蘇建芳 王中明 肖巧斌 劉 方 劉書杰譚 欣 凌石生 趙 杰

（1.北京礦冶科技集團有限公司，北京102628；2.礦物加工科學(xué)與技術(shù)國家重點實驗室，北京102628）

錫和銅均是人類歷史上發(fā)現(xiàn)和使用較早、與人類關(guān)系非常密切的金屬，在電子、化工、建材、航天等領(lǐng)域都有廣泛的應(yīng)用。隨著開采歷史和規(guī)模的發(fā)展，易選錫、銅礦石資源越來越少，可開采利用的錫、銅礦石資源越來越復(fù)雜，綜合回收利用技術(shù)也越來越受到重視［1-3］。

生產(chǎn)實踐中，錫石和銅礦石常用的選礦方法分別為重選和浮選。由于自然界中的多數(shù)錫銅礦石組成成分復(fù)雜，共、伴生有價組分多，為了有效綜合回收錫銅礦石中的錫、銅及其他有價組分，往往需要聯(lián)合使用重選、磁選、電選、浮選、浸出、焙燒等物理或化學(xué)的選礦方法［4］。劉厚明等［5］對中國西部某復(fù)雜難選銅錫礦石進行了綜合回收試驗研究，采用浮選回收銅和硫、重選—浮選回收錫的浮—重—浮聯(lián)合工藝，獲得了銅品位為15.81%、銅回收率為73.14%的銅精礦，硫品位為34.59%、硫回收率為70.99%的硫精礦，以及錫品位為35.02%、錫回收率為20.95%的錫精礦。袁帥等［6］對銅品位為1.05%、錫品位為0.47%的內(nèi)蒙古某銅錫多金屬硫化礦石開展了選礦試驗，采用浮選回收銅、重選回收錫的浮—重聯(lián)合工藝，獲得的銅精礦銅品位為16.30%、銅回收率92.14%，錫精礦錫品位為8.67%、錫回收率為75.91%。闕紹娟等［7］對廣東某選銅尾礦進行了再回收工藝研究，采用磁選—銅硫混浮再分離—浮選尾礦重選回收錫工藝，獲得的銅精礦銅品位為16.70%、銅回收率為40.06%，錫精礦錫品位為24.59%、錫回收率為35.16%，鐵精礦鐵品位為63.66%、鐵回收率為16.89%，硫精礦硫品位為36.77%、硫回收率為57.05%。

某錫銅礦石中錫和銅分別以錫石和硫化銅的形式存在，采用先重選回收錫再浮選回收銅的重—浮聯(lián)合工藝對礦石進行了錫、銅回收試驗。

1 礦石性質(zhì)

礦石主要化學(xué)成分見表1，錫物相、銅物相分析結(jié)果分別見表2、表3。

由表1可看出，礦石中的主要有價元素錫、銅含量分別為0.59%、0.18%，有害雜質(zhì)砷含量為1.86%。

由表2可看出，錫主要以錫石的形式存在。

由表3可看出，銅主要以硫化銅的形式存在。

2 試驗結(jié)果與討論

由于礦石中經(jīng)濟價值最高的礦物錫石與礦石中的其他礦物間的密度差較大，且錫石在磨礦過程中極易過粉碎，因此，首先采用經(jīng)濟、環(huán)保的重選方法回收礦石中的錫石，然后再采用浮選法回收硫化銅礦物。

2.1 錫回收試驗

2.1.1 螺旋溜槽重選給礦粒度試驗

螺旋溜槽重選給礦粒度試驗采用LL-600型螺旋溜槽（螺距360 mm），試驗固定給礦濃度35%，試驗結(jié)果見表4。

由表4可知，當(dāng)螺旋溜槽重選給礦粒度為-0.9 mm時，可獲得錫品位為1.23%、錫回收率為89.21%的螺旋溜槽精礦，達到了初步富集錫礦物的目的。因此，確定螺旋溜槽重選的給礦粒度為-0.9 mm。

2.1.2 螺旋溜槽精礦搖床分級分選試驗

在探索試驗基礎(chǔ)上進行了螺旋溜槽精礦搖床分級分選試驗，試驗結(jié)果見表5，試驗流程見圖1。

由表5可知，用搖床對螺旋溜槽精礦進行進一步富集，可得到錫品位為24.47%、搖床作業(yè)總回收率為81.99%的錫重選總精礦。

2.1.3 搖床重選總錫精礦浮選脫硫砷試驗

對搖床重選總精礦的分析表明，其硫、砷等含量較高。為了獲得合格的錫精礦，對搖床重選總精礦進行了浮選脫硫砷試驗。按條件試驗確定的藥劑用量進行了圖2所示的浮選脫硫砷試驗，結(jié)果見表6。

由表6可知，通過浮選脫硫砷，可以將錫精礦硫、砷含量從2.98%和16.79%降到0.28%和0.41%，錫精礦錫品位從24.10%提高到54.29%，錫作業(yè)回收率高達99.02%。

2.1.4 錫回收全流程試驗

錫回收試驗全流程見圖3（由于版面編排上的原因圖中的“再磨分級分選流程”指流程圖1），結(jié)果見表7。

從表7可見，采用圖3所示的流程處理礦石，可獲得錫品位為54.29%、含銅0.03%、含砷0.41%、含硫0.28%，錫回收率為81.44%的錫精礦；重選尾礦銅品位為0.16%，銅回收率為83.76%。

2.2 銅回收試驗

2.2.1 條件試驗

2.2.1.1 石灰用量試驗

銅粗選石灰用量試驗流程見圖4，結(jié)果見表8。

由表8可知，石灰用量從1 000 g/t增加至2 000 g/t，銅粗精礦砷含量從3.35%大幅度下降至1.61%、銅品位從1.11%大幅度升高至1.68%，銅回收率從63.67%小幅下降至61.38%、砷回收率從31.06%大幅度下降至9.22%；繼續(xù)提高石灰用量，銅粗精礦銅回收率大幅度下降。因此，確定銅粗選的石灰用量為2 000 g/t。

2.2.1.2 BK302用量試驗

BK302用量試驗流程見圖5，結(jié)果見表9。

由表9可知，隨著BK302用量的增加，銅粗精礦銅品位下降、銅回收率上升，砷指標(biāo)變化不顯著。綜合考慮，確定銅粗選的BK302用量為20 g/t。

2.2.2 銅浮選閉路試驗

浮選回收銅試驗流程見圖6，結(jié)果見表10。

由表10可知，采用圖6所示的流程選銅，可獲得銅品位為23.05%、銅作業(yè)回收率為53.74%的銅精礦。

2.3 全流程試驗

在上述試驗的基礎(chǔ)上進行了全流程試驗，試驗流程見圖7，結(jié)果見表11。

由表11可知，采用圖7所示的流程處理礦石，可獲得錫品位為53.97%、錫回收率為80.10%的錫精礦，以及銅品位為22.67%、銅回收率為54.07%的銅精礦。

3 結(jié)論

（1）某錫銅礦石錫、銅含量分別為0.59%、0.18%，有害雜質(zhì)砷含量為1.86%，錫主要以錫石的形式存在，銅主要以硫化銅的形式存在。

（2）礦石磨至粒度為-0.9 mm情況下，采用螺旋溜槽預(yù)富集高密度的錫石，對脫粗（+0.5 mm棒磨）后的預(yù)富集重選精礦進行搖床分級分選后，再采用反浮選工藝脫硫砷，可獲得高品質(zhì)的錫精礦；然后用浮選工藝從選錫尾礦中回收銅，銅1次粗選精礦再磨至-0.043 mm占85%的情況下經(jīng)3次精選獲得銅精礦，1次精掃選、2次掃選精礦等各中礦均順序返回，最終獲得錫品位為53.97%、錫回收率為80.10%的錫精礦，以及銅品位為22.67%、銅回收率為54.07%的銅精礦。