國外某錫精礦提質工藝研究*

張 晶 ，簡 勝 ，唐 鑫 ，梁溢強 ，闞賽瓊

（1.昆明冶金研究院有限公司，云南 昆明 650031；2.云南省選冶新技術重點實驗室，云南 昆明 650031）

錫礦是我國優勢礦產之一，儲量居世界之首，但是我國對錫資源的應用消耗量大、錫產品加工量大，國內錫資源已經不能較好滿足國內市場需求了。同時，我國的錫礦資源共伴生組分多，資源稟賦差，隨著開采成本增加、資源質量下降，無論是錫礦還是精煉錫都供不應求。而國外錫礦、錫粗精礦礦石性質好，對這部分進行采購、回收將成為錫資源應用的必然趨勢。因此從錫礦資源現狀出發，思考國外錫礦選礦回收利用方法，對我國錫資源行業的發展具有積極的意義[1-2]。

國外某錫礦選廠，采取直接重選選礦，錫精礦中硫含量較高，錫精礦品位偏低，對該錫粗精礦進行選礦提質工藝研究，提高錫精礦品位，可以直接用于冶煉生產。

1 礦石性質

1.1 主要元素分析

國外某地生產錫精礦，主要金屬礦物為錫石、黃鐵礦、磁黃鐵礦（偶見），褐鐵礦（偶見） 等，非金屬礦物主要為方解石、石英、鈉長石等。主要元素分析見表1。

表1 礦樣化學多元素分析結果Tab.1 Multi-element chemical analysis results of sample ore %

1.2 粒度分析

對國外某錫精礦進行了鏡下觀察、粒度篩析，粒度在0.05 mm之上的錫石單體并不少見，但是出現了一部分粒度在0.02 mm以下的錫石。粒度分布曲線見圖1。

圖1 礦石粒度分布曲線Fig.1 Particle size distribution curve of ore

如圖所示，礦石嵌布粒度較寬，分布粒度不均勻。對不同粒度范圍內Sn金屬分布做了考察，結果如表2所示。礦石中的錫分布在各粒級，但是細粒級所占比例較大。

表2 Sn金屬分布Tab.2 Sn metal distribution %

2 選礦試驗

該礦石含硫量高、錫品位低，不能直接進行冶煉，必須做進一步提質處理。對于含錫多金屬硫化礦的選礦[3]，由于錫石是主要的回收對象，除了與黃鐵礦較難分離，采用重選分離錫石是可行的，因此這類礦石的選礦特點是必須以重選為主，采用多種選礦方法聯合的復雜流程[4-5]。對該礦石進行了初步分析及探索，擬采用“預先脫硫浮選-尾礦搖床重選-搖床尾礦再浮選”回收的工藝流程回收該礦石中的錫。

2.1 預先脫硫浮選試驗

圖2 預先脫硫浮選流程Fig.2 Desulfuration flotation flow in advance

2.1.1 捕收劑種類對預先脫硫的影響

試驗選擇捕收劑丁黃藥、乙黃藥及戊基鉀黃藥考查對脫硫的影響[6-8]，磨礦細度按原礦粒度-0.074 mm占63.88%，硫酸銅作為硫活化劑，用量為粗選+掃選1：120+60 g/t，起泡劑采用松醇油，捕收劑用量為粗選+掃選1+掃選2：100+50+25 g/t，試驗結果見圖3。

圖3 捕收劑種類對預先脫硫的影響Fig.3 Effect of collecting agent on desulfuration in advance

圖3試驗結果顯示，乙黃藥對硫捕收性相對較弱，丁黃藥及戊基鉀黃藥對硫顯示出相似的捕收性質，但戊基鉀黃藥選硫時損失在硫粗精礦里的Sn品位及回收率更高，故選擇丁黃藥作為預先脫硫捕收劑。

2.1.2 磨礦細度對預先脫硫的影響

根據粒度篩析試驗結果，生產礦樣細度為-0.074 mm占63.88%，為提高錫石回收率，同時盡量減少錫石過粉碎現象，比較了礦石直接浮選脫硫與磨礦細度為-0.074 mm粒級占70%、80%及90%四種細度下的浮選脫硫試驗結果。硫酸銅作為硫活化劑，用量為粗選+掃選1：120+60 g/t，起泡劑采用松醇油，丁黃藥用量為粗選+掃選1+掃選2：100+50+25 g/t。試驗結果見圖4。

圖4 磨礦細度對預先脫硫的影響Fig.4 Effect of grinding fineness on desulfuration in advance

圖4試驗結果表明，部分錫礦物可能與黃鐵礦解離不充分，適當增加磨礦細度可以減少錫金屬在硫精礦中的損失，且提高S的脫除率，但是繼續增加磨礦細度的話，硫粗精礦中錫含量增加，有可能是部分細粒錫夾帶上浮進入了硫精礦中。后續試驗將對礦樣采用-0.074 mm粒級占70%磨礦細度進行選別。

2.1.3 藥劑用量試驗

在預先脫硫浮選階段，采用硫酸銅作為活化劑、丁黃藥作為捕收劑進行了藥劑用量試驗，掃選用量依次減半。硫酸銅用量結果顯示，粗選硫酸銅用量超過120 g/t后，繼續增加硫酸銅用量，硫精礦品位及回收率趨于穩定，硫酸銅用量為粗選120 g/t為宜。丁黃藥用量試驗結果表明，丁黃藥從60 g/t增加到120 g/t，精礦中錫品位與回收率變化差異不大，而硫回收率先增加后減少，建議丁黃藥用量為粗選80 g/t為宜

2.2 脫硫浮選尾礦再選條件試驗

2.2.1 脫硫浮選尾礦磁選試驗

由于原礦中含有部分磁黃鐵礦等磁性鐵礦物，該部分礦物在預脫硫過程中可能未被脫除，故針對脫硫浮選尾礦，即錫粗精礦開展磁選探索試驗，試驗結果見圖5。

圖5 脫硫浮選尾礦磁選探索試驗結果Fig.5 Probe trial results of desulfuration flotation and tailings magnetic separation

試驗結果顯示，脫硫浮選尾礦磁選精礦含Sn品位較高，錫礦物在磁選精礦中的損失較大，故不宜采用磁選對錫粗精礦提質。

2.2.2 脫硫浮選尾礦重選試驗

對脫硫浮選尾礦進行了篩分，篩分粒度范圍為+0.074 mm、-0.074 mm～+0.038 mm及-0.038 mm，對各粒級篩分產品進行搖床重選，搖床產品進行合并計算，試驗結果見表3。

表3 脫硫浮選尾礦重選試驗結果Tab.3 Test results of desulfuration flotation and tailings gravity separation %

表3試驗結果顯示，脫硫浮選尾礦分級搖床重選效果較好，可回收大部分錫礦物，搖床精礦含Sn品位達62.15%。但搖床尾礦含Sn品位1.78%，需做進一步回收。對搖床尾礦進行鏡下觀察，除部分微細粒嵌布錫礦物，另外還存在部分微細粒單體錫礦物，造成了細粒錫礦物在搖床尾礦中的損失，對該部分細粒錫礦物的回收，一般采用浮選的方式。

2.3 搖床尾礦浮選試驗

2.3.1 捕收劑種類對搖床尾礦浮選的影響

對搖床尾礦進行浮選回收錫。粗選采用碳酸鈉（1 000 g/t）作為調整劑，松醇油（50 g/t）為起泡劑開展捕收劑種類試驗，掃選不添加調整劑，捕收劑與起泡劑用量減半。捕收劑種類，試驗結果見圖6。

圖6 捕收劑種類對搖床尾礦浮選的影響Fig.6 Effect of collecting agent on table tailings flotation

捕收劑種類試驗結果顯示，苯甲羥肟酸對錫石表現出更佳的浮選特性，可獲得更高的Sn品位，但Sn回收率總體均不高，最高為56.89%?？赡芘c微細粒錫礦物未充分回收有關。

2.3.2 絮凝強化搖床浮選

為了強化搖床尾礦中細粒錫礦物的回收，本試驗采用我院自主研發絮凝劑KMF-2進行絮凝浮選，試驗結果見圖7。

圖7 絮凝浮選對搖床尾礦浮選的影響Fig.7 Effect of flocculation flotation on table concentrator tailings flotation

試驗結果顯示，隨著KMF-2的添加，浮選錫粗精礦Sn回收率一定程度提高，用量超過30 g/t，絮凝劑KMF-2對錫礦物產生抑制作用，Sn回收率開始下降，故少量添加KMF-2有利于錫礦物的回收。

2.4 全流程閉路試驗

根據上述條件試驗結果，開展全流程閉路試驗，試驗流程見圖8，試驗結果見表4。通過“浮選-分級搖床重選-尾礦再浮選”工藝可以得到產率34.53%，品位55.04%，回收率95.49%的綜合錫精礦，尾礦中錫含量降到0.7%，實現了錫石的提質，尾礦品位的降低，同時可以提高綜合精礦回收率。與直接重選相比，搖床尾礦利用浮選可以更加利于穩定的保證錫石回收率，回收率增加了2%～3%。綜合錫精礦含錫量高，錫精礦中雜質含量（見表5）對冶煉影響較小，有助于后續錫冶煉直收率的增加。

表4 全流程閉路試驗結果Tab.4 The closed circuit test results of complete flow scheme%

表5 綜合錫精礦產品多元素分析Tab.5 Multielement analysis of integrated tin concentrate products %

圖8 全流程閉路試驗流程Fig.8 Closed circuit test flow of complete flow scheme

4 結語

1）國外某錫精礦含硫較高，錫礦物嵌布粒度較寬，分布粒度不均勻，細粒級所占比例較大；

2）采用“脫硫浮選-搖床重選-搖床尾礦絮凝浮選”的工藝流程能較好的適應國外某錫精礦提質，可獲得產率34.53%，品位55.04%，回收率95.49%的綜合錫精礦；

3）搖床尾礦中的錫礦物主要以細粒級損失，少量添加KMF-2進行絮凝浮選可強化搖床尾礦中細粒錫礦物的回收，進一步提高錫礦物回收率。