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某錫銅礦石重—浮聯合選礦工藝研究

2018-07-27 07:35:14蘇建芳王中明肖巧斌劉書杰譚凌石生
金屬礦山 2018年7期

蘇建芳 王中明 肖巧斌 劉 方 劉書杰譚 欣 凌石生 趙 杰

(1.北京礦冶科技集團有限公司,北京102628;2.礦物加工科學與技術國家重點實驗室,北京102628)

錫和銅均是人類歷史上發現和使用較早、與人類關系非常密切的金屬,在電子、化工、建材、航天等領域都有廣泛的應用。隨著開采歷史和規模的發展,易選錫、銅礦石資源越來越少,可開采利用的錫、銅礦石資源越來越復雜,綜合回收利用技術也越來越受到重視[1-3]。

生產實踐中,錫石和銅礦石常用的選礦方法分別為重選和浮選。由于自然界中的多數錫銅礦石組成成分復雜,共、伴生有價組分多,為了有效綜合回收錫銅礦石中的錫、銅及其他有價組分,往往需要聯合使用重選、磁選、電選、浮選、浸出、焙燒等物理或化學的選礦方法[4]。劉厚明等[5]對中國西部某復雜難選銅錫礦石進行了綜合回收試驗研究,采用浮選回收銅和硫、重選—浮選回收錫的浮—重—浮聯合工藝,獲得了銅品位為15.81%、銅回收率為73.14%的銅精礦,硫品位為34.59%、硫回收率為70.99%的硫精礦,以及錫品位為35.02%、錫回收率為20.95%的錫精礦。袁帥等[6]對銅品位為1.05%、錫品位為0.47%的內蒙古某銅錫多金屬硫化礦石開展了選礦試驗,采用浮選回收銅、重選回收錫的浮—重聯合工藝,獲得的銅精礦銅品位為16.30%、銅回收率92.14%,錫精礦錫品位為8.67%、錫回收率為75.91%。闕紹娟等[7]對廣東某選銅尾礦進行了再回收工藝研究,采用磁選—銅硫混浮再分離—浮選尾礦重選回收錫工藝,獲得的銅精礦銅品位為16.70%、銅回收率為40.06%,錫精礦錫品位為24.59%、錫回收率為35.16%,鐵精礦鐵品位為63.66%、鐵回收率為16.89%,硫精礦硫品位為36.77%、硫回收率為57.05%。

某錫銅礦石中錫和銅分別以錫石和硫化銅的形式存在,采用先重選回收錫再浮選回收銅的重—浮聯合工藝對礦石進行了錫、銅回收試驗。

1 礦石性質

礦石主要化學成分見表1,錫物相、銅物相分析結果分別見表2、表3。

由表1可看出,礦石中的主要有價元素錫、銅含量分別為0.59%、0.18%,有害雜質砷含量為1.86%。

由表2可看出,錫主要以錫石的形式存在。

由表3可看出,銅主要以硫化銅的形式存在。

2 試驗結果與討論

由于礦石中經濟價值最高的礦物錫石與礦石中的其他礦物間的密度差較大,且錫石在磨礦過程中極易過粉碎,因此,首先采用經濟、環保的重選方法回收礦石中的錫石,然后再采用浮選法回收硫化銅礦物。

2.1 錫回收試驗

2.1.1 螺旋溜槽重選給礦粒度試驗

螺旋溜槽重選給礦粒度試驗采用LL-600型螺旋溜槽(螺距360 mm),試驗固定給礦濃度35%,試驗結果見表4。

由表4可知,當螺旋溜槽重選給礦粒度為-0.9 mm時,可獲得錫品位為1.23%、錫回收率為89.21%的螺旋溜槽精礦,達到了初步富集錫礦物的目的。因此,確定螺旋溜槽重選的給礦粒度為-0.9 mm。

2.1.2 螺旋溜槽精礦搖床分級分選試驗

在探索試驗基礎上進行了螺旋溜槽精礦搖床分級分選試驗,試驗結果見表5,試驗流程見圖1。

由表5可知,用搖床對螺旋溜槽精礦進行進一步富集,可得到錫品位為24.47%、搖床作業總回收率為81.99%的錫重選總精礦。

2.1.3 搖床重選總錫精礦浮選脫硫砷試驗

對搖床重選總精礦的分析表明,其硫、砷等含量較高。為了獲得合格的錫精礦,對搖床重選總精礦進行了浮選脫硫砷試驗。按條件試驗確定的藥劑用量進行了圖2所示的浮選脫硫砷試驗,結果見表6。

由表6可知,通過浮選脫硫砷,可以將錫精礦硫、砷含量從2.98%和16.79%降到0.28%和0.41%,錫精礦錫品位從24.10%提高到54.29%,錫作業回收率高達99.02%。

2.1.4 錫回收全流程試驗

錫回收試驗全流程見圖3(由于版面編排上的原因圖中的“再磨分級分選流程”指流程圖1),結果見表7。

從表7可見,采用圖3所示的流程處理礦石,可獲得錫品位為54.29%、含銅0.03%、含砷0.41%、含硫0.28%,錫回收率為81.44%的錫精礦;重選尾礦銅品位為0.16%,銅回收率為83.76%。

2.2 銅回收試驗

2.2.1 條件試驗

2.2.1.1 石灰用量試驗

銅粗選石灰用量試驗流程見圖4,結果見表8。

由表8可知,石灰用量從1 000 g/t增加至2 000 g/t,銅粗精礦砷含量從3.35%大幅度下降至1.61%、銅品位從1.11%大幅度升高至1.68%,銅回收率從63.67%小幅下降至61.38%、砷回收率從31.06%大幅度下降至9.22%;繼續提高石灰用量,銅粗精礦銅回收率大幅度下降。因此,確定銅粗選的石灰用量為2 000 g/t。

2.2.1.2 BK302用量試驗

BK302用量試驗流程見圖5,結果見表9。

由表9可知,隨著BK302用量的增加,銅粗精礦銅品位下降、銅回收率上升,砷指標變化不顯著。綜合考慮,確定銅粗選的BK302用量為20 g/t。

2.2.2 銅浮選閉路試驗

浮選回收銅試驗流程見圖6,結果見表10。

由表10可知,采用圖6所示的流程選銅,可獲得銅品位為23.05%、銅作業回收率為53.74%的銅精礦。

2.3 全流程試驗

在上述試驗的基礎上進行了全流程試驗,試驗流程見圖7,結果見表11。

由表11可知,采用圖7所示的流程處理礦石,可獲得錫品位為53.97%、錫回收率為80.10%的錫精礦,以及銅品位為22.67%、銅回收率為54.07%的銅精礦。

3 結論

(1)某錫銅礦石錫、銅含量分別為0.59%、0.18%,有害雜質砷含量為1.86%,錫主要以錫石的形式存在,銅主要以硫化銅的形式存在。

(2)礦石磨至粒度為-0.9 mm情況下,采用螺旋溜槽預富集高密度的錫石,對脫粗(+0.5 mm棒磨)后的預富集重選精礦進行搖床分級分選后,再采用反浮選工藝脫硫砷,可獲得高品質的錫精礦;然后用浮選工藝從選錫尾礦中回收銅,銅1次粗選精礦再磨至-0.043 mm占85%的情況下經3次精選獲得銅精礦,1次精掃選、2次掃選精礦等各中礦均順序返回,最終獲得錫品位為53.97%、錫回收率為80.10%的錫精礦,以及銅品位為22.67%、銅回收率為54.07%的銅精礦。

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