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云南某低品位難選鐵錫礦選礦試驗研究

2021-10-20 09:55:04楊凱志李漢文
金屬礦山 2021年9期

楊凱志 汪 泰 胡 真 李漢文 1

(1.廣東省科學院資源利用與稀土開發研究所,廣東廣州510651;2.稀有金屬分離與綜合利用國家重點實驗室,廣東廣州510651;3.廣東省礦產資源開發和綜合利用重點實驗室,廣東廣州510651)

錫具有優良的金屬特性,廣泛應用于核工業、航空航天等眾多領域,隨著新技術領域的不斷發展,世界對錫的需求量正在不斷增長[1-2]。錫在地殼中的豐度為0.004%左右,單一形式出現的錫礦儲量較低,錫作為主金屬或共伴生組分的錫資源占總錫資源的88%[3-4],因此,開展伴生錫礦物的開發利用研究具有重要的社會意義和經濟價值[5-7]。

我國鐵錫礦資源豐富,但鐵錫嵌布關系普遍密切,錫品位低,導致鐵錫分離和綜合利用難度大。對含錫石的多金屬礦,單一重選或簡單選別流程難以獲得較好的選礦指標[8-9],往往需要采用2種或2種以上的選別工藝進行選別。云南某鐵錫共生礦石鐵品位較高,錫品位較低,為高效回收其中的鐵、錫,開展了選礦工藝研究。

1 原礦性質

1.1 化學成分及礦物組成分析

對原礦進行化學成分及礦物組成分析,結果分別見表1、表2。

由表1可知,原礦中主要有價成分鐵、錫品位分別為30.91%、0.23%,主要脈石成分SiO2含量為31.65%。

由表2可知,原礦中主要金屬礦物為磁鐵礦、褐鐵礦、錫石等,此外含有少量的黃銅礦、磁黃鐵礦;非金屬礦物主要為石英、方解石、螢石、綠泥石等。

1.2 鐵、錫物相分析

原礦鐵、錫物相分析結果分別見表3、表4。

由表3及表4可知,鐵主要以磁鐵礦的形式存在,分布率為82.66%,其次為磁黃鐵礦6.67%、赤褐鐵礦6.34%;錫主要以錫石的形式存在,分布率為91.30%。

1.3 各粒級錫分布情況

為查明錫在碎至-2 mm礦樣中各粒級的分布情況,進行了篩分分析,結果如表5所示。

由表5可知,細粒級錫品位較高,其中-0.01 mm粒級錫分布率為10.69%,這部分錫回收難度較大,且會對錫浮選產生干擾,因此,應盡可能控制磨礦作業生成-0.01 mm粒級。

2 試驗方案的確定

試樣中有回收價值的礦物主要為磁鐵礦和錫石,磁鐵礦可通過磁選法回收,且應盡量在粗磨條件下進行,以減少錫石的過粉碎。

礦石中含有部分磁黃鐵礦、黃銅礦等硫化礦物,這部分硫化礦物不僅影響重選選錫,還會對后續錫石浮選產生不利影響[10]。重選過程中,硫化礦物對搖床分選過程干擾較大,高密度的硫化礦物易混入錫精礦中;若錫石浮選前脫硫效果不佳,不但嚴重影響錫精礦品位,而且會增大藥劑消耗[11]。因此,在錫選別前應盡可能將硫化礦物脫除,為錫的回收創造良好條件。另外,考慮原礦及磨礦產生的細泥對錫石回收會產生影響,在錫選別前還需進行脫泥[12-13]。因此,最終確定采用磁選選鐵—浮選選硫—脫泥—錫石選別(重選+浮選)工藝流程進行試驗。

3 試驗結果及討論

3.1 弱磁粗選給礦磨礦細度試驗

為減少錫的過粉碎及細泥的含量,采用圖1所示流程對-2 mm原礦進行弱磁粗選磨礦細度試驗,結果如圖2所示。

由圖2可知,隨著磨礦細度的提高,弱磁粗精礦鐵品位先降低后基本不變,鐵回收率先增大后基本不變,錫品位和錫回收率則先降低后基本穩定。綜合考慮,確定適宜的弱磁粗選給礦磨礦細度為-0.074 mm占71.32%,此時弱磁粗精礦鐵品位和鐵回收率分別為53.22%、83.15%,錫品位和錫回收率分別為0.21%和45.75%。

3.2 弱磁選試驗

一段弱磁選僅能獲得鐵品位53.22%的粗精礦,為獲得鐵品位大于60%的鐵精礦,對弱磁粗精礦進行了1次精選試驗,試驗流程如圖3所示,試驗結果如表6所示。

由表6可知,通過1粗1精兩段磁選可以獲得鐵品位60.69%、鐵回收率78.63%的弱磁精礦,錫品位降至0.19%、錫回收率降至33.34%,說明增加1次精選不僅能提高弱磁精礦鐵品位,同時降低了弱磁選錫損失率。

3.3 弱磁尾礦選硫試驗

采用1粗1精2掃進行弱磁尾礦選硫,試驗流程如圖4所示,試驗結果如表7所示。

由表7可知,經過1粗1精2掃后,選硫尾礦硫品位降至0.46%,硫精礦錫作業回收率為6.88%,在錫損失較少的情況下,獲得了硫精礦,實現了硫的高效脫除,為后續錫的回收創造了良好的條件。

3.4 錫回收試驗

3.4.1 浮選尾礦粒度組成

為查明錫在各粒級中的分布情況,為后續錫回收提供依據,對選硫尾礦進行了粒度組成分析,結果如表8所示。

由表8可知,-0.010 mm難回收粒級錫分布率較高,達17.40%。

在錫石的選礦中,搖床重選既能產出合格精礦,又具有脫泥效果[14-15]。分級搖床分選效果一般要好于全粒級入選搖床,為此,進行了水析試驗,將選硫尾礦分為+0.043 mm和-0.043 mm粒級,結果見表9。

由表9可知,經過水析分級,最終獲得錫品位0.19%和錫品位0.38%的2種產品,錫主要在-0.043 mm粒級中富集,作業回收率達68.75%。

3.4.2 窄粒級搖床重選試驗

+0.043 mm和-0.043 mm粒級分選結果見表10。

由表10可知,粗粒級通過搖床能獲得錫品位6.48%、錫作業回收率52.54%的搖床精礦1;細粒級雖然能獲得錫品位1.08%的搖床精礦2,但錫作業回收率僅為13.31%,尾礦錫品位高達0.31%,說明細粒級不適合采用搖床回收。

基于重選對細粒級錫石回收的局限性,而浮選有效回收的下限粒度要低得多,因此,有必要對細粒錫石進行浮選回收[16]。

3.4.3 細粒級浮選試驗

選硫尾礦-0.010 mm粒級(細泥)產率為15.63%,浮選過程中細泥吸附藥劑多,產生礦泥覆蓋膜或礦化泡沫被礦泥所污染,降低浮選的選擇性,對浮選過程產生不良的影響[7],而直接浮選的效果不佳,因此采用水析法脫泥(-0.010 mm),以水楊羥肟酸為錫石的捕收劑,同時添加GZ(磷酸酯類和烯醇的混合物)為輔助捕收劑,2號油為起泡劑,對細粒級(-0.043 mm)進行了脫泥和不脫泥浮選對比試驗,試驗流程如圖5所示,試驗結果如表11所示。

由表11可知,不脫泥情況下,獲得的粗精礦錫品位和錫作業回收率低;脫泥后,可以獲得錫品位1.95%、錫作業回收率44.07%的粗精礦,說明浮選前脫泥對錫回收至關重要。

3.4.4 水楊羥肟酸用量試驗

采用圖5所示流程,進行脫泥浮選捕收劑用量試驗。在粗選GZ用量50 g/t、2號油用量20 g/t的條件下進行了水楊羥肟酸用量試驗,結果如圖6所示;在粗選水楊羥肟酸用量2 500 g/t,2號油用量20 g/t的條件下進行了GZ用量試驗,結果如圖7所示。

由圖6可知,隨著水楊羥肟酸用量的增加,粗精礦錫品位降低,錫作業回收率先增加后趨于平緩。綜合考慮,確定水楊羥肟酸用量為2 500 g/t,此時,粗精礦錫品位2.68%、錫作業回收率73.46%。

由圖7可知,隨著GZ用量的增加,粗精礦錫品位降低,錫作業回收率先增加后下降。綜合考慮,確定GZ用量為50 g/t。

3.4.5 浮選閉路試驗

在條件試驗基礎上對0.043~0.010 mm粒級進行了錫浮選閉路試驗,試驗流程如圖8所示,試驗結果如表12所示。

由表12可知,采用1粗2精2掃流程處理細粒級脫泥樣,閉路浮選最終可獲得錫品位5.69%、錫作業回收率70.23%的錫精礦,尾礦錫品位降至0.12%。

3.5 全流程試驗

全流程試驗如圖9所示,試驗結果如表13所示。

由表13可知,全流程試驗最終獲得鐵品位60.69%、鐵回收率78.63%的磁鐵精礦,錫品位5.92%、錫回收率31.93%的錫精礦,總尾礦錫品位降至0.14%,實現了該鐵錫礦石資源的綜合回收。

4 結 論

(1)云南某礦中主要有價礦物為磁鐵礦和錫石,其中鐵為主金屬,錫為伴生金屬,錫品位僅為0.23%,品位較低,細泥含量較高,屬于難選錫伴生氧化鐵錫礦。

(2)磁選工藝對磁鐵礦回收后,通過脫除大部分硫化礦,對選硫尾礦進行了搖床和浮選選錫工藝對比,粗粒級適宜采用搖床重選,細粒級適宜采用浮選回收其中的錫,但浮選之前需脫除-0.01 mm細泥。

(3)最終采用弱磁選鐵—浮選選硫—粗粒級搖床重選、細粒級脫泥浮選選錫的工藝流程,在原礦鐵品位31.15%、錫品位0.23%的情況下,獲得鐵品位60.69%、鐵回收率78.63%的磁鐵精礦產品,及錫品位5.92%、錫回收率31.93%的錫精礦,實現了鐵、錫的綜合回收。

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