某锡矿选矿工艺研究

某锡矿选矿工艺研究
张丽敏;刘润清;孙伟
【摘要】对某含锡0.86%、含硫2.14%的锡石多金属硫化矿进行了选矿工艺研究.采用混合浮选脱除其中硫化矿物,然后混合浮选尾矿采用离心机预先抛尾-分级摇床-浮选工艺回收其中的锡,试验室闭路试验获得锡品位55.63%、回收率61.83%的摇床锡精矿和锡品位29.31%、回收率11.33%的浮选锡精矿,锡总回收率为
73.16%.试验指标较为理想.%A study on the mineral processing of some cassiterite-polymetallic sulfide containing 0.86% Sn and 2.14% S was presented. In the test, a bulk flotation process was firstly adopted to remove sulfide. Then, the obtained tailings was subjected to a pretreatment with centrifuge for discarding tailings, followed by a shaking table for classification and flotation process to recover tin. A laboratory closed-circuit test resulted in a tin concentrate approaching 55.63%Sn grade at 61.83% recovery from shaking table and a tin concentrate grading 29.31% Sn at 11.33% recovery from flotation, with a total recovery of tin reaching 73.16%, showing a relatively good process result.
【期刊名称】《矿冶工程》
【年(卷),期】2017(037)005
【总页数】5页(P40-43,48)
【关键词】锡矿;硫化矿;重选预抛尾;摇床;浮选
【作者】张丽敏;刘润清;孙伟
【作者单位】中南大学,湖南长沙410083;中南大学,湖南长沙410083;中南大学,湖南长沙410083
【正文语种】中文
【中图分类】TD92
锡石多金属硫化矿是我国一种典型的锡矿床，因含有铜、锌、硫、锡石等多种有价金属元素，通常在粗磨条件下通过硫化矿混合浮选方法将试样中的硫化物脱除干净［1］，混合精矿采用合适的方法进行金属硫化物的分选回收，混合浮选尾矿通过重选、重选＋浮选、磁⁃浮⁃重等工艺回收锡［2－9］。

考虑到低品位锡矿直接重选或浮选回收锡处理量较大，为降低回收锡处理量，降低生产成本，需要对硫化矿浮选尾矿进行预抛尾［10－11］。

某锡石多金属硫化矿石，硫化矿混合浮选尾矿直接重选回收锡，锡精矿品位和回收率均不理想；直接浮选回收锡，受到矿泥影响严重，精矿品位仅为30%左右。

为获得较好的试验指标，本文对浮硫尾矿首先采用离心机进行预先抛尾，对预富集精矿采用摇床＋浮选的工艺回收其中的锡，取得了较为理想的指标。

矿石主要有价组分为锡、铜以及锌，主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、锡石，其次为黝锡矿、磁黄铁矿，主要非金属矿物为石英、粘土矿物、褐铁矿、绢云母、长石。

锡主要以锡石等氧化物形式存在，其次以黝铜矿等硫化物形式存在。

黝铜矿中的锡将随硫化物脱除，损失于硫精矿中。

原矿主要元素化学成分分析结果及锡物相分析结果分别见表1～2。

金属硫化物嵌布粒度较细，但集合体嵌布粒度较粗，为尽可能避免磨矿过程中锡的过磨，全硫浮选尽可能在较粗磨矿细度条件下进行。

试验结果表明，－0.074 mm 粒级占60%时铜锌硫等回收率即可达到90%以上，进一步提高磨矿细度，铜锌硫等回收率增加不明显。

全硫混合浮选闭路试验流程见图1，试验结果见表3。

混合精矿 Cu、Zn回收率
分别为 91.43%和 91.18%。

混合精矿中锡回收率为15.19%，这与黝锡矿中锡分
布率一致，说明黝锡矿在全硫浮选过程中进入了精矿中。

由于该矿石锡石嵌布粒度较细，前期的探索试验研究表明，原矿直接重选回收锡，锡精矿品位和回收率均不理想，浮选回收锡又需要脱泥，因此在正式回收锡之前用离心机对混合浮选尾矿进行预富集，同时达到脱泥的目的，降低细泥对锡回收的影响。

对全硫混合浮选尾矿首先采用FalconL40离心机进行预富集，对比分级离心
预抛尾与不分级离心抛尾两方案获得的预富集精矿品位与回收率相近，因此采用不分级离心工艺进行预先抛尾。

2.2.1 离心机预富集试验
离心力场 175G，给矿水压 0.15 MPa，给矿浓度25%，进行了离心机给矿量条件试验，结果见图2。

由图2可知，随着给矿量增加，抛尾率增加，精矿锡品位上升，回收率略有下降，但当给矿量超过150 g后，精矿锡回收率大幅降低，因此给矿
量以150 g为宜。

给矿量150 g，其他条件不变，进行了离心机离心力场条件试验，结果见图3。

由图3可知，随着离心力场提高，精矿锡回收率升高。

当离心力场达到175G后，
精矿锡回收率增加不明显，因此离心机离心力场以175G为宜。

离心力场175G，其他条件不变，进行了离心机给矿水压条件试验，结果见图4。

由图4可知，随着给矿水压增加，精矿锡品位提高，回收率变化不明显。

当给矿
压力超过0.15 MPa后，精矿锡回收率显著降低，因此离心机给矿压力以0.15 MPa为宜。

给矿压力0.15 MPa，其他条件不变，进行了离心给矿浓度条件试验，结果见图5。

由图5可知，随着给矿浓度增加，精矿锡回收率升高，品位下降。

当给矿浓度达
到25%后，精矿锡回收率增加不明显，因此离心机给矿浓度以25%为宜。

2.2.2 摇床收锡试验
对离心机预富集精矿采用分级⁃摇床的工艺回收锡，分级粒度分别为 0.074 mm 与0.037 mm，＋0.074 mm摇床中矿与＋0.037 mm摇床中矿再磨分级后再进行摇床重选，试验流程见图6，结果见表4。

＋0.074 mm、＋0.037 mm、－0.037 mm 摇床中矿含锡品位分别为 0.81%、1.66%、1.35%，＋0.074 mm、＋0.037 mm、－0.037 mm 摇床尾矿含锡品位
分别为0.11%、0.081%、0.37%，可见除＋ 0.074 mm 尾矿与＋0.037 mm尾矿外其他粒级不能达到抛尾的目的。

为提高锡回收率，对＋0.074 mm、＋0.037 mm、－0.037 mm摇床中矿与－0.037 mm尾矿产品合并进行了浮选回收锡试验。

进行了详细的条件试验，通过条件试验确定以硫酸为pH调整剂，水玻璃为抑制剂，硝酸铅为活化剂，新型捕收剂YN为捕收剂，锡浮选闭路试验工艺流程见图7，结果见表5。

可见采用该工艺流程与药剂制度，获得的浮选锡精矿锡品位30.21%，锡作业回收率94.46%。

在上述实验基础之上，采用“浮选⁃重选⁃浮选”的工艺流程进行了全流程闭路试验，具体流程为：硫化矿混浮脱硫⁃混浮尾矿离心机抛尾⁃离心机精矿分级摇床收锡⁃摇
床中矿与－0.037 mm尾矿浮选收锡。

试验结果见表6，工艺流程见图8。

试验结果表明，采用该工艺流程回收锡，可获得锡品位55.63%、回收率61.83%
的摇床锡精矿和锡品位29.31%、回收率11.33%的浮选锡精矿，锡总回收率为73.16%。

1）原矿主要有价元素为锡，锡主要以锡石形式赋存，其次以黝锡矿形式存在。

锡石为主要回收对象。

2）根据矿石性质，确定采用“浮选⁃重选⁃浮选”工艺回收锡，即“硫化矿混浮脱
硫⁃混浮尾矿离心机抛尾⁃离心机精矿分级摇床收锡⁃摇床中矿与－0.037 mm尾矿
浮选回收锡”，通过全流程闭路试验获得锡品位55.63%、回收率61.83%的摇床
锡精矿和锡品位29.31%、回收率11.33%的浮选锡精矿，锡总回收率为73.16%。

3）采用离心机预先抛尾后再回收锡，可预先丢掉产率56.40%、锡品位仅0.12%
的尾矿，大幅降低后续试验处理量。

4）＋0.074 mm 摇床中矿、＋0.037 mm 摇床中矿、－0.037 mm摇床中矿与－0.037 mm摇床尾矿合并浮选回收锡，采用硫酸为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、高效捕收剂YN为捕收剂，获得的锡精矿品位达到30%左右，
锡作业回收率94.46%，说明该药剂制度用于浮选回收锡较为适宜。

【相关文献】
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