某锡石多金属硫化矿浮-重联合选矿试验.pdf
2 0 2 0年第5期有色金属( 选矿部分) 收稿日期2 0 1 9 - 1 1 - 2 7 作者简介 张兴勋(1 9 7 5-) , 男, 学士, 高级工程师, 主要从事有色金属选冶研究。E - m a i lz z x 0 8 1 6@s o h u . c o m d o i1 0 . 3 9 6 9/j . i s s n . 1 6 7 1 - 9 4 9 2 . 2 0 2 0 . 0 5 . 0 0 4 某锡石多金属硫化矿浮-重联合选矿试验 张兴勋1 , 2 ( 1 .江西理工大学, 江西 赣州3 4 1 0 0 0;2 .紫金矿业集团股份有限公司, 福建 上杭3 6 4 2 0 0) 摘 要针对矿石性质, 采用优先选铜再选硫尾矿分级重选分级重选中矿再磨再选硫精矿重选、 浮选、 磁选-锡 石粗精矿浮选工艺对某锡石多金属硫化矿进行研究, 分析了锡矿石的性质, 考查了工艺技术指标。结果表明, 该联合工艺处 理可以获得锡品位和回收率分别为6 8 . 7 3%、4 7 . 9 3%的锡精矿, 铜品位和回收率分别为1 2 . 9 2%、7 7 . 1 4%的铜精矿, 以及砷品 位和回收率分别为3 6 . 9 0%和4 8 . 8 5%的砷精矿, 较好实现了锡、 铜和砷等有价元素的综合回收。 关键词锡石; 多金属; 浮选; 重选; 阶段磨矿 中图分类号T D 9 5 2 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2(2 0 2 0)0 5 - 0 0 1 7 - 0 7 F l o t a t i o n - G r a v i t yC o m b i n e dD r e s s i n gT e s t o naC a s s i t e r i t eP o l y m e t a l l i cS u l f i d eO r e ZHANGX i n g x u n 1,2 ( 1 . J i a n g x iU n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n dT e c h n o l o g y,G a n z h o u3 4 1 0 0 0,J i a n g x i,C h i n a; 2 . Z i j i nM i n i n gG r o u pC o m p a n yL i m i t e d,S h a n g h a n g3 6 4 2 0 0,F u j i a n,C h i n a) A b s t r a c tAc a s s i t e r i t ep o l y m e t a l l i cs u l f i d eo r ew a ss t u d i e db yu s i n gt h ep r o c e s so fc o p p e ra n ds u l f u r p r e f e r e n t i a l s e p a r a t i o n - c l a s s i f i c a t i o na n dg r a v i t ys e p a r a t i o no ft a i l i n g s - m i d d l i n g sr e g r i n d i n ga n dr e c l e a n i n g - s u l f u rc o n c e n t r a t eg r a v i t y,f l o t a t i o n,m a g n e t i cs e p a r a t i o n - f l o t a t i o no fm i x e dt i nr o u g h e rc o n c e n t r a t e ,w ea l s o a n a l y z e dt h ep r o p e r t i e s o f t i no r e a n d i n v e s t i g a t e d t h e t e c h n i c a l i n d e xo f t h ep r o c e s s .T h e r e s u l t s s h o w e d t h a t t h ec o m b i n e dp r o c e s sw a su s e dt oo b t a i nt i nc o n c e n t r a t ew i t hS ng r a d ea n dS nr e c o v e r yo f6 8 . 7 3% a n d 4 7 . 9 3% r e s p e c t i v e l y,a n dc o p p e rc o n c e n t r a t e w i t h C u g r a d eo f1 2 . 9 2% a n d C ur e c o v e r yo f7 7 . 1 4% r e s p e c t i v e l y,a n da r s e n i c c o n c e n t r a t ew i t hA sg r a d e a n dA s r e c o v e r yo f 3 6 . 9 0 %a n d4 8 . 8 5 %, p r e f e r a b l ya c h i e v e d t h e c o m p r e h e n s i v e r e c o v e r yo f v a l u a b l e e l e m e n t s s u c ha s t i n,c o p p e r a n da r s e n i c . K e yw o r d sc a s s i t e r i t e;p o l y m e t a l l i c;f l o t a t i o n;g r a v i t ys e p a r a t i o n;s t a g eg r i n d i n g 锡具有熔点低、 耐腐蚀和易改变其他金属性能 等优点, 是社会发展和人类生活不可或缺的金属, 被 广泛应用于核发电、 飞机发动机等技术领域[ 1 - 3], 随 着新技术领域的不断发展, 世界上对锡的需求正在 不断增长。世界上锡资源的基础储量约10 0 0万t, 其中砂锡和原生脉锡资源储量大约占1 5%和8 5% 左右[ 4 - 6]。我国锡矿资源丰富, 分布区域广, 矿床类 型齐全, 但随着开采深入, 富矿日趋枯竭, 矿石品位 逐渐降低, 因此, 加强锡资源的高效开发利用具有重 要意义[ 7 - 8]。 锡石选矿方法是由其自身特性决定, 重选为锡 石回收传统工艺[ 9 - 1 0], 但对锡石多金属硫化矿, 采用 单一重选或简单选别流程进行处理, 锡石选矿指标 比较差, 而 且 也 难 实 现 其 他 有 价 元 素 的 综 合 回 收[ 2,7]。目前, 锡石多金属硫化矿通常采用“ 浮选 重选” 联合工艺流程处理[ 2,1 1], 实现锡和其他伴生有 用矿物的综合回收。本文在工艺矿物学研究的基础 上, 同时结合生产实际, 针对某锡多金属硫化矿, 进 行了铜优先浮选-锡重选-浮选脱硫联合选矿工艺 研究, 为该资源综合回收提供依据。 1 矿石性质和试验方案 1 . 1 矿石性质 某锡石多金属硫化矿中主要金属矿物为磁黄铁 矿, 其次为黄铁矿、 毒砂、 黄铜矿和锡石等, 非金属矿 物主要为石英, 其次为帘石、 黑云母、 电气石、 角闪石 71 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 类和碳酸盐等。锡石主要呈细粒浸染状嵌布, 单体 解离度低, 未解离部分主要与脉石矿物呈连生或包 裹态赋存在脉石矿物中。矿石主要化学成分分析结 果见表1, 主要矿物组成及含量见表2。 表1 主要化学成分分析结果 T a b l e1 R e s u l t so fm a i nc h e m i c a l c o m p o s i t i o na n a l y s i s /% 化学成分 S nA sC uZ nSS i O2A l2O3F e2O3C a OM g OM n O 含量 0 . 5 21 . 1 90 . 1 70 . 1 35 . 0 93 7 . 5 11 0 . 1 21 0 . 6 07 . 3 93 . 6 00 . 3 9 表2 主要矿物组成及含量 T a b l e2 M a i nm i n e r a l c o m p o s i t i o n a n dc o n t e n t /% 矿物种类含量矿物种类含量 锡石 0 . 2 3 石英 4 8 . 5 7 黄铜矿 0 . 3 2 帘石 1 6 . 5 5 磁黄铁矿 6 . 1 6 碳酸盐矿物 7 . 8 3 黄铁矿 1 . 3 7 黑云母 7 . 4 6 毒砂 1 . 1 2 电气石 5 . 8 7 角闪石 4 . 5 2 1 . 2 试验方案确定 某锡石多金属硫化矿中, 锡石呈细粒浸染状嵌 布, 解离粒度较细, 性脆易碎, 在破碎、 磨矿过程中易 过粉碎, 因此, 试验采用阶段磨矿阶段选别, 中矿单 独处理等工艺对锡进行回收, 以提高锡的选矿效率。 试验原则流程以重选回收锡石为主干流程, 辅以浮 选方法回收铜、 硫等元素。具体方案是优先浮选铜 再浮选硫化矿, 选硫尾矿重选回收锡, 硫精矿中回收 砷、 硫和锡等。 2 试验结果与讨论 2 . 1 入选粒度试验 锡石性脆, 在碎磨过程中容易过粉碎, 因此在锡 石的重力选矿中, 初始入选粒度是十分关键的一个 参数[ 8,1 3]。合理的入选粒度既可最大限度使锡石 单体分离, 把过粉碎降至最小限度, 还可获得较理 想的回收率和高品位的锡精矿。入选粒度试验流 程见图1, 试验结果见表3。由表3结果可知, 当原 矿磨至-0 . 3mm进行重选时, 摇床上未能形成稳 定的锡精矿带, 镜下鉴定表明是因该锡粗精矿单体 解离量极少所致。当原矿磨至-0 . 2mm重选时, 得到锡品位分别为4 2%和0 . 0 9 0%的锡粗精矿和 尾矿, 因此, 确定初始入选粒度选择0 . 2mm为宜, 此粒度下-0 . 0 7 4mm的占有率为5 6%。 2 . 2 优先选铜试验 固定磨矿细度为-0 . 0 7 4mm占5 6%, 采用- 粗-扫作业进行了矿浆 p H 值、 捕收剂种类及用量 试验, 试验流程见图2, 矿浆 p H 值试验结果见表4, 捕收剂种类及用量试验结果见表5。由表4结果可 知, 优先选铜时, 尾矿的铜品位随 p H 值升高而增 加, 在 p H 值为7~7 . 5条件下, 粗精矿铜回收率为 8 1 . 1 8%、 铜品位为4 . 1 3%, 尾矿铜品位为0 . 0 2 5%, 因此, 优先选铜的 p H 值选择7~7 . 5为宜。由表5 结果可知, 在矿浆 p H 值为7~7 . 5条件下, 优先选 铜的捕收剂选择Z - 2 0 0, 其适宜用量为5 0g/t。 图1 入选粒度试验流程 F i g . 1 P r o c e s so f s e l e c t e dp a r t i c l es i z e t e s t s 表3 入选粒度试验结果 T a b l e3R e s u l t so f s e l e c t e dp a r t i c l es i z e t e s t s 入选粒度/ mm 产品 名称 产率/% 对作业 对原矿 S n品位/ % S n回收率/% 对作业 对原矿 -0 . 3+0 . 2 粗精矿 0 . 3 50 . 1 21 4 . 8 69 . 6 31 . 7 5 中矿 6 7 . 3 2 1 1 . 7 80 . 6 58 0 . 8 5 1 4 . 6 9 尾矿 3 2 . 3 35 . 6 60 . 1 69 . 5 21 . 7 3 筛下产品 -8 2 . 4 40 . 5 2-8 1 . 8 3 原矿 1 0 0 . 0 1 0 0 . 00 . 5 21 0 0 . 0 1 0 0 . 0 -0 . 2+0 . 1 粗精矿 0 . 2 40 . 0 54 2 . 02 8 . 8 64 . 5 2 中矿 6 8 . 5 7 1 4 . 8 50 . 3 36 3 . 4 49 . 9 4 尾矿 3 1 . 1 96 . 7 50 . 0 97 . 7 01 . 2 1 筛下产品 -7 8 . 3 50 . 5 3-8 4 . 3 3 原矿 1 0 0 . 0 1 0 0 . 00 . 4 91 0 0 . 0 1 0 0 . 0 图2 优先选铜试验流程 F i g . 2 F l o w s h e e to fp r e f e r e n t i a l c o p p e rs e p a r a t i o nt e s t s 81 万方数据 2 0 2 0年第5期张兴勋 某锡石多金属硫化矿浮 -重联合选矿试验 表4 优先选铜矿浆 p H 值试验结果 T a b l e4 R e s u l t so fp u l pp Hv a l u e t e s t s 石灰用量/ ( gt -1) 矿浆p H 产品 名称 产率/ % C u品位/ % C u回收率/ % 07~7 . 5 粗精矿 3 . 0 84 . 1 38 1 . 1 8 中矿 1 . 2 50 . 4 53 . 5 8 尾矿 9 5 . 6 70 . 0 2 51 5 . 2 4 原矿 1 0 0 . 00 . 1 61 0 0 . 0 3 0 08~8 . 5 粗精矿 2 . 6 14 . 4 06 6 . 9 0 中矿 1 . 4 91 . 8 71 6 . 3 0 尾矿 9 5 . 9 00 . 0 31 6 . 8 0 原矿 1 0 0 . 00 . 1 71 0 0 . 0 5 0 09~9 . 5 粗精矿 2 . 4 94 . 8 17 1 . 3 8 中矿 1 . 2 31 . 4 01 0 . 2 4 尾矿 9 6 . 2 80 . 0 3 21 8 . 3 8 原矿 1 0 0 . 00 . 1 71 0 0 . 0 2 . 3 优先选铜再选硫闭路试验 优先选铜再选硫闭路试验流程见图3, 试验结果 见表6。由表6结果可知, 优先选铜采用两粗三精流 程处理, 获得产率为1 . 0 3%, 铜品位为1 2 . 9 2%和铜 回收率为7 7 . 1 4%的铜精矿, 铜精矿的品位较低, 是 因铜矿物嵌布粒度较细所致, 因此, 要获得较高品位 的铜精矿, 需要对上述铜精矿进行再磨再选处理, 但 本试验是以回收锡为主, 兼顾铜及其它元素回收, 因 此未开展铜精矿再磨再选试验。 2 . 4 硫精矿重选回收砷试验 毒砂的可浮性好, 在全硫浮选中砷已经基本上 进入硫精矿, 同时因毒砂较其它硫化物比重大, 采用 重选法较易与其他硫化物分离。硫精矿重选回收砷 试验流程见图4, 试验结果见表7。由表7结果可 知, 硫精矿采用摇床重选回收砷, 可获得砷品位为 3 6 . 9 0%、 对原矿砷回收率为4 9 . 4 0%的混合砷精 矿, 但该混合砷精矿中含锡品位为2 . 0 2%、 对原矿 锡损失率为4 . 3 8%的锡石, 经镜下鉴定表明, 该锡 石已单体解离, 因此, 开展混合砷精矿回收锡的意 义重大。 表5 优选铜捕收剂种类及用量试验结果 T a b l e5 R e s u l t so fo p t i m i z e dc o p p e r c o l l e c t o r t y p ea n dd o s a g e t e s t s 捕收剂种类及用量/ ( gt -1) 产品 名称 产率/ % C u品位/ % C u回收率/ % Z - 2 0 0 3 0∶1 0 粗精矿 3 . 8 32 . 2 95 2 . 2 1 中矿 1 . 4 22 . 4 52 0 . 7 1 尾矿 9 4 . 7 50 . 0 4 82 7 . 0 8 原矿 1 0 0 . 00 . 1 71 0 0 . 0 Z - 2 0 0 5 0∶2 0 粗精矿 2 . 6 04 . 4 06 6 . 9 0 中矿 1 . 4 91 . 8 71 6 . 3 0 尾矿 9 5 . 9 00 . 0 31 6 . 8 0 原矿 1 0 0 . 00 . 1 71 0 0 . 0 Z - 2 0 0+丁铵黑药 (3 0+1 0)∶(1 0+5) 粗精矿 1 . 8 45 . 2 06 1 . 5 3 中矿 1 . 3 82 . 3 72 1 . 0 3 尾矿 9 6 . 7 80 . 0 2 81 7 . 4 4 原矿 1 0 0 . 00 . 1 61 0 0 . 0 Z - 2 0 0+丁基黄药 (3 0+2 0)∶(1 0+1 0) 粗精矿 4 . 4 32 . 7 67 2 . 9 7 中矿 2 . 0 20 . 9 01 0 . 8 4 尾矿 9 3 . 5 50 . 0 2 91 6 . 1 9 原矿 1 0 0 . 00 . 1 71 0 0 . 0 图3 优先选铜再选硫闭路试验流程 F i g . 3 P r o c e s so f c l o s e d - c i r c u i t t e s t so np r e f e r e n t i a l s e l e c t i o no f c o p p e ra n ds u l f u r 91 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 表6 优先选铜再选硫闭路试验结果 T a b l e6 R e s u l t so f c l o s e d - c i r c u i t t e s t so np r e f e r e n t i a l s e l e c t i o n o f c o p p e ra n ds u l f u r /% 产品名称产率 C u品位C u回收率 铜精矿 1 . 0 31 2 . 9 27 7 . 1 4 硫精矿 1 2 . 2 40 . 2 41 7 . 0 6 尾矿 8 6 . 7 30 . 0 1 25 . 8 0 原矿 1 0 0 . 00 . 1 71 0 0 . 0 图4 硫精矿回收砷试验流程 F i g . 4 P r o c e s so f r e c o v e r i n ga r s e n i c t e s t s f r o ms u l f u rc o n c e n t r a t e 表7 硫精矿回收砷试验结果 T a b l e7 R e s u l t so f r e c o v e r i n ga r s e n i c t e s t s f r o ms u l f u rc o n c e n t r a t e /% 产品名称 产率品位 A s回收率S n损失率 对作业对原矿 A sS n 对作业对原矿对作业对原矿 砷精矿1 6 . 4 20 . 7 63 9 . 8 62 . 4 13 8 . 9 43 7 . 2 63 7 . 3 23 . 6 4 砷精矿2 1 . 2 40 . 1 53 4 . 0 81 . 0 26 . 4 46 . 1 63 . 0 50 . 3 0 中矿1 1 . 5 40 . 1 82 6 . 7 81 . 2 16 . 2 55 . 9 84 . 4 80 . 4 4 混合砷精矿 9 . 2 01 . 0 93 6 . 9 02 . 0 25 1 . 6 34 9 . 4 04 4 . 8 54 . 3 8 中矿2 3 . 1 80 . 3 80 . 0 0 70 . 0 3 10 . 0 0 30 . 0 0 30 . 2 40 . 0 2 尾矿 8 7 . 6 21 0 . 4 03 . 6 30 . 2 64 8 . 3 74 6 . 2 85 4 . 9 15 . 3 6 硫精矿 1 0 0 . 01 1 . 8 76 . 5 80 . 4 11 0 0 . 09 5 . 6 81 0 0 . 09 . 7 7 2 . 5 混合砷精矿回收锡试验 采用浮选-磁选流程回收混合砷精矿中的锡, 具体方法为混合砷精矿采用两次粗选两次精选流程 处理获得最终砷精矿, 尾矿采用磁选处理获得锡粗 精矿和锡中矿, 试验结果见表8。由表8结果可知, 砷精矿经两粗两精作业处理后的尾矿再采用磁选回 收锡时, 可获得锡品位为4 6 . 0 1%、 对原矿回收率为 2 . 1 5%的锡粗精矿。 表8 混合砷精矿中回收锡试验结果 T a b l e8 R e s u l t so f t i nr e c o v e r yt e s t s f r o m m i x e da r s e n i cc o n c e n t r a t e /% 产品名称 产率 对作业对原矿 S n品位 S n回收率 对作业对原矿 锡粗精矿 2 . 20 . 0 2 44 6 . 0 14 9 . 1 92 . 1 5 锡中矿 2 . 20 . 0 2 42 . 7 62 . 9 50 . 1 3 砷精矿 9 5 . 61 . 0 4 21 . 0 34 7 . 8 62 . 1 0 混合砷精矿 1 0 0 . 01 . 0 92 . 0 61 0 0 . 04 . 3 8 2 . 6 硫浮选尾矿重选回收锡试验 硫浮选尾矿采用水力分级将其分为三个粒级范围 产品,+ 9 0μm粒级采用细砂摇床选别,- 9 0 + 3 7μm采 用矿泥摇床,-3 7μm粒级先采用实验室水力旋流 器分出-2 0μm的细泥后, 再采用矿泥摇床选别, 试验 流程见图5, 各粒级摇床重选试验结果见表9。由表9 结果可知, 硫浮选尾矿采用分级-重选工艺处理, 获得 品位为5 9 . 3 5 %、 对硫浮选尾矿和原矿回收率分别为 4 4 . 0 7 %和3 9 . 7 6 %的锡粗精矿。 2 . 7 中矿再磨再选试验 鉴于硫浮选尾矿分级-重选所得综合中矿的锡 品位较低, 为0 . 5 9 %, 因此, 对该综合中矿开展再磨再 选试验, 中矿再磨再选试验流程见图6, 试验结果见表 1 0。通常锡中矿通过再磨再选处理, 可获得品位较高 的锡产品, 该工艺对提高锡石产品质量和回收率意义 重大[ 1 4]。由表1 0结果可知, 硫浮选尾矿重选的综合 中矿再磨后,- 3 7μm粒级采用重选处理获得锡品位 为5 9 . 7 6 %、 对原矿锡回收率为6 . 9 1 %的锡粗精矿。 02 万方数据 2 0 2 0年第5期张兴勋 某锡石多金属硫化矿浮 -重联合选矿试验 图5 硫浮选尾矿重选回收锡试验流程 F i g . 5 P r o c e s so f t i nr e c o v e r yt e s t sb yg r a v i t ys e p a r a t i o nf r o ms u l f u r f l o t a t i o nt a i l i n g s 表9 硫浮选尾矿重选回收锡试验结果 T a b l e9 R e s u l t so f t i nr e c o v e r yt e s t sb yg r a v i t ys e p a r a t i o nf r o ms u l f u r f l o t a t i o nt a i l i n g s 产品粒级/ μm 产品名称 产率/% 对摇床对硫浮尾矿对原矿 S n品位/ % S n回收率/% 对摇床对硫浮尾矿对原矿 +9 0 粗精矿1 0 . 2 10 . 0 90 . 0 7 96 7 . 1 32 0 . 9 71 2 . 2 71 1 . 0 7 粗精矿2 0 . 3 00 . 1 30 . 1 1 36 6 . 5 42 9 . 6 61 7 . 3 61 5 . 6 6 中矿1 3 . 0 61 . 3 21 . 1 6 13 . 3 31 5 . 2 18 . 9 08 . 0 3 中矿2 9 . 6 64 . 1 63 . 6 70 . 5 68 . 0 84 . 7 34 . 2 7 中矿3 2 5 . 4 11 0 . 9 49 . 6 40 . 3 31 2 . 5 27 . 3 26 . 6 1 尾矿1 5 3 . 1 52 2 . 8 82 0 . 1 60 . 1 41 1 . 1 16 . 5 05 . 8 6 泥1 8 . 2 13 . 5 43 . 1 1 80 . 2 02 . 4 51 . 4 41 . 3 0 小计 1 0 0 . 04 3 . 03 7 . 9 40 . 6 71 0 0 . 05 8 . 5 25 2 . 8 0 -9 0+3 7 粗精矿3 0 . 3 40 . 1 40 . 1 24 8 . 3 54 1 . 9 41 3 . 5 91 2 . 2 6 中矿4 0 . 5 60 . 2 30 . 2 04 . 8 67 . 0 32 . 2 82 . 0 5 中矿5 4 . 3 71 . 7 91 . 5 70 . 9 21 0 . 3 03 . 3 43 . 0 1 中矿6 2 1 . 0 38 . 5 97 . 5 70 . 4 62 4 . 7 58 . 0 27 . 2 4 尾矿2 6 5 . 8 72 6 . 9 22 3 . 7 20 . 0 91 5 . 1 84 . 9 24 . 4 4 泥2 7 . 8 33 . 2 02 . 8 20 . 0 40 . 8 00 . 2 60 . 2 3 小计 1 0 0 . 04 0 . 8 73 6 . 0 00 . 3 91 0 0 . 03 2 . 4 12 9 . 2 3 -3 7 粗精矿4 0 . 0 1 80 . 0 10 . 0 0 84 7 . 79 . 3 90 . 8 50 . 7 7 中矿7 1 . 2 80 . 6 40 . 5 60 . 7 81 1 . 1 51 . 0 10 . 9 2 尾矿3 8 . 4 64 . 2 53 . 7 40 . 32 8 . 4 72 . 5 92 . 3 3 泥3 1 5 . 7 67 . 9 16 . 9 70 . 2 13 7 . 1 03 . 3 73 . 0 4 泥4 6 . 5 23 . 2 72 . 8 90 . 1 91 3 . 8 91 . 2 61 . 1 4 小计 3 2 . 0 41 6 . 0 81 4 . 1 70 . 2 81 0 0 . 09 . 0 88 . 2 0 各粒级摇床 产品合计 粗精矿(1~4) 0 . 3 70 . 3 2 25 9 . 3 54 4 . 0 73 9 . 7 6 中矿(1~6) 3 1 . 9 12 8 . 1 30 . 5 93 8 . 1 83 4 . 4 5 尾矿(1~3) 5 7 . 7 15 0 . 8 60 . 1 31 4 . 7 91 3 . 3 4 泥(1~4) 1 0 . 0 18 . 8 20 . 1 52 . 9 62 . 6 7 硫浮选尾矿 1 0 0 . 08 8 . 1 30 . 4 91 0 0 . 09 0 . 2 3 12 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 图6 中矿再磨再选试验流程 F i g . 6 P r o c e s so fm i d d l i n gr e g r i n d i n ga n dg r a v i t yc o n c e n t r a t i o nt e s t s 表1 0 中矿再磨再选试验结果 T a b l e1 0 R e s u l t so fm i d d l i n gr e g r i n d i n ga n dg r a v i t yc o n c e n t r a t i o nt e s t s 粒级/ μm 产品名称 产率/% 对摇床对给矿对原矿 S n品位/% S n回收率/% 对摇床对给矿对原矿 +3 7 粗精矿1 0 . 1 90 . 1 50 . 0 4 25 9 . 7 62 5 . 8 72 0 . 0 76 . 9 1 中矿1 1 . 1 90 . 9 20 . 2 5 97 . 3 21 9 . 0 31 4 . 7 75 . 0 9 中矿2 1 4 . 1 11 0 . 8 73 . 0 60 . 61 8 . 5 21 4 . 3 74 . 9 5 尾矿1 5 . 2 44 . 0 31 . 1 30 . 1 11 . 2 60 . 9 80 . 3 4 尾矿2 7 7 . 6 05 9 . 7 51 6 . 8 10 . 1 93 2 . 2 52 5 . 0 38 . 6 2 泥1 1 . 6 71 . 2 90 . 3 60 . 8 43 . 0 72 . 3 80 . 8 2 小计 1 0 0 . 07 7 . 0 12 1 . 6 60 . 4 61 0 0 . 07 7 . 6 02 6 . 7 3 -3 7 粗精矿2 0 . 5 5 80 . 1 30 . 0 49 . 9 81 2 . 6 12 . 8 20 . 9 8 中矿3 4 . 1 0 20 . 9 40 . 2 63 . 63 3 . 4 27 . 4 92 . 5 8 尾矿2 5 4 . 6 71 2 . 5 73 . 5 40 . 2 83 4 . 6 47 . 7 62 . 6 7 泥2 4 0 . 6 79 . 3 62 . 6 30 . 2 11 9 . 3 34 . 3 31 . 4 9 小计 1 0 0 . 02 3 . 0 06 . 4 70 . 4 41 0 0 . 02 2 . 4 07 . 7 2 给矿 1 0 0 . 02 8 . 1 30 . 4 51 0 0 . 03 4 . 4 5 2 . 8 混合锡精矿浮选脱硫试验 为再进一步提高最终锡产品质量, 将砷精矿浮 选-磁选、 硫浮选尾矿重选和硫浮选尾矿重选中矿 再磨再选的三个锡粗精矿混合, 开展混合锡粗精矿 浮选脱硫试验, 试验采用两粗一精流程, 试验结果见 表1 1。由表1 1结果可知, 混合锡粗精矿再进行浮选 脱硫后, 获得锡品位为6 8 . 7 3%、 对作业和原矿回收 率分别为9 9 . 2 8%和4 8 . 4 7%的锡精矿。 表1 1 混合锡粗精矿浮选脱硫试验结果 T a b l e1 1 R e s u l t so f f l o t a t i o n d e s u l f u r i z a t i o nt e s t s /% 产品名称 产率 对作业对原矿 S n品位 S n回收率 作业对原矿 锡精矿 8 7 . 6 00 . 3 46 8 . 7 39 9 . 2 84 8 . 4 7 锡中矿 1 2 . 4 00 . 0 4 83 . 5 40 . 7 20 . 3 5 混合锡粗精矿 1 0 0 . 00 . 3 8 86 0 . 6 49 7 . 8 94 8 . 8 2 2 . 9 全流程综合回收有价元素试验 根据以上条件, 开展浮选优先选铜再选硫-尾 矿分级重选-分级重选中矿再磨再选-硫精矿重 选、 浮选、 磁选-混合锡粗精矿浮选的全流程回收有 价元素试验, 试验结果见表1 2。从表1 2结果可知, 该锡石多金属硫化矿按以上条件开展全流程试验 时, 可获得锡品位为6 8 . 7 3%、 锡回收率为4 7 . 9 3% 的锡精矿, 同时还获得铜品位为1 2 . 9 2%、 铜回收率 为7 7 . 1 4%的铜精矿和砷品位为3 6 . 9 0%、 砷回收率 为4 8 . 8 5%的砷精矿。 表1 2 全流程回收有价组分试验结果 T a b l e1 2 R e s u l t so f r e c o v e r i n gv a l u a b l e c o m p o s i t i o nt e s t s i nt h ew h o l ep r o c e s s /% 产品名称产率 品位回收率 S nC uA sS nC uA s 锡精矿 0 . 3 4 6 8 . 7 3--4 7 . 9 3-- 锡次精矿 0 . 2 9 5 7 . 6 4--5 . 9 9-- 锡中矿 0 . 3 3 7 3 . 5 1--3 . 0 3-- 尾矿 7 4 . 6 2 0 . 1 7--2 9 . 6 0-- 泥 1 1 . 6 9 0 . 1 8--4 . 9 3-- 铜精矿 1 . 0 30 . 5 4 1 2 . 9 2-1 . 1 1 7 7 . 1 4- 硫精矿 1 0 . 6 7 0 . 2 5--5 . 3 3-- 砷精矿 1 . 0 21 . 0 3-3 6 . 9 0 2 . 0 8-4 8 . 8 5 原矿 1 0 0 . 0 0 . 5 0--1 0 0 . 0-- 22 万方数据 2 0 2 0年第5期张兴勋 某锡石多金属硫化矿浮 -重联合选矿试验 3 结论 1) 某锡石矿中锡石呈细粒浸染状嵌布, 未解离 部分主要与脉石矿物连晶或包裹在脉石矿物中, 单 体解离粒度较细, 且含有磁黄铁矿、 黄铁矿、 毒砂和 黄铜矿等硫化物, 属于典型难处理锡石多金属硫 化矿。 2) 该锡石多金属硫化矿采用浮选-重选-浮选 联合工艺流程处理, 较好实现了锡、 铜和砷综合回收, 锡精矿品位和回收率分别为6 8 . 7 3 %和4 7 . 9 3 %, 铜精 矿品位和回收率分别为1 2 . 9 2 %和7 7 . 1 4 %, 砷精矿品 位和回收率分别为3 6 . 9 0 %和4 8 . 8 5 %。 参考文献 [1] 赵杰, 刘方, 王中明.湖南某多金属矿锡钨选矿试验研 究[J].矿冶工程, 2 0 1 7,3 7(3) 5 8 - 6 0. 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