云锡老厂分公司 661000
【摘要】某选厂精选工段原贫中矿的锡品位为1.29%,长期堆积,占用资源,经过流程优化后浮选锡粗精矿品位提高到7.26%,回收率66.43%,重选锡粗精矿品位为4.86%,回收率5.10%,综合锡粗精矿品位为7.01%,回收率71.53%。
【关键词】 锡石浮选 流程优化 TL-1
云南某选厂精选工段所产的贫中矿堆存量大,且每月定期产出贫中矿,贫中矿的处置成了迫在眉睫的问题,因此提出了精选工段流程优化方案,完善锡精选流程,优化产业链结构,扩大公司选矿处理能力,且盘活堆存贫中矿中锡资源、提高综合经济效益。
试验矿种为该选厂精选工段贫中矿堆场取出,试验工艺:样品经球磨粒度达到-200mm占比95.12%,进行脱硫处理后,开展工作主要为探索最佳的锡石浮选捕收剂用量、辅助捕收剂P86的药剂用量、浮选浓度的试验研究以及浮选尾矿进行摇床作业。
贫中矿多元素分析
表1-1贫中矿多元素分析
元素 | Sn | Cu | S | As | Fe | Pb | Zn |
含量% | 1.29 | 0.23 | 3.68 | 0.572 | 31.02 | 0.181 | 0.154 |
贫中矿粒度分析
2.1磨前粒度分析
表2-1磨前粒度分析
粒级mm | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% |
0.3 | 0.12 | 0.837 | 0.08 |
0.15 | 5.36 | 0.607 | 2.54 |
0.074 | 64.24 | 1.06 | 53.25 |
0.037 | 12.38 | 1.9 | 18.40 |
0.019 | 13.75 | 1.621 | 17.43 |
0.01 | 1.66 | 2.334 | 3.03 |
-0.01 | 2.49 | 2.701 | 5.26 |
给矿 | 100 | 1.279 | 100 |
从多元素分析、粒度分析结果看,样品含铁较高为31.02%,对锡石浮选指标有一定影响。+0.074mm级别产率为69.72%,锡金属率为55.87%,样品粒度偏粗,锡石浮选要取得较好指标,必须进行磨矿。
2.1磨后粒度分析
表2-2磨后粒度分析
粒级mm | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% |
+0.074 | 4.88 | 1.291 | 4.88 |
0.037 | 74.12 | 1.345 | 77.12 |
0.019 | 11.09 | 1.621 | 13.91 |
0.01 | 2.56 | 0.959 | 1.90 |
-0.01 | 7.34 | 0.385 | 2.19 |
给矿 | 100.00 | 1.293 | 100 |
从上表磨后贫中矿粒度分析结果表明,经过磨矿后,+0.074mm的产率由磨前69.72%降至4.88%, -0.010mm的产率为7.34%,磨后贫中矿泥含量不多,满足锡石浮选的要求。
锡石浮选试验
3.1锡石浮选捕收剂用量试验
锡石浮选试验采用一粗两扫的试验流程,试验药剂选用TL-1+P86 100g/t,试验结果见表3-1
表3-1 TL-1捕收剂用量对比试验
捕收剂种类 | 名称 | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% | 备注 |
TL-1 700g/t+ P86100g/t | 粗泡 | 38.23 | 2.76 | 80.67 | 扫选药剂用量减半 |
硫化物 | 8.62 | 0.593 | 3.93 | ||
尾矿 | 53.15 | 0.377 | 15.40 | ||
合计 | 100 | 1.301 | 100 | ||
TL-1 800 g/t+ P86100g/t | 粗泡 | 40.38 | 2.75 | 84.37 | |
硫化物 | 9.05 | 0.571 | 3.93 | ||
尾矿 | 50.57 | 0.304 | 11.70 | ||
合计 | 100.00 | 1.314 | 100.00 | ||
TL-1 900 g/t+ P86100g/t | 粗泡 | 41.79 | 2.62 | 84.32 | |
硫化物 | 8.81 | 0.749 | 5.09 | ||
尾矿 | 49.40 | 1.296 | 10.59 | ||
合计 | 100.00 | 0.178 | 100.00 |
从TL-1捕收剂用量对比试验可以看出,随着药剂用量的增加,锡粗精矿的产率随之增大,但品位却随之降低,当药剂用量为800g/t时可获得2.75%的锡粗精矿品位,84.37%的粗锡精矿回收率,指标优于其他用量,因此捕收剂的最佳用量为800g/t.
3.2 P86用量对比试验
在确定了粗选捕收剂最佳用量为800g/t的前提下,对锡石浮选辅助捕收剂P86的用量也做了对比试验,试验采用一粗两扫的流程进行,试验结果见表2-2
表3-2锡石浮选辅助捕收剂P86用量试验
捕收剂种类 | 名称 | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% | 备注 |
TL-1 800g/t+ P86100g/t | 粗泡 | 42.52 | 2.48 | 83.25 | 扫选药剂用量减半 |
硫化物 | 8.02 | 0.719 | 4.55 | ||
尾矿 | 49.46 | 0.313 | 12.21 | ||
合计 | 100 | 1.268 | 100 | ||
TL-1 800 g/t+ P86125g/t | 粗泡 | 42.6 | 2.67 | 85.80 | |
硫化物 | 8.85 | 0.571 | 3.79 | ||
尾矿 | 48.55 | 0.286 | 10.41 | ||
合计 | 100.00 | 1.334 | 100.00 | ||
TL-1 800 g/t+ P86150g/t | 粗泡 | 43.68 | 2.34 | 81.80 | |
硫化物 | 7.86 | 0.593 | 3.70 | ||
尾矿 | 48.46 | 0.377 | 14.50 | ||
合计 | 100.00 | 1.26 | 100.00 |
从P86用量对比试验可以看出,P86用量增加,锡粗精矿产率随之增加,当药剂用量增加到125g/t时,锡回收率为85.8%、品位为2.67%,当P86用量增加到150g/t,锡粗精矿品位和回收率都降低,因此P86的最佳用量为125g/t。
表3-3锡石浮选浓度试验
捕收剂种类 | 名称 | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% | 备注 |
R:27.27% | 粗泡 | 44.55 | 2.479 | 87.74 | 扫选药剂用量减半 |
硫化物 | 7.74 | 0.569 | 3.50 | ||
尾矿 | 47.71 | 0.231 | 8.76 | ||
合计 | 100 | 1.258 | 100 | ||
R:35.58% | 粗泡 | 46.52 | 2.477 | 88.65 | |
硫化物 | 7.46 | 0.738 | 4.24 | ||
尾矿 | 46.01 | 0.201 | 7.12 | ||
合计 | 100 | 1.300 | 100 | ||
R:39.35% | 粗泡 | 45.03 | 2.392 | 83.26 | |
硫化物 | 7.67 | 0.653 | 3.87 | ||
尾矿 | 47.29 | 0.352 | 12.87 | ||
合计 | 100 | 1.294 | 100 |
从锡石浮选浓度试验可以看出,浓度为35.58%时获得的粗锡精矿回收率相对高,且尾矿中锡金属的损失率最低为7.12%,为此确定锡石浮选入选浓度为35.58%。
3.4锡石浮选全流程试验
通过前面各种药剂的条件试验,找出了锡石浮选药剂制度,锡浮选捕收剂TL-1 800g/t,辅助捕收剂P86 125g/t,浮选浓度为35.58%。获得的试验指标如下表3-4;
表3-4锡石浮选全流程
名称 | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% |
粗锡精矿 | 11.56 | 7.26 | 66.44 |
精Ⅲ尾矿 | 5.24 | 0.905 | 3.76 |
精Ⅱ尾矿 | 8.23 | 0.773 | 5.03 |
精Ⅰ尾矿 | 7.92 | 0.453 | 2.84 |
硫化物 | 9.35 | 0.644 | 4.76 |
总尾矿 | 57.70 | 0.376 | 17.17 |
给矿 | 100 | 1.264 | 100 |
经试验获得锡粗精矿回收率为66.44%,品位为7.26%,总尾矿带走锡金属17.17%,硫化物中带走锡金属4.76%。
4.锡石浮选尾矿摇床试验
表4-1浮选尾矿粒度分析
粒级(mm) | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% |
+0.037 | 87.23 | 0.401 | 92.96 |
0.019 | 9.57 | 0.192 | 4.89 |
0.010 | 1.43 | 0.378 | 1.42 |
-0.010 | 1.77 | 0.155 | 0.73 |
给矿 | 100.00 | 0.376 | 100.00 |
从上述粒度分析可知:浮选尾矿+0.037mm产率占87.23%,金属率达92.96%,适宜摇床选别。锡石浮选尾矿含锡0.376,为了锡金属的充分回收对浮选尾矿进行摇床试验,摇床给矿含锡0.376%、硫1.683%、铁24.97%,摇床试验结果如下:
表4-2摇床试验结果
名称 | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% |
粗锡精矿 | 2.3 | 4.86 | 29.67 |
尾矿 | 97.7 | 0.271 | 70.33 |
给矿 | 100 | 0.376 | 100 |
摇床试验结果表明:浮选尾矿再上摇床重选,获得了锡精矿品位为4.86%,作业回收率为29.67%的试验指标,且尾矿锡品位由0.376%降至0.271%。
5.浮—重联合试验结果
表5-1浮—重联合试验结果
名称 | 产率/% | 锡品位/% | 锡金属分布率/% |
浮选锡精矿 | 11.56 | 7.26 | 66.43 |
精Ⅲ尾矿 | 5.24 | 0.905 | 3.75 |
精Ⅱ尾矿 | 8.23 | 0.773 | 5.03 |
精Ⅰ尾矿 | 7.92 | 0.453 | 2.84 |
硫化物 | 9.35 | 0.644 | 4.76 |
重选锡精矿 | 1.33 | 4.86 | 5.10 |
重选尾矿 | 53.37 | 2.71 | 12.09 |
给矿 | 100 | 1.264 | 100 |
(浮选+重选)锡精矿 | 12.89 | 7.01 | 71.53 |
试验结果表明:采用浮-重联合工艺,可获得了锡精矿产率为12.89%、锡品位为7.01%、锡回收率为71.53%、富集比为5.55的试验指标,且尾矿含锡品位为 0.271 %。
6.结论
①精选工段贫中矿样含锡1.29%,硫3.68%,经浮选试验获得经试验获得锡粗精矿回收率为66.43%,品位为7.26%的试验指标;
②浮选尾矿上一段床可获得一段床锡品位为4.86%、一段床作业回收率为29.67%的试验指标;
③锡石浮选+摇床重选联合工艺可获得综合锡精矿品位为7.01%,综合回收率为71.53%,尾矿品位降低至0.271%的试验指标。
④精选工段推荐流程;
磨矿流程:采用闭路磨矿,旋流器溢流-0.074mm粒级产率>95%;
浮选流程:除硫浮选作业,采用“一粗二扫二精”流程。锡石浮选流程,采用“一粗三扫三精”的浮选流程,使锡金属尽可能有效回收。
重选流程:为了尽可能多的回收锡金属,从浮选尾矿粒度分析可知,+0.037mm产率占87.23%,金属率达92.96%,适宜摇床选别,因此,可选用细泥摇床选别,使最终尾矿品位降低,达到理想的效果。
【参考文献】
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【4】张慧.组合捕收剂浮选细粒锡石作用机理及应用研究【D】.长沙:中南大学,2010.
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