某钽铌钨铍矿床矿石属细粒钠长石化白云母花岗岩的多金属矿床。从1970年以来，几个单位进行了选矿试验，有的还进行了选矿产品的冶炼试验。近期我所与某矿共同进行了选矿试验，扩大了选矿试验规模，并将部分选矿产品送作冶炼试验，各次试验的流程都有其特点。

1 矿石性质

原矿石富含硅、铝、钠、钾；钽、铌、钨、铍具综合开发品位。原矿含WO₃ 0.25丼、Ta₂O₅0.012%、Ta₂O₅ 0.0084%、BeO 0.039%、SiO₂72.S9%、K₂O₂.91%.Na₂O3.39%、A1₂O₃13.87%。其他金属元素如铋、钼、铜、铅、锌和非金属元素如硫、磷含量都甚低。

矿石中有价金属钽铌矿物有钽铌铁矿、细晶石、钽易解石；钨矿物有黑钨矿、白钨矿：铍矿物有绿柱石、硅铍石。主要脉石矿物为石英、钠长石、白云母。硫化矿有黄铁矿、黄铜矿、辉铅铋矿、辉钼矿、闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿等。影响钽铌、钨精矿质量的有害杂质元素矿物有独居石、磷钇矿、磷灰石等。其他中等密度以上的矿物有褐铁矿、石榴子石、菱铁矿、磁铁矿、黄玉、自然铋等。

钽铌矿物嵌布粒度细，单体分离晚，钽铌矿物与白云母、石榴子石共生密切。破碎至小于2mm的原矿筛析检査结果表明，-0.2+0.1mm粒级才开始出现钽铌矿物单体，—0.04 +0.03mm粒级单体率仍不高，只有61%。钨矿物的黑、白钨相比例为68%：32%, 它们的嵌布粒度比钽铌矿物稍粗，-l+0.5mm粒级出现单体，到-0.04 + 0.03mm粒级单体率为94 %。铍矿物（绿柱石)嵌布粒度比钽铌钨矿物的粒度粗。

原矿含有价金属元素品位低，有用矿物嵌布粒度细，矿物组成复杂，所含矿物种类多达30种以上。因此，这种矿石属贫、细、杂的难选多金属矿石。

2 历年试验流程及指标

1970年我所对该矿石进行了选矿试验。粗选采用一段磨矿选别的重选流程。将破碎的原矿送磨矿(磨机与水力旋流器闭路），磨至100% — 0.1mm后，用水力旋流器分级。水力旋流器的沉砂用摇床选别，摇床作业为粗选、精选和中矿再选。再选摇床中矿送筛分，筛上产品（+0.075mm)作中矿，筛下产品（-0.075mm)再用摇床选别。水力旋流器的溢流用离心选矿机粗选，摇床精选。

精选流程为浮-磁-重联合流程。上述各摇床精矿分别接取，分三种给料分别精选，精选流程基本相同。即先浮硫化矿，浮硫尾矿用弱磁选脱铁(或先弱磁选后浮选），弱磁尾矿进湿式强磁选。强磁精矿用重选得钽铌铁矿一黑钨矿混合精矿，强磁尾矿用浮选得白钨精矿，浮钨尾矿用重选得细晶石精矿。

原矿钨品位较低，以回收钽铌为主。其品位WO₃0.13%、Ta₂O₅0.017%、Nb₂O₅0.011%。所得试验指标为粗选段:粗精矿含WO₃ 12.76%、（TaNb)₂O₅ 1.392 %, 回收率WO₃ 60.93 %、(TaNb)₂O₅31.31%。精选段：细晶石精矿含(TaNb)₂O₅ 21.01 % (其中Ta₂O₅ 19.42 %), 回收率12.81%(对原矿，下同）。钽铌铁矿一黑钨精矿含WO₃ 37.01%、（TaNb)₂O₅2.56%，回收率WO₃ 41.85%、（TaNb)₂O₅ 14.2%。白钨精矿含WO₃ 70.84 %，回收率10.35%。

1971年至1973年某矿对该矿区三个中段的矿石分别取样，将各中段样分别或混合进行粗选试验。试验流程为阶段磨矿选别，第一段磨至100%-0.19mm, 然后分级成± 0.085mm两个级别。分别用摇床选别，第一级（+0.085mm)摇床的中矿和尾矿合并磨至100 % — 0.085mm后再用摇床选别。第二级（-0.085mm)摇床尾矿经脱泥后与中矿及第一级的再磨后摇床中、尾矿合并，然后再磨至100%—0.075mm, 再用摇床选别。试验的摇床精矿未进行精选试验，只有粗选段指标。

三个中段试样混合样的原矿品位WO₃ 0.24%、Ta₂O₅0.014%、Na₂O₅0.01%。所得指标如不：粗选精矿含WO₃ 7.1 %、(TaNb)₂O₅ 0.387 %，回收率WO₃ 63.55 %、(TaNb)₂O₅39.61%。

1976年某实验室对该矿石进行选矿试验。试验流程为阶段磨矿选别流程。原矿磨至-0.25mm(磨机与螺旋分级机闭路），用水力分级分成四级，前三级分别用摇床选别.摇床作业为粗选、精选及中矿扫选，扫精及精尾再选等。摇床精选及再选作业的精矿合并送精选系统。摇床尾矿再磨至100%-0.075mm后与原分级第四级产品合并送离心选矿机选别，其作业为-粗-精。离心选矿机的精矿送皮带溜槽选别（作业为-粗-精）。前述三级摇床的精矿分别浮选硫化矿，浮选尾矿送弱磁选。皮带溜槽精矿则先弱磁选后浮硫。然后将两种脱硫及脱铁后的产品合并，再筛分成四级，各级分别用强磁选，强磁选精矿经重选得黑钨精矿。强磁选尾矿浮选白钨，得白钨精矿，浮钨尾矿经重选得细晶石精矿。第一级的强磁尾还需再磨，然后筛分成三级再与原筛分的三个细粒级分别合并选别。

原矿品位WO₃ O.18 %、Ta₂O₅ 0.018%、Nb₂O₅ 0.008%、BeO0.034 %。所得选矿指标为粗选段：粗选精矿含WO₃ 22.18%、（TaNTb)₂O₅ 2.17%，回收率WO₃ 84.41%、（TaNb)₂O₅47.36%。精选段：黑钨精矿含WO₃ 63.48%, 回收率48.41 %.白钨精矿含WO₃ 65.70 %, 回收率25.50%，细晶石精矿含（TaNb)₂O₅ 33.43 % (其中Ta₂O₅ 29.26 %)，回收率(TaNb)₂O₅ 29.28 %。

1977年某院对该矿石迸行综合兄收试验。对钽铌钨的回收采用选一冶联合工并从重选尾矿中采用浮选回收铍精矿。试验流程为阶段磨矿选别流程。原矿磨至100%-lmm后筛分，筛上物（+0.5mm)送跳汰(作业为一粗一精），筛下物送水力分级，分成五级，第一级送跳汰，第二级至第四级分别送摇床（作业为粗选及中矿再选）。第五级为溢流，用水力旋流器分级。跳汰精矿与摇床精矿合并为粗选精矿。跳汰粗选尾矿返回第一段磨矿，跳汰精选尾矿和再选摇床尾矿合并送第二段磨矿，磨至一0.2mm。各级摇床尾矿再磨后浮选得铍精矿。粗选摇床溢流和上述水力旋流器的沉砂合并送细泥系统处理，水力旋流器的溢流丢弃。

第二段磨矿产品送水力分级，分成三级。第一、二级用摇床选别(作业为粗选和中矿再选），第三级产品和第一、二级粗选摇床溢流合并.再用水力分级，分成五级。前四级用摇床选别（作业为粗选和中矿再选).第五级用水力旋流器分级.其沉砂送细泥系统处理，其溢流丢弃。细泥系统流程为给料用水力旋流器分级，水力旋流器的沉砂再进水力分级分成五级，前四级用摇床选别(作业为粗选和中矿再选）。摇床溢流、水力旋流器溢流和水力分级第五级产品(溢流)合并用离心选矿机选别。离心选矿机精矿用皮带溜槽精选，皮带溜槽尾矿再用皮带溜槽扫选。第二段磨矿选别系统的摇床精矿和细泥系统的摇床精矿及皮带溜槽精矿合并，也作为粗选精矿送精选系统。摇床尾矿、离心选矿机尾矿和皮带溜槽尾矿均丢弃。

将粗精矿分级，最粗级别先粒浮脱硫，然后进摇床选别。中间三级直接进摇床，它们的精矿为最终精矿，它们的次精矿、中矿再摇床的精矿、粒浮尾矿的摇床精矿以及分级最细粒级用振摆溜槽选别的精矿一起合并，然后浮硫。浮硫尾矿筛分成两级分别用弱磁选脱铁.再用中磁选排出石榴子石，中磁选尾矿也为最终精矿。粗选摇床尾矿与振摆溜槽尾矿都丢弃。粒浮尾矿摇床的尾矿和中矿再选摇床尾矿合并再磨至-0.2mm, 然后用水力分级分成四级，各级分别用摇床选别，最细粒级用振摆溜槽选别。摇床和振摆溜槽所得精矿集中。水力分级第二、三级摇床中矿和振摆溜槽尾矿分别用弱磁-中磁-摇床流程再选，所得精矿与前述集中的精矿合并用浮硫-中磁-淘洗流程精选，也得最终精矿。最终精矿送冶炼试验，得三氧化钨和钽铌渣产品。

原矿品位：WO₃ 0.22 %、(TaNb)₂O₅, 0.0225%、BeO 0.047 %。所得试验指标为粗选段：粗精矿含WO₃5.15%、（TaNb)₂O₅ 0.272 %, 回收率WO₃ 77.66 %、（TaNb)₂O₅ 38.08 %。精选段:最终精矿(钽铌钨混合精矿）含WO₃ 51.43 %、(TaNb)₂O₅ 2.278%, 回收率WO₃67.27%、（TaNb)₂O₅ 27.67%。

冶炼试验:三氧化钨含WO₃99.5%, 回收率61.89%, 钽铌渣含(TaNb)₂O₅31.15% (其中Ta₂O₅ 16.55%), 回收率22.66%。

重选尾矿浮铍试验：铍精矿含BeO 9.26%, 回收率38.56%。

3 近期试验流程及指标

1990年到1992年，重新采取该矿区矿样，由我所与某矿共同进行选矿试验。试验规模粗选为现场扩大试验，精选为流程试验。粗选试验处理了大量原矿，得出大量的粗精矿，除供精选流程试验用外，还由精选制备出较多最终精矿(黑钨钽铌铁矿混合精矿），供冶炼试验使用。在新样品采出前，先用1977年试验存样进行小型流程试验，为新样品的试验提供试验流程和试验条件。存样的试验指标与新样的试验指标相近，本文不详述。

3.1 粗选扩大试验

试验设备均为工业型，采用连续作业，试验流程为阶段磨矿选别的重选流程。将破碎后的原矿磨至一0.5mm(磨机与振动筛闭路），然后进螺旋溜槽选别，入选前不分级。螺旋溜槽的精矿用摇床精选（作业为粗选和中矿再选）。螺旋溜槽的中矿返回本作业，其尾矿与摇床尾矿合并进入第二段磨矿，磨至-0.1mm, 用水力旋流器与磨机闭路来控制粒度。螺旋溜槽溢流与第二段磨矿产品合并进入第二段选别流程。该流程为水力旋流器分级，水力旋流器的沉砂用摇床选别，溢流进入细泥系统处理。

在第二段磨矿分级回路中，加入选别作业，以便回收水力旋流器沉砂中单体目的矿物，避免它们重入磨机，造成过粉碎。该选别作业是将水力旋流器的沉砂送螺旋溜槽选别，螺旋溜槽的精矿用摇床精选，中矿返回本作业，尾矿与摇床尾矿合并返回第二段磨机，溢流与水力旋流器溢流合并，作为第二段磨矿产品。各段摇床(包括磨矿分级回路中的摇床)作业所得精矿，按品位高低分别合并成贫、富两种粗精矿送矿砂精选系统处理。细泥选别系统的流程为离心选矿机粗选，皮带溜槽精选，皮带溜槽精矿送细泥精选系统处理.

3.2 精选试验

矿砂精选试验流程是开始将贫、富粗精矿分别处理，然后将产品合并选别。富粗精矿先弱磁选脱铁，磁选尾矿送筛分，筛上产品用枱浮脱硫，然后用湿式强磁选分选出黑钨钽铌铁矿精矿和白钨精矿。筛下产品和枱浮中矿再磨后的产品合并浮硫。贫粗精矿先弱磁脱铁，然后用摇床精选，以便提高品位。摇床尾矿再磨至-0.lmm后再用摇床选别丢尾，两次摇床作业的精矿集中送至富系统产品的浮硫作业，与之合并处理。

浮硫作业得出混合硫化矿产品。浮硫尾矿进湿式强磁选，磁选精矿用摇床精选得黑钨钽铌铁矿精矿。摇床尾矿再磨后用摇床扫选，也得黑钨钽铌铁矿精矿，扫选摇床尾矿丢弃。湿式强磁选尾矿用摇床精选。摇床精矿再磨至-0.lmm, 然后浮硫。浮硫尾矿浮白钨，得白钨精矿。浮白钨尾矿用摇床选别得细晶石精矿。摇床尾矿再磨后用摇床扫选，所得精矿浮白钨，得低钨精矿。浮白钨尾矿用摇床选别，也得细晶石精矿。

细泥系统精选流程为皮带溜槽精矿用弱磁选脱铁，然后浮硫，得混合硫化矿，浮硫尾矿用湿式强磁选分选出细泥黑钨钽铌铁矿精矿。磁选尾矿浮白钨得细泥白钨精矿。浮钨尾矿用横流皮带溜槽选别，得细泥细晶石精矿。

原矿品位及矿物组成见第一节矿石性质。所得试验指标为粗选段:粗精矿(包括矿砂和细泥部分)含WO₃8.31%、（TaNb)₂O₅ 0.397%，回收率WO₃75.48%、（TaNb)₂O₅ 39.26 %。精选段:最终产品（包括矿砂和细泥部分）：黑钨钽铌铁矿精矿含WO₃ 55.95%、（TaNb)₂O₅ 1.98%, 回收率WO₃ 60.66 %、（TaNb)₂O₅ 23.44%。白钨精矿含WO₃ 68.27 %, 回收率9.33 %。以上两者合计WO₃回收率69.99 %。低钨精矿含WO₃ 28.68 %，回收率0.56 %。细晶石精矿含(TaNb)₂O₅ 41.18%(其中Ta:Nb= 11.5:1), 回收率9.82%。以上黑钨钽铌铁矿精矿加细晶石精矿合计(TaNb)₂O₅回收率33.26%。

黑钨钽铌铁矿精矿已送冶炼试验，现仍在进行中。如果按1977年试验的冶炼作业回收率计算，则可得三氧化钨产品WO₃回收率55.81%, 钽铌渣产品(TaNb)₂O₅回收率19.20%。选冶综合指标：白钨精矿加三氧化钨加低钨精矿合计WO₃回收率65.7 %, 细晶石精矿加钽铌渣合计(TaNb)₂O₅回收率29.02%。

4 历次试验流程及指标对比与评论 4.1 历次试验流程的共同点

历次试验流程各有特点，但所采用的选矿工艺基本相同。粗选采用重选，精选采用磁选、浮选、重选相结合的流程。原矿中脉石矿物占90 %以上，它们的密度与目的矿物的密度差别较大，粗选采用重选，不仅效率高，可以丢弃大量尾矿；而且重选成本低，可以降低生产费用，提高经济效益。重选粗精矿中所含硫化矿、杂铁、钽铌矿物、钨矿物、脉石矿物等，必需利用它们的磁性、可浮性、密度等的差别加以分离，因此采用磁一浮一重联合流程。由于钽铌和钨矿物嵌布粒度细，必须细磨，使它们充分解离后加以回收。但它们的嵌布粒度不均匀，为了减少过粉碎，以采用阶段磨矿选别流程为宜。

4.2 近期试验流程的特点

历年试验的粗选均采用摇床，且分级后入选。摇床是一种高效的重选设备，但它的单位占地面积处理量小，所需厂房面积大，基建投资多。而且分级入选，流程较复杂。近期试验采用螺旋溜槽为粗选设备。螺旋溜槽具有单位占地面积处理量大的特点，而且本身不需动力，不用补加水。因此，采用螺旋溜槽可以减少厂房面积，节省基建投资和生产费用。螺旋溜槽还具有分级脱泥作用，矿泥和部分细粒级进入溢流，可单独处理。因此，入选前可以不分级，可以省去分级设备，大大地简化了选矿流程。近期试验的流程还有另一特点，是在第二段磨矿分级回路中加入选别作业，及时回收已解离的单体目的矿物，减少了过粉碎，对提高粗选回收率有明显效果。近期试验的粗选为扩大试验，处理了大量原矿，指标更可靠，有利于今后投产达标。

近期试验的粗选精矿集中精选，简化了流程，便于生产管理，也提高了精选回收率。另外精选中尽量得出商品精矿，如白钨精矿、细晶石精矿等。由于黑钨本身含钽铌，且钽铌铁矿与黑钨矿的可选性相近，较难分选，即使分离出来，黑钨中的钽铌仍需冶炼处理，所以选矿得出黑鹤担铌铁矿混合精矿送冶炼是适宜的。与1977年试验相比，近期试验只将黑钨钽铌铁矿精矿送冶炼，减轻了冶炼的负担。由于先得出几种选矿最终产品，因此，也提高了选冶综合回收率。

4.3 各次试验的指标对比

近期试验的指标比过去试验的指标(除1976年试验以外)有明显提高。其原因是上述近期试验的粗选流程和精选流程具有一些优点，以及采用了较合理的产品方案。1976年试验的原矿性质与其他各次试验的原矿性质差别较大，其一是黑钨在矿体中呈矿巢产出，矿巢占总体积的2.8%~3%, 故黑钨嵌布粒度较粗，如原矿筛析-0.1 + 0.075mm级别中黑钨单体率达80%;-0.075 + 0.06mm级别中黑钨单体率达100%。所以该试验的钨回收率稍高。其二是原矿中细晶石含量较多，其矿物量为0.014 %, 且嵌布粒度较粗，如-0.075 +0.06mm级别中单体率达95 %~100%。相反，其钽铌铁矿的含量为极微。因此该试验所得细晶石精矿钽铌回收率较高。

5 结语

某钽铌钨铍多金属矿石属难选矿石。历次试验做了大量工作，试验结果表明，对这种矿石必需采用联合流程。粗选采用重选流程，精选采用磁选-芦选-重选相结合流程。对选矿产出的黑钨钽铌铁矿混合精矿还必需用冶炼来分离。选冶联合工艺可得出多种产品，达到了综合回收的目的，有利于提高综合回收率。

近期试验在采用螺旋溜槽代替摇床来简化粗选流程；粗选精矿集中精选；第二段磨矿分级回路中增设选别作业；选、冶共同得最终产品的产品方案等方面，收到了明显效果。.使选矿工艺流程大为简化，钽铌、钨最终产品回收率有明显提高。近期试验的粗选试验规模为现场扩大试验，接近生产情况，指标更可靠，有利于今后投产达标。