內蒙古赤峰某礦山尾砂錫回收選礦試驗研究

閆寶寶，張玲玲，劉永茂，張維佳，劉雙有

(內蒙古自治區冶金研究院，內蒙古 呼和浩特 010010)

隨著易采易選礦產資源的日趨枯竭，對尾礦中有價金屬元素的綜合回收利用已勢在必行。從尾礦中綜合回收利用有價元素具有廣闊的推廣應用前景和空間。對于錫尾礦中錫、硫、鐵的回收，高校和科研單位都做過不少研究工作，但是針對內蒙古自治區赤峰地區錫尾礦中有價物的回收利用工作還幾乎是空白，對內蒙古赤峰地區的錫尾礦中有價物的性質，針對性地開展相關工作，綜合采用重選、正反浮選、磁選相結合的工藝，綜合回收尾礦中的有價礦物，以期突破尾礦綜合利用瓶頸的技術難題。

1 原礦性質

樣品中金屬礦物以黃鐵礦為主，黃銅礦、錫石，還有少量黝銅礦、斑銅礦、方鉛礦、閃鋅礦、雌黃鐵礦、赤鐵礦、褐鐵礦、輝銀礦；非金屬礦物主要為石英、長石、綠泥石、絹云母、碳酸鹽及黏土礦物。

黃銅礦與黃鐵礦多半是呈集體嵌布在脈石中，黃鐵礦仍是礦石含量中最多的金屬礦物，約占總量的5%～10%，常以自形晶、半自形晶和粒狀集合體產出，嵌布粒度0.1mm～0.5mm，但部分于黃銅礦在一起的粒度較細。銅礦物呈細粒不均勻浸染，嵌布粒度較塊狀礦物粗，浸染礦含銅0.2%～2.0%，含硫5%～15%，含錫0.20%，礦石密度3.09g/m3，松散密度2.0g/m3。尾礦樣-200目含量為61.75%。主要有價回收金屬元素為錫。原礦化學多元素分析結果見表1。

表1 原礦化學多元素分析結果

由表1可知，主要有價回收元素為錫，有害元素主要砷，其他元素暫時沒有回收價值。

2 原礦工藝礦物學研究

采用立體顯微鏡、偏反光顯微鏡等礦物測試方法，對該礦石礦物組成進行鑒定分析，測得尾砂中各礦物占比關系見表2。由表2中可以得出，該尾砂中主要的脈石礦物為石英、長石，次之為絹云母，綠泥石。黃鐵礦是礦石中最大的金屬礦物，在回收錫元素時，預先除硫是關鍵。

表2 尾砂主要礦物含量占比

3 選礦試驗

錫石是目前工業上提取金屬錫的最主要礦物[1]，其傳統分選方法為重選，但微細粒錫石不能在重選中得到有效回收，錫金屬大量流失在尾礦中[2]，因此，浮選成為回收微細粒錫石、減少錫金屬流失的最有效手段。捕收劑甲芐胂酸是良好的錫石捕收劑[3]，能與Fe2+，Mn2+，Sn2+，Cu2+，Pb2+，Zn2+等離子生成沉淀，對Ca2+，Mg2+反應不敏感，選擇性較強，是合格的錫石捕收劑[4，5]。

錫石選礦傳統上以重選為主 ， 但是隨著礦床的不斷開采 ， 礦石日趨貧、細、雜 ，同時在采選過程中產生大量的錫石礦泥和低錫物料，因此，迫切需要解決這種細粒錫石和低錫物料的回收問題[6]。本項目針對尾礦中錫礦物含量低的因素，為了能夠經濟合理的回收錫礦物，首先對尾礦進行了重選預富集，之后為了解決錫礦物中硫元素超標的問題，設計首先浮選硫，硫尾礦進行重選浮選聯合作業回收尾礦中的有價礦物錫。

3.1 原礦搖床重選試驗

圖1 搖床的床面傾角對指標的影響

由礦石性質可知，錫石的生成粒度不均，試驗中采用能收先收的原則，同時對尾砂進行拋尾并進行預富集，減少礦泥對后續試驗的影響，試驗在1 750mm*500mm礦泥搖床上進行。礦樣粒度-200目占70.00%。本次試驗控制的主要變化條件為搖床的床面傾角。試驗結果見圖1。

由圖1可以看出，由試驗結果可以看出：當搖床水平角調節從0.80°調整到1.20°時，錫的品位先升高后降低，回收率都逐漸降低，綜合考慮回收率與品位，選擇搖床水平角為1°時效果較好。

3.2 次精礦再磨搖床重選試驗

試驗在1 750mm*500mm礦泥搖床上進行。入選礦樣為原礦搖床重選試驗產生的錫次精礦，品位0.15%，礦樣再磨細度-200目占70.00%，本次試驗所得次精礦與尾礦合并成尾礦，只產出精礦和尾礦，結果見下圖2。

圖2 搖床的床面傾角對次精礦再磨再選指標的影響

圖3 丁黃藥用量變化對錫混合精礦浮選硫指標的影響

從圖2可以看出：當搖床水平角調節從0.80°調整到1.20°時，錫的品位逐漸提高，回收率都略有降低，綜合考慮回收率與品位，選擇搖床水平角為1°時效果較好。錫品位為1.05%，回收率為56.23%*38.19%=21.47%。

3.3 錫混合精礦浮選硫丁黃藥用量試驗

浮選硫的給礦為一次搖床所得錫精礦和一次搖床次精礦再磨后搖床重選錫精礦的混合精礦樣，此混合精礦樣中硫品位為7.24%，硫回收率為26.97%，錫品位為1.14%，回收率56.05%。

固定條件：選硫的pH值為6.0，BK204 30 g/t，進行錫混合浮選硫丁黃藥用量試驗，單位g/t，試驗結果見圖3。

從圖3可以看出：隨著丁黃藥用量增加，回收率逐漸增加，品位先增加后減少。綜合考慮，丁黃藥用量選擇80g/t為宜。硫品位為18%，回收率26.97%*95.76%=25.83%。

3.4 浮選硫尾礦選錫pH值試驗

浮選錫的給礦為浮選硫的尾礦，錫的入選品位為1.65%。

固定條件：氟硅酸鈉1 000g/t， 甲芐胂酸1 500g/t，BK204 50g/t。變化條件：pH值。結果見圖4。

圖4 pH變化對浮選硫尾礦選錫指標的影響

從圖4可以看出，隨著pH值的增加，錫精礦品位與回收率先升高后降低。綜合考慮，pH值選擇4.0為宜，此條件下錫的品位為11.30%，回收率為56.05%*89.14%*67.17%=33.56%。

3.5 浮選硫尾礦選錫氟硅酸鈉用量試驗

浮選錫的給礦為浮選硫的尾礦，錫的入選品位為1.65%。固定條件：pH值4.0，甲芐胂酸1 500 g/t，BK204 50 g/t，進行氟硅酸鈉用量試驗，結果見圖5。從圖5可以看出： 隨著氟硅酸鈉用量的增加，錫精礦品位與回收率先升高后降低。綜合考慮，氟硅酸鈉用量選擇1 000g/t為宜，此條件下錫的品位為11.30%，回收率為56.05%*89.14%*67.17%=33.56%。

圖5 氟硅酸鈉用量變化對浮選硫尾礦選錫指標的影響

3.6 浮選硫尾礦選錫甲芐胂酸用量試驗

浮選錫的給礦為浮選硫的尾礦，錫的入選品位為1.65%，固定條件：pH值4.0，氟硅酸鈉1 000g/t，BK204 50g/t，進行甲芐胂酸用量試驗結果見圖6。

由圖6可以看出： 隨著甲芐胂酸用量的增加，錫精礦品位與回收率先升高后降低。綜合考慮，甲芐胂酸用量選擇2 500g/t為宜，此條件下錫的品位為12.10%，回收率為56.05%*89.14%*80.60%=40.27%。

3.7 浮選錫尾礦再磨搖床重選試驗

試驗在1 750mm*500mm礦泥搖床上進行。試驗樣品為浮選硫后產出的尾礦，入選品位0.36%，再磨細度-200目占70.00%，次精礦與尾礦合并成尾礦。變化條件：搖床床面傾角。結果見圖7。

由圖7可以看出：當搖床水平角調節從0.80°調整到1.20°時，錫的品位逐漸提高，回收率都略有降低，綜合考慮回收率與品位，選擇搖床水平角為1°時效果較好，此條件下錫精礦2的品位為1.60%，回收率56.05%*89.14%*8.91%=4.45%。

圖6 甲芐胂酸用量對浮選硫尾礦選錫指標的影響

圖7 搖床傾角對浮選錫尾礦再磨搖床重選指標的影響

3.8 閉路試驗

圖8 閉路試驗流程

閉路試驗采取中礦順序返回的方法進行。閉路試驗中稀土產品采取圖8所示1粗2精1掃試驗流程，結果見表3。

表3 閉路試驗結果

4 結論

①本次試驗所采用的工藝流程是按照委托方提供的原則工藝流程確定，采用簡單合理、經濟可行的選礦方法回收尾礦中的硫和錫。 ②試驗采用的尾礦樣品中礦物成分比較復雜，礦物種類較多，但樣品中具有回收價值的主要礦物是硫鐵礦及錫石。試驗推薦的流程為：尾礦粗磨—搖床重選—重選次精選再磨后搖床重選—兩次重選精礦混合浮選硫—硫尾礦選錫—錫尾礦再磨后搖床選錫，磨礦細度均為-200目占70%。 ③通過委托方提供的工藝流程，本次試驗通過多組別的條件試驗及開閉路試驗，產出了合格的產品，硫精礦產率2.52%，硫品位25.60%，硫回收率23.97%；錫精礦1產率0.25%，錫品位25.10%，回收率30.62%，錫精礦2產率0.69%，錫品位1.50%，錫回收率5.05%，合計回收率35.68%。④試驗采用的尾礦樣品中除黃鐵礦、錫石等礦物外，還有一定量的赤鐵礦，褐鐵礦，在浮選錫的精礦1中得到了一定的富集，這也是造成最終錫精礦的品位不高的主要原因，通過錫精礦1多元素分析檢測，錫精礦1中全鐵高達38.5%，本次試驗沒有進行除鐵試驗，今后可以進一步深入研究。 ⑤尾礦砂中含有0.17%的鋅，通過硫浮選后主要富集在硫精礦中，品位為4.42%，回收率為65.52%。 ⑥委托方委托的工藝流程中礦石的磨礦細度為-200目70%，具體選礦試驗中沒有進行磨礦細度的條件試驗，為了驗證磨礦細度的合理性，進行了磨礦細度-200目66%的對比驗證試驗，沒有探索更高的磨礦細度對錫精礦回收率與品位的影響，建議以后對磨礦細度進行進一步深入研究。