含硫低品位錫尾礦的綜合利用

呂昊子，童雄，謝賢，楊波，韓彬

昆明理工大學國土資源工程學院，云南 昆明 650093

含硫低品位錫尾礦的綜合利用

呂昊子，童雄*，謝賢，楊波，韓彬

昆明理工大學國土資源工程學院，云南 昆明 650093

某低品位錫尾礦中錫和硫的品位分別為0．27%和5．07%，具有綜合回收價值，錫和硫在－0．025 mm粒級的分布率分別為61．64%和76．74%，綜合回收難度較大.試驗結果表明，搖床和磁選均沒有顯著地選別效果，浮選則可以較好地達到選別的目的；選別工藝上，可先使用浮選預先脫硫，脫硫后進一步選別錫；相對于搖床，浮選能更有效地回收錫；硫化礦的存在會顯著影響錫的選別，較為徹底的脫硫可改善錫的浮選指標；使用三段浮選脫硫工藝，硫的脫除率可達90%以上；脫硫的過程中會損失部分的錫，可通過對硫粗精礦再磨后，完成錫和硫的進一步分離；通過浮選閉路流程，最終可獲得硫品位和回收率分別為42．71%和89．84%的硫精礦，以及錫品位和回收率分別為3．16%和60．37%的錫精礦.

含硫；錫尾礦；搖床；磁選；浮選

0 引言

我國錫資源儲量居世界第一位，同時，錫尾礦的堆存量也十分巨大［1-2］.伴隨連年大規模的開發和生產，錫資源日益貧化，錫礦入選品位越來越低，國內部分礦的錫品位接近甚至低于老尾礦.因此，將老尾礦作為接替資源進行二次開發，已引起人們的高度重視.

我國錫尾礦中有價金屬的種類和含量較多、潛在價值巨大.例如，云錫公司現有尾礦庫30多個，尾礦堆存量在2億噸以上，其錫含量約為0．18%；其鐵含量也十分豐富，鐵的金屬量是錫的100多倍；另外，還含有一定量的銅、銀、鉛、鋅、砷、鉍等有用元素，綜合利用價值很大；按照目前的生產能力，堆積的尾礦可供云錫公司生產25年以上［3－5］.廣西南丹在大廠、車河和芒場三地也堆積了幾千萬噸尾礦，由于多數選廠的選別指標較低，尾礦中微細粒級有價礦物的流失嚴重，尚有錫、銻、砷、鉛、鋅和硫等多種有價元素可供回收；僅大廠選廠的尾礦錫金屬量就達10萬噸，鋅銦金屬量達50萬噸，鉛銻金屬達12萬噸，另外，還有磁黃鐵礦、黃鐵礦和毒砂等多種硫化礦可供回收［6-7］.湖南柿竹園多金屬礦有“世界有色金屬博物館”之稱，但在早期該礦不生產錫，有價共伴生礦物的綜合回收也很不理想，以往的攻關研究的重點為降低鎢精礦中的錫含量，很少研究難選錫資源綜合利用，數十萬噸金屬量的錫礦物流入了尾礦庫［8－10］.

在礦產資源日益貧化的今天，我國錫尾礦具有巨大的綜合利用潛力，為保障錫工業的持續發展，有必要對我國錫尾礦中有價金屬的回收進行客觀的分析和研究，并積極采取相應的對策予以回收［11-12］.與世界其它地區的類似尾礦相比，我國錫尾礦的錫品位低、嵌布粒度細、伴生的礦物種類多、共伴生關系復雜，綜合回收的難度較大［13－14］.本論文主要針對某低品位含硫錫尾礦，進行了再選錫和硫的試驗研究，并給出了相應的選別建議.

1 尾礦性質研究

對該錫尾礦進行了化學多元素分析和篩分粒度分析，結果分別見表1和表2.

表1 錫尾礦化學多元素分析結果Table 1 Chemical characterization of the tin tailings w/%

由表1可知，該錫尾礦錫和硫的品位分別為0．27%和5．07%，是主要的有價元素；鐵的品位為19．33%，但硫的含量偏高，為5．07%，因此，不考慮回收鐵元素；SiO2含量為32．12%，為主要的脈石元素.

由表2可知，該錫尾礦的細粒級含量較高，－0．025 mm粒級的產率達49．30%，－0．037 mm粒級的產率則達67．43%；錫和硫的粒度分布特征相近，隨粒度的降低，錫和硫的品位不斷上升，－0．025 mm粒級錫和硫的分布律分別為76．74%和61．64%，－0．037 mm粒級錫和硫的分布律則分別為86．81%和79．20%.

表2 錫尾礦篩分粒度分析Table 2 Size composition of leaching residue and distribution rate of tin and sulfur

2 試驗研究與分析

2.1 搖床試驗

使用LY－900×400型搖床選別該錫尾礦，試驗結果見表3.

由表3可知，搖床精礦中錫的品位和回收率分別為0．79%和30．61%、硫的品位和回收率分別為21．66%和41．65%，說明搖床對錫和硫有一定的富集作用，硫相對得到了更多富集；為保證錫精礦的品質，應進行預先脫硫的作業；搖床尾礦中錫的損失率達43．57%，故搖床不宜作錫礦物再選的粗選工藝.

表3 搖床試驗結果Table 3 Separation results of shaking table %

2.2 磁選試驗

使用XCGS－Ф50型磁選管對該錫尾礦進行了選別，磁選管磁場強度控制在2 900 Oe，試驗結果見表4.

表4 磁選管試驗結果Table 4 Separation results of magnetic tube %

由表4可知，在磁選精礦中，錫并未得到富集，硫和鐵則得到了富集；磁選精礦的硫品位為30．19%，說明磁選精礦中存在大量的含硫磁性礦物，這部分礦物極有可能是磁黃鐵礦；磁選精礦的鐵品位為56．33%，但硫含量高，無法作為鐵精礦產品.

2.3 脫硫試驗

根據之前試驗的結論，對原礦進行了脫硫的浮選探索試驗［15-16］，試驗條件如下：

第一組：一段浮選，丁黃藥用量120 g／t、作用時間3 min，二號油65 g／t、作用時間1 min，刮泡時間3．5 min；

第二組：一段浮選，Y89用量120 g／t、作用時間3 min，二號油65 g／t、作用時間1 min，刮泡時間3．5 min；

第三組：一段浮選，硫酸銅用量200 g／t、作用時間4 min，丁黃藥用量120 g／t、作用時間3 min，二號油65 g／t、作用時間1 min，刮泡時間3．5 min；

第四組：一段浮選，礦漿pH調至6，丁黃藥用量120 g／t、作用時間3 min，二號油65 g／t、作用時間1 min，刮泡時間3．5 min；

第五組：一段浮選，硫酸銅用量200 g／t、作用時間4 min，丁黃藥用量120 g／t、作用時間3 min，二號油65 g／t、作用時間1 min，刮泡時間6 min.具體的試驗結果見表5.

表5 脫硫浮選試驗結果Table 5 Separation results of desulfurization flotation %

由表5可知，通過一段浮選脫硫，硫精礦中硫的回收率可達50%以上，錫的損失率不超過4%；對比第一組和第二組的試驗結果可知，Y89相對丁黃藥具有更強的捕收性；對比第二組和第三組的試驗結果可知，在添加CuSO4作活化劑后，丁黃藥選別指標優于Y89，因此后續將采用更廉價的CuSO4和丁黃藥的藥劑組合；對比第一組和第四組的試驗結果可知，礦漿pH值對浮選脫硫的影響較大，適當調節pH值是必要的；對比第三組和第五組的試驗結果可知，通過延長浮選時間，硫的回收率提高了7．71%，而硫品位僅降低了0．88%.

2.3 選錫試驗

鑒于一段脫硫工藝中硫精礦的回收率并不高，所以提高了脫硫的段數.在錫尾礦脫硫后，主要的有價元素為錫，錫常見的回收工藝有重選和浮選.因此，進行了浮選脫硫－搖床選錫和浮選脫硫－浮選選錫［17］的試驗研究，具體的工藝流程見圖1和圖2，試驗結果見表6.

由表6可知，使用搖床可得到錫品位和回收率分別為1．74%和21．92%的錫精礦，但錫精礦的硫品位高達15．19%，說明使用兩段脫硫工藝，硫的依然殘留較多，需進一步提高硫的脫除率；浮選組可得到錫品位和回收率分別為1．39%和35．26%的錫精礦，而浮選錫精礦的硫品位為6．64%，浮選指標優于搖床；浮選尾礦錫的損失率為56．10%，可考慮多段浮選提高錫的回收率.

圖1 浮選脫硫－搖床選錫Fig.1 Flow chart of flotation desulfurization and tin beneficiation by shaking table

圖2 浮選脫硫－浮選選錫Fig.2 Flow chart of flotation desulfurization and tin beneficiation by flotation

表6 選錫探索試驗結果Table 6 Exploring results of tin beneficiation %

2.4 多段浮錫探索

兩段脫硫的效果不佳，采用三段脫硫工藝處理該尾礦，多段浮錫工藝則可探索錫的極限回收率.因此，設計和進行了三段脫硫五段浮錫的試驗研究，試驗流程和結果分別見圖3和表7.

由表7可知，可得到錫品位和回收率分別為1．32%和45．97%的錫精礦，錫精礦中硫的品位僅為2．13%；在錫品位基本不變的前提下，錫的回收率有較大幅度的提升，說明較為徹底的脫硫可改善錫的浮選；錫中礦1和錫中礦2中錫的品位均高于原礦，而錫中礦3和錫中礦4中錫的品位均低于原礦，表明三段浮錫工藝即可達到回收錫的目的；錫精礦、錫中礦1和錫中礦2合并，共計錫的回收率為71．76%；硫精礦、硫中礦1和硫中礦2合并，共計錫的回收率為19．05%，這可能是由于部分錫礦物未解離，可通過對硫粗精礦再磨后完成錫硫的進一步分離.

圖3 多段浮選流程Fig.3 Flow chart of multistage flotation

表7 多段浮選試驗結果Table 7 Separation results of multistage flotation %

2.5 浮選閉路試驗

通過以上的試驗研究，進行了如圖4的浮選閉路試驗，試驗結果見表8.

表8 閉路試驗結果Table 8 Separation results of closed circuit flotation %

由表8可知，通過閉路浮選試驗，可獲得硫品位和回收率分別為42．71%和89．84%的硫精礦，以及錫品位和回收率分別為3．16%和60．37%的錫精礦.

圖4 浮選閉路流程Fig.4 Flow chart of closed circuit flotation．

3 結語

通過試驗研究可得出以下結論和建議：

a．該錫尾礦中錫和硫的品位分別為0．27%和5．07%，是主要的有價元素；SiO2為主要的脈石元素，含量為32．12%；

b．該錫尾礦的細粒級含量較高，－0．025 mm粒級的產率為49．30%，錫和硫的粒度分布特征相近，多分布于細粒級中，－0．025 mm粒級錫和硫的分布律分別為76．74%和61．64%；

c．采用搖床重選和磁選選別該錫尾礦，不能獲得合格的精礦產品，重選的結果表明，硫化礦的存在會影響錫礦的選別，磁選結果表明，該錫尾礦可能含有大量的磁黃鐵礦；

d．適當調節pH，并使用CuSO4作活化劑和丁黃藥作捕收劑的浮選藥劑組合，可有效地選別出硫，使用三段浮選脫硫工藝，硫的脫除率可達90%以上；

e．浮選能更有效地回收錫，較為徹底的脫硫可改善錫的浮選，開路試驗可選別出錫品位和回收率分別為1．32%和45．97%的錫粗精礦；

f．脫硫的過程中會損失部分的錫，這可能是由于錫礦物未充分解離，可通過對硫粗精礦再磨后完成錫硫的進一步分離；

g．通過浮選閉路試驗，最終可獲得硫品位和回收率分別為42．71%和89．84%的硫精礦，以及錫品位和回收率分別為3．16%和60．37%的錫精礦；

h．選完錫、硫后，可進一步考察尾礦中的鐵元素的可選性.

致謝

國家自然科學基金優先資助領域重點項目群項目（U0937602）及云南省應用基礎研究計劃項目重點項目（2014FA027）為本研究提供了資金資助，在此表示衷心的感謝！

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Comprehensive utilization of low grade sulfur-bearing tin-tailings

LYU Hao-zi,TONG Xiong,XIE Xian,YANG Bo,HAN Bin
Faculty of Land Resource Engineering,Kunming University of Science and Technology,Kunming 650093,China

The grades of tin and sulfur are 0.27%and 5.07%in a low grade tin tailings.In size fraction of less 0.025 mm,the distributing ratios of tin and sulfur are 61.64%and 76.74%,respectively,so comprehensive utilization of tin and sulfur is extremely difficult.The results show that the separation results of shaking table and magnetic do not reach the satisfactory effect,but flotation can separate the tin tailings more effectively;base on separation flow,firstly,we use flotation to desulfurization,then separate tin after desulfurization finished;flotation is better than shaking table to beneficiate tin;because sulfide minerals can adversely affect beneficiation of tin,separation results of tin flotation is improved by more thoroughly desulfurization;through three sections of flotation desulfurization,the rate of sulfur removal is exceeding 90%;because a part of tin is lost in sulfur rough concentrate,we need to regrind sulfur rough concentrate for further separating tin and sulfur.Finally,through closed circuit flotation,we get the sulfur concentrate with sulfur grade of 42.71%and recovery of 89.84%and the tin concentrate with tin grade of 3.16%and recovery of 60.37%.

sulfur-bearing;tin tailings;shaking table;magnetic separation;flotation

TD923

A

10.3969/j.issn.1674-2869.2015.05.003

1674-2869（2015）05-0011-07

本文編輯：龔曉寧

2015-05-05

國家自然科學基金優先資助領域重點項目群項目（U0937602）；云南省應用基礎研究計劃項目重點項目（2014FA027）

呂昊子(1990-)，男，湖北黃岡人，博士研究生.研究方向：礦產資源的綜合利用.*通信聯系人