《武汉工程大学学报》 2015年05期
11-17
出版日期：2015-05-31
ISSN:1674-2869
CN:42-1779/TQ
含硫低品位锡尾矿的综合利用
０ 引 言我国锡资源储量居世界第一位，同时，锡尾矿的堆存量也十分巨大［１-２］. 伴随连年大规模的开发和生产，锡资源日益贫化，锡矿入选品位越来越低，国内部分矿的锡品位接近甚至低于老尾矿. 因此，将老尾矿作为接替资源进行二次开发，已引起人们的高度重视. 我国锡尾矿中有价金属的种类和含量较多、潜在价值巨大. 例如，云锡公司现有尾矿库３０多个，尾矿堆存量在２亿吨以上，其锡含量约为０．１８％；其铁含量也十分丰富，铁的金属量是锡的１００多倍；另外，还含有一定量的铜、银、铅、锌、砷、铋等有用元素，综合利用价值很大；按照目前的生产能力，堆积的尾矿可供云锡公司生产２５年以上［３－５］. 广西南丹在大厂、车河和芒场三地也堆积了几千万吨尾矿，由于多数选厂的选别指标较低，尾矿中微细粒级有价矿物的流失严重，尚有锡、锑、砷、铅、锌和硫等多种有价元素可供回收；仅大厂选厂的尾矿锡金属量就达１０万吨，锌铟金属量达５０万吨，铅锑金属达１２万吨，另外，还有磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂等多种硫化矿可供回收［６-７］. 湖南柿竹园多金属矿有“世界有色金属博物馆”之称，但在早期该矿不生产锡，有价共伴生矿物的综合回收也很不理想，以往的攻关研究的重点为降低钨精矿中的锡含量，很少研究难选锡资源综合利用，数十万吨金属量的锡矿物流入了尾矿库［８－１０］. 在矿产资源日益贫化的今天，我国锡尾矿具有巨大的综合利用潜力，为保障锡工业的持续发展，有必要对我国锡尾矿中有价金属的回收进行客观的分析和研究，并积极采取相应的对策予以回收［１１-１２］. 与世界其它地区的类似尾矿相比，我国锡尾矿的锡品位低、嵌布粒度细、伴生的矿物种类多、共伴生关系复杂，综合回收的难度较大［１３－１４］. 本论文主要针对某低品位含硫锡尾矿，进行了再选锡和硫的试验研究，并给出了相应的选别建议. １ 尾矿性质研究对该锡尾矿进行了化学多元素分析和筛分粒度分析，结果分别见表１和表２. 表1 锡尾矿化学多元素分析结果 Table 1 Chemical characterization of the tin tailings w/%表2 锡尾矿筛分粒度分析Table 2 Size composition of leaching residue and distribution rate of tin and sulfur由表１可知，该锡尾矿锡和硫的品位分别为０．２７％和５．０７％，是主要的有价元素；铁的品位为１９．３３％，但硫的含量偏高，为５．０７％，因此，不考虑回收铁元素；ＳｉＯ２含量为３２．１２％，为主要的脉石元素.由表２可知，该锡尾矿的细粒级含量较高，－０．０２５ ｍｍ粒级的产率达４９．３０％，－０．０３７ ｍｍ粒级的产率则达６７．４３％；锡和硫的粒度分布特征相近，随粒度的降低，锡和硫的品位不断上升，－０．０２５ ｍｍ粒级锡和硫的分布律分别为７６．７４％和６１．６４％，－０．０３７ ｍｍ粒级锡和硫的分布律则分别为８６．８１％和７９．２０％. ２ 试验研究与分析２．１ 摇床试验使用ＬＹ－９００×４００型摇床选别该锡尾矿，试验结果见表３. 表3 摇床试验结果 Table 3 Separation results of shaking table % 由表３可知，摇床精矿中锡的品位和回收率分别为０．７９％和３０．６１％、硫的品位和回收率分别为２１．６６％和４１．６５％，说明摇床对锡和硫有一定的富集作用，硫相对得到了更多富集；为保证锡精矿的品质，应进行预先脱硫的作业；摇床尾矿中锡的损失率达４３．５７％，故摇床不宜作锡矿物再选的粗选工艺. ２．２ 磁选试验使用ＸＣＧＳ－Ф５０型磁选管对该锡尾矿进行了选别，磁选管磁场强度控制在２ ９００ Ｏｅ，试验结果见表４. 表4 磁选管试验结果 Table 4 Separation results of magnetic tube %由表４可知，在磁选精矿中，锡并未得到富集，硫和铁则得到了富集；磁选精矿的硫品位为３０．１９％，说明磁选精矿中存在大量的含硫磁性矿物，这部分矿物极有可能是磁黄铁矿；磁选精矿的铁品位为５６．３３％，但硫含量高，无法作为铁精矿产品. ２．３ 脱硫试验根据之前试验的结论，对原矿进行了脱硫的浮选探索试验［１５-１６］，试验条件如下：第一组：一段浮选，丁黄药用量１２０ ｇ／ｔ、作用时间３ ｍｉｎ，二号油６５ ｇ／ｔ、作用时间１ ｍｉｎ，刮泡时间３．５ ｍｉｎ；第二组：一段浮选，Ｙ８９用量１２０ ｇ／ｔ、作用时间３ ｍｉｎ，二号油６５ ｇ／ｔ、作用时间１ ｍｉｎ，刮泡时间３．５ ｍｉｎ；第三组：一段浮选，硫酸铜用量２００ ｇ／ｔ、作用时间４ ｍｉｎ，丁黄药用量１２０ ｇ／ｔ、作用时间３ ｍｉｎ，二号油６５ ｇ／ｔ、作用时间１ ｍｉｎ，刮泡时间３．５ ｍｉｎ；第四组：一段浮选，矿浆ｐＨ调至６，丁黄药用量１２０ ｇ／ｔ、作用时间３ ｍｉｎ，二号油６５ ｇ／ｔ、作用时间１ ｍｉｎ，刮泡时间３．５ ｍｉｎ；第五组：一段浮选，硫酸铜用量２００ ｇ／ｔ、作用时间４ ｍｉｎ，丁黄药用量１２０ ｇ／ｔ、作用时间３ ｍｉｎ，二号油６５ ｇ／ｔ、作用时间１ ｍｉｎ，刮泡时间６ ｍｉｎ. 具体的试验结果见表５. 表5 脱硫浮选试验结果 Table 5 Separation results of desulfurization flotation %由表５可知，通过一段浮选脱硫，硫精矿中硫的回收率可达５０％以上，锡的损失率不超过４％；对比第一组和第二组的试验结果可知，Ｙ８９相对丁黄药具有更强的捕收性；对比第二组和第三组的试验结果可知，在添加ＣｕＳＯ４作活化剂后，丁黄药选别指标优于Ｙ８９，因此后续将采用更廉价的ＣｕＳＯ４和丁黄药的药剂组合；对比第一组和第四组的试验结果可知，矿浆ｐＨ值对浮选脱硫的影响较大，适当调节ｐＨ值是必要的；对比第三组和第五组的试验结果可知，通过延长浮选时间，硫的回收率提高了７．７１％，而硫品位仅降低了０．８８％. ２．３ 选锡试验鉴于一段脱硫工艺中硫精矿的回收率并不高，所以提高了脱硫的段数. 在锡尾矿脱硫后，主要的有价元素为锡，锡常见的回收工艺有重选和浮选. 因此，进行了浮选脱硫－摇床选锡和浮选脱硫－浮选选锡［１７］的试验研究，具体的工艺流程见图１和图２，试验结果见表６. 图１ 浮选脱硫－摇床选锡Ｆｉｇ．１ Ｆｌｏｗ ｃｈａｒｔ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ ａｎｄｔｉｎ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｂｙ ｓｈａｋｉｎｇ ｔａｂｌｅ图２ 浮选脱硫－浮选选锡Ｆｉｇ．２ Ｆｌｏｗ ｃｈａｒｔ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｄｅｓｕｌｆｕｒｉｚａｔｉｏｎ ａｎｄ ｔｉｎ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｂｙ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ表6 选锡探索试验结果 Table 6 Exploring results of tin beneficiation %由表６可知，使用摇床可得到锡品位和回收率分别为１．７４％和２１．９２％的锡精矿，但锡精矿的硫品位高达１５．１９％，说明使用两段脱硫工艺，硫的依然残留较多，需进一步提高硫的脱除率；浮选组可得到锡品位和回收率分别为１．３９％和３５．２６％的锡精矿，而浮选锡精矿的硫品位为６．６４％，浮选指标优于摇床；浮选尾矿锡的损失率为５６．１０％，可考虑多段浮选提高锡的回收率. ２．４ 多段浮锡探索两段脱硫的效果不佳，采用三段脱硫工艺处理该尾矿，多段浮锡工艺则可探索锡的极限回收率. 因此，设计和进行了三段脱硫五段浮锡的试验研究，试验流程和结果分别见图３和表７. 由表７可知，可得到锡品位和回收率分别为１．３２％和４５．９７％的锡精矿，锡精矿中硫的品位仅为２．１３％；在锡品位基本不变的前提下，锡的回收率有较大幅度的提升，说明较为彻底的脱硫可改善锡的浮选；锡中矿１和锡中矿２中锡的品位均高于原矿，而锡中矿３和锡中矿４中锡的品位均低于原矿，表明三段浮锡工艺即可达到回收锡的目的；锡精矿、锡中矿１和锡中矿２合并，共计锡的回收率为７１．７６％；硫精矿、硫中矿１和硫中矿２合并，共计锡的回收率为１９．０５％，这可能是由于部分锡矿物未解离，可通过对硫粗精矿再磨后完成锡硫的进一步分离. ２．５ 浮选闭路试验通过以上的试验研究，进行了如图4的浮选闭路试验，试验结果见表８. 表8 闭路试验结果 Table 8 Separation results of closed circuit flotation %图４ 浮选闭路流程Ｆｉｇ． ４ Ｆｌｏｗ ｃｈａｒｔ ｏｆ ｃｌｏｓｅｄ ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ．由表８可知，通过闭路浮选试验，可获得硫品位和回收率分别为４２．７１％和８９．８４％的硫精矿，以及锡品位和回收率分别为３．１６％和６０．３７％的锡精矿. ３ 结 语通过试验研究可得出以下结论和建议：ａ．该锡尾矿中锡和硫的品位分别为０．２７％和５．０７％，是主要的有价元素；ＳｉＯ２为主要的脉石元素，含量为３２．１２％； ｂ．该锡尾矿的细粒级含量较高，－０．０２５ ｍｍ粒级的产率为４９．３０％，锡和硫的粒度分布特征相近，多分布于细粒级中，－０．０２５ ｍｍ粒级锡和硫的分布律分别为７６．７４％和６１．６４％；ｃ．采用摇床重选和磁选选别该锡尾矿，不能获得合格的精矿产品，重选的结果表明，硫化矿的存在会影响锡矿的选别，磁选结果表明，该锡尾矿可能含有大量的磁黄铁矿；ｄ．适当调节ｐＨ，并使用ＣｕＳＯ４作活化剂和丁黄药作捕收剂的浮选药剂组合，可有效地选别出硫，使用三段浮选脱硫工艺，硫的脱除率可达９０％以上；ｅ．浮选能更有效地回收锡，较为彻底的脱硫可改善锡的浮选，开路试验可选别出锡品位和回收率分别为１．３２％和４５．９７％的锡粗精矿；ｆ．脱硫的过程中会损失部分的锡，这可能是由于锡矿物未充分解离，可通过对硫粗精矿再磨后完成锡硫的进一步分离；ｇ．通过浮选闭路试验，最终可获得硫品位和回收率分别为４２．７１％和８９．８４％的硫精矿，以及锡品位和回收率分别为３．１６％和６０．３７％的锡精矿；ｈ．选完锡、硫后，可进一步考察尾矿中的铁元素的可选性. 致 谢国家自然科学基金优先资助领域重点项目群项目（Ｕ０９３７６０２）及云南省应用基础研究计划项目重点项目（２０１４ＦＡ０２７）为本研究提供了资金资助，在此表示衷心的感谢！