对比精矿、粗精矿中这几种矿物主要元素分析，表明重晶石、磷灰石等杂质矿物与白钨矿同产率上浮，同时MLA分析中未见主要的碳酸盐矿物，说明“彼得洛夫法”对其重晶石、磷灰石起不到抑制作用，而对碳酸盐抑制效果明显，此阶段试验达到预期效果。

2.3 钨钡分离精选试验

根据上述分析，欲进一步提高白钨矿精矿品位，应抛除其中的重晶石、磷灰石等杂质矿物，文献资料表明，在酸性条件下，两种杂质矿物均可受到较好的抑制，基于此进一步开展钨精选段需要增加钨钡分离作业。通过条件试验确定了调整剂的种类和用量，在硫酸抑制的基础上配合水玻璃加强对重晶石等脉石的抑制，钨钡分离精选试验流程及条件见图 6，试验结果见表 6。

使用酸化水玻璃抑制脉石矿物，浮选指标得到了明显的改善，精矿WO₃品位51.62%，BaO、P₂O₅已分别降至4.29%、0.58%，WO₃作业回收率89.21%，总收率86.34%。但精矿中连生有黄铁矿，矿物量15%~20%，硫化物中的硫含量为10.28%，是白钨精矿冶炼过程中的有害杂质，因此需要进一步去除。

2.4 钨精矿冶金脱硫试验

工艺矿物学研究表明，精矿中部分黄铁矿与白钨矿呈连生体存在(图 7，图 8)，采用浮选工艺无法有效降低硫含量或WO₃损失严重。因此采用了焙烧处理，将黄铁矿中的硫转变为气体二氧化硫，反应的化学方程式为式(1)~(3)：

$ 4 \mathrm{FeS}_{2}+11 \mathrm{O}_{2} \stackrel{700^{\circ} \mathrm{C}}{\longrightarrow} 2 \mathrm{Fe}_{2} \mathrm{O}_{3}+8 \mathrm{SO}_{2} $

(1)

反应后，黄铁矿中的铁转变为三氧化二铁。之后加入质量分数0.76‰(对原矿)活性炭，进行还原焙烧，将三氧化二铁转变为磁铁矿或单质铁通过弱磁选选出。反应化学方程式为：

$ 6\text{F}{{\text{e}}_{2}}{{\text{O}}_{3}}+\text{C}\xrightarrow{700 ℃}4\text{F}{{\text{e}}_{3}}{{\text{O}}_{4}}+\text{C}{{\text{O}}_{2}} $

(2)

$ 2\text{F}{{\text{e}}_{2}}{{\text{O}}_{3}}+3\text{C}\xrightarrow{700 ℃}\text{4Fe}+3\text{C}{{\text{O}}_{2}} $

(3)

焙烧脱硫—磁选除铁工艺流程见图 9，试验结果见表 7。

试验结果表明，脱除黄铁矿后，白钨精矿品位得到了进一步的提高，最终钨精矿WO₃品位69.53%，作业回收率99.92%，精选段选冶总回收率86.27%。精矿中全硫含量为1.91%，硫作为白钨精矿湿冶碱溶过程中的有害元素，主要是因为黄铁矿等硫化物易于在白钨精矿湿冶(中温碱溶)过程中溶出，影响产品品质，而此精矿中硫酸钡中的硫含量为1.54%，这部分硫在后续工艺中不溶出，其它矿物中的硫含量为0.37%，符合钨精矿YS/T 231-2007一类特级白钨精矿的标准。

3 结论

(1) 针对豫西某金尾矿中获得钨粗精矿品位难以提高的问题，从工艺矿物学角度出发，查明了主要的影响因素：与白钨矿可浮性相近的碱土金属矿物，方解石、重晶石进入泡沫产品，影响了产品质量。

(2) 选矿工艺采用“彼得洛夫法”“酸法抑钡”，针对性地分步去除了杂质碳酸盐矿物和重晶石，大幅提高了产品品质。

(3) 针对加温精矿中有害元素硫，分析了矿物来源及嵌布形态，采用火法冶金工艺进一步提高了钨精矿品位，同时消除了硫化物中的硫给后续白钨冶炼工艺带来的影响。

(4) 通过白钨精选段选冶联合工艺，最终获得白钨精矿WO₃品位69.53%、回收率86.27%的选别指标。降低了下步冶炼工艺成本，为该地区同类型尾矿资源综合利用提供了依据。