1、42doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.02.007有色金属(选矿部分)云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究2024年第2 期杨凯志1,2 3,李汉文1,2.3,李沛伦1,2.3,胡真1.2.3,汪3.广东省矿产资源开发与综合利用重点实验室,广州510 6 51)王泰1,2.3,吕昊子1,2,3(1.广东省科学院资源利用与稀土开发研究所,广州510 6 51;2.稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广州510 6 51;摘要:试验原料来自云南某锡多金属矿选厂的选锡尾矿,尾矿中锡品位为0.35%,是主要的有价金属。尾矿中锡主要以锡石形式存在,锡石占有率为7 2.3
2、9%,该尾矿中细粒级含量高,其中一0.0 2 mm粒级含量高达6 7.11%,该粒级的锡占有率为6 8.0 0%,通过传统浮选及摇床工艺较难回收。针对该尾矿细粒级含量高的特点,确定离心重选为主要工艺,一段离心重选能获得锡品位1.2 7%、回收率7 0%的锡粗精矿;经两段精选后,能获得锡品位4.11%、回收率54.10%的锡精矿。采用离心重选(一粗一精)十摇床重选(二次精选)的组合工艺,能获得锡品位17.57%、回收率17.2 5%的锡精矿。研究表明,采用全离心重选工艺,可获得高回收率的锡精矿产品;采用离心十摇床重选的组合工艺,可获得高品位的锡精矿产品,最终可根据实际需求,确定适合的工艺,能实现
3、该锡资源的二次开发利用。关键词:锡尾矿;微细粒;锡石;离心重选;摇床重选中图分类号:TD923Experimental Study on Cassiterite Recovery from a Tin Tailings in YunnanYANG Kaizhil.2.3,LI Hanwen-2.3,LI Peilun 1.23,HU Zhen.2.3,WANG Tail-2.3,LYU Haozil-23(1.Institute of Resources Utilization and Rare Earth Development,Guangdong Academy of2.State Key
4、 Laboratory of Rare Metal Separation and Comprehensive Utilization,Guangzhou 510651,China;3.Guangdong Provincial Key Laboratory of Mineral Resources Development and ComprehensiveAbstract:The test raw materials for this study are from a tin tailings in Yunnan.The tin grade in thetailings is 0.35%,whi
5、ch is the main valuable element.Cassiterite accounts for 72.39%of the total tinmineral,the yield of-0.02 mm are as high as 67.11%,and the tin occupation is 68.00%.It is difficult torecover by traditional flotation and shaking table processes.In view of the high content of fine particles inthe tailin
6、gs,the centrifugal gravity separation method is chosen for the process.With the centrifugal gravityseparation process,a crude tin concentrate with a tin grade of 1.27%and an operating recovery of 70%canbe obtained by one stage of rough separation;The tin concentrate with a tin grade of 4.11%and a re
7、coveryof 54.10%can be obtained by adopting the process of one roughing and two cleaning.The combined processof centrifugal gravity separation(one rougher and one cleaner)+shaking table(secondary cleaner)canobtain a tin concentrate with a tin grade of 17.57%and a recovery of 17.25%.The results show t
8、hat the fullcentrifugal gravity separation process can be used to obtain tin concentrate with high recovery;In order toobtain high-grade tin concentrate products,the combined process of centrifugation and shaking table can beused.Finally,the appropriate process can be determined according to the act
9、ual needs,which realizes thefurther development and utilization of cassiterite in the tailings.Key words:tin tailings;fine particles;cassiterite;centrifugal gravity separation;shaking tablegravity separation收稿日期:2 0 2 2-12-13基金项目:云南省重大科技专项计划资助项目(2 0 2 30 2 A0370002);国家自然科学基金资助项目(9196 2 2 15)作者简介:杨凯志
10、(1990 一),男,山东潍坊人,工程师,主要从事稀有稀贵金属选矿技术研究。通信作者:李沛伦(198 9),男,辽宁沈阳人,高级工程师,主要从事稀有稀贵金属选矿技术研究。文献标志码:ASciences,Guangzhou 510651,China;Utilization,Guangzhou 510651,China)文章编号:16 7 1-9492(2 0 2 4)0 2-0 0 42-0 72024年第2 期我国锡矿床主要分为砂锡矿床和脉锡矿床1。随着砂锡矿资源逐渐减少,低品位脉锡矿床成为锡的重要来源2 ,但对于锡嵌布粒度较细的脉锡矿床,通过重选和浮选组合工艺能回收十0.0 2 mm粒级的锡
11、石,而对于一0.0 2 mm粒级的锡石,即使通过浮选回收,效果也较差,一0.0 1mm粒级中的锡石几乎不能回收3-41。而锡石性脆易碎,在碎磨过程中极易产生小于0.0 2 mm的微细粒,导致重选回收率大幅下降,世界上大约有30%的锡石随矿泥流失,而我国损失的锡石有8 0%左右以细泥的形式流失在尾矿5-6 。因此,研究细粒锡石的回收,对开发并提高锡资源利组分Cu含量0.034锡相别含量占有率结果表明,矿石中主要有价元素为锡;铜、锌等矿物含量较低,均未达到综合利用标准;主要脉石矿物为硅铝酸盐等。粒级/mm+0.074-0.074+0.038-0.038+0.02-0.02+0.01-0.01合计矿
12、物名称锡石勁锡矿石英电气石绢云母钠长石萤石绿泥石角闪石黄铁矿其他合计含量0.34表3粒度组成分析结果表明,锡主要以细粒级为主,一0.0 38 mm粒级产率为7 8.31%,且锡占有率为9 2.8 5%,其中一0.0 1mm粒级产率为56.91%,虽然锡品位仅为0.2 8%,但锡占有率高达47.8 0%。表4矿物组成分析结果表明,锡主要以锡石和锡矿形式存在,脉石矿物主要为石英、电气石以及绢云母等硅铝酸盐矿物。杨凯志等:云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究用率具有重要意义门。我国云南某锡多金属选厂,原矿经磨矿脱硫后,采用摇床十浮选工艺回收锡石,但尾矿中的锡品位仍高达0.35%,且以细粒级为主,尾砂中
13、锡的潜在经济价值较高。因此,本文以该锡尾矿为研究对象,对不同的选矿方法进行了对比,以确定适宜的锡回收工艺。1矿石性质矿石主要元素分析结果见表1,锡物相分析结果见表2,粒度组成分析结果见表3,矿物组成分析结果见表4。表1主要化学元素分析结果Table 1 The multi-element analysis results of the raw oreSn0.35Table 2The analysis results of tin phase胶态锡黔锡矿0.020.084.4723.1472.39%,默锡矿含量为2 3.14%,胶态锡含量仅为4.47%,说明尾砂中锡主要以锡石形式存在。表3粒度组
14、成分析结果Table 31Particle size distribution of the sample产率6.0415.6511.1910.2156.91100.0表4矿物组成分析结果Table 4Mineral composition analysis results0.3045.6643/%AsZn0.180.11表2 锡物相分析结果表2 物相分析结果表明,矿石中锡石含量为/%Sn品位Sn占有率0.111.990.115.160.7424.850.6620.200.2847.800.33100.025.6617.61S1.24锡石0.2572.394.522.532试验研究2.1摇床试
15、验从粒度组成结果可知,锡尾矿中仍有部分十0.0 2 mm粒级的锡品位较高,可知细泥摇床的分选粒度下限可至0.0 19 mm,为探究这部分锡能否通过摇床进一步富集,开展了摇床试验,结果见表5。SiO267.371.360.89Al2:O320.24/%合计0.35100.00.430.70/%100.044产品名称精矿中矿尾矿溢流锡尾矿表5试验结果表明,锡在精矿中有一定的富集,但富集比较低,锡回收率也偏低,尾矿和溢流中锡品位偏高,说明锡尾矿中的锡直接通过摇床回收效果不佳。2.2离心机试验离心重选是处理微细粒级钨锡矿物的有效手段,具有更低的处理粒级下限8。当离心转鼓卧式旋转时,在转鼓内表面产生了径
16、向均匀分布的离心力场,不同密度的颗粒在弱紊流流膜和离心力场的联合作用下发生了分离,大密度的矿粒离心沉降至离心转鼓表面上并被压实于转鼓内表面,而小密度的矿粒受流膜扩散作用沿转鼓坡度排出至尾矿。暂停给矿并停机后,再将大密度矿物冲洗出,实现了大密度与小密度矿物的选择性分离9。实验室采用SLong400mm300mm型变频转鼓卧室旋转离心机,对影响指标的主要参数:离心加速度、冲洗水量、给矿浓度等开展了试验研究;另外,离心重选对入选粒级较敏感,粒级越窄一般对锡回收效果越好,因此同时开展了不分级和分级入选对指标影响的试验研究。2.2.1不分级入选1)离心加速度试验在给矿浓度为2 4%条件下,对离心加速度和
17、冲洗水量同时开展了试验研究,离心机的不同离心加速度对应适宜的冲洗水量也不同,因此选取不同离心加速度下获得的粗精矿最佳指标进行了比较,结果见图1。由图1可知,离心加速度对锡回收率影响大,随着离心加速度的增加,锡粗精矿的锡回收率逐渐增加,当离心加速度达到19.4g后,回收率最高;当加速度达到13.5g后,粗精矿中锡品位基本稳定在1.2%左右。因此,确定最佳离心加速度为19.4g,此时粗精矿锡品位为1.2 7%,锡回收率为7 0%。2)冲洗水量试验在离心加速度为19.4g,给矿浓度为2 4%的条有色金属(选矿部分)表5摇床试验结果Table 5IResults of the shaking tabl
18、e test产率8.7910.7125.8454.67100.02024年第2 期/%Sn品位Sn回收率0.8620.820.5215.290.2819.940.2943.950.36100.02.0一一锡品位-一锡回收率701.6F651.2%/以智留0.80.40Fig.1 Test results of the centrifugal acceleration件下,开展了冲洗水量条件试验,不同条件下粗精矿指标结果见图2。2.01.60.8F6Fig.2Test results of the flushing water flowrate由图2 可知,冲洗水量对粗精矿锡品位影响大,随着冲洗
19、水量的增加,锡品位逐渐提高,富集比增加,同时锡回收率也逐渐降低。当冲洗水量超过10L/min,锡品位增幅降低,而回收率下降明显。因此,确定最佳的冲洗水量为10 L/min,此时粗精矿锡品位为1.2 7%,锡回收率为7 0%。3给矿浓度试验在离心加速度为19.4g,冲洗水量为10 L/min75%/本动回留605550J45510离心加速度/g图1离心加速度试验结果一一锡品位-锡回收率7 570%/率X回留65-60+55150810冲洗水量/Lmin-l)图2 冲洗水量试验结果15122025143080162024年第2 期条件下,对给矿浓度开展了试验研究,不同条件下粗精矿指标结果见图3。3
20、.02.5%/碧2.0杨凯志等:云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究2.2.2分级人选试验分别按照+0.0 38 mm、一0.0 38 mm及十0.0 1mm、80一0.0 1mm两种方式分级,并对各粒级开展了试验一锡品位一一锡回收率-706045研究,试验流程见图4。锡尾矿分级1.51.0LFig.3 Test results of the feed solid concentration由图3可知,低给矿浓度虽然能获得高品位锡粗精矿产品,但回收率偏低,是由于低浓度等同于增加冲洗水量,导致回收率下降;高给矿浓度对锡回收率有利,但也不宜过高。因此,确定适宜的给矿浓度为 2 4%2 8%。给料粒级
21、/mm加速度/g冲洗水量/(Lmin-1)13.58+0.03819.419.4-0.03826.4合计结果表明,以0.0 38 mm粒级分级入选后,尾矿品位没有明显降低,尾矿锡品位在0.11%0.12%。合计锡精矿锡品位为1.15%、回收率为7 3.8 7%,相比不分级入选锡回收率略有增加。2)0.01 mm粒级分级对锡尾矿按照0.0 1mm粒级进行分级(旋流器分级),对分级产品分别开展了离心重选试验,结果见表7。由表7 可以看出,以0.0 1mm粒级分级人选后,40-301015给矿浓度/%图3给矿浓度试验结果Table 6Test results of classification an
22、d centrifugation101010离心重选2025离心重选30精矿1Fig.4 Flowsheet of classification and centrifugation test1)0.038mm粒级分级对锡尾矿按照0.0 38 mm粒级进行了分级(筛分分级),对分级产品分别开展了离心重选试验,结果见表6。表6 分级离心试验结果产品名称精矿1尾矿1+0.038 mm粒级精矿1尾矿1+0.038mm粒级精矿2尾矿2-0.038mm粒级精矿2尾矿2-0.038mm粒级精矿尾矿锡尾矿虽然精矿品位增加,但尾矿品位也没有明显降低,尾矿锡品位在0.11%0.12%。合计锡精矿锡品位为1.46
23、%,锡回收率为7 5.46%,指标略好于不分级人选。综上试验结果,离心分级入选回收率要高于不分级,但最终锡尾矿在0.10%0.12%,整体差别较小。考虑到工业上实际分级难度较大,且较难达到实验室效果,为更好适应工业化生产,确定采用不分级。尾矿1精矿2图4分级离心试验流程作业产率/%Sn品位/%Sn作业回收率/%32.210.1167.790.11100.00.1126.430.1173.570.11100.00.1119.061.6480.940.13100.00.4221.251.5278.750.12100.00.4222.371.1577.630.12100.00.35尾矿232.216
24、7.79100.026.437.3.57100.074.7725.23100.077.3422.66100.073.8726.13100.046给料粒级/mm加速度/g冲洗水量/(Lmin-1)19.410+0.0126.419.4-0.0126.4合计2.3精选试验为进一步提高锡精矿品位,对不分级人选获得的锡品位为1.2 7%的粗精矿开展了离心精选试验研究。2.3.11一段精选试验1)离心加速度试验在给矿浓度为2 4%、冲洗水量10 L/min条件下,对一段离心精选开展了离心加速度试验,获得的精矿指标结果见图5。4.03.63.2%/智2.82.42.06Fig.5 Test results
25、 of the centrifugal acceleration结果表明,随着离心加速度的增加,锡精矿中锡回收率呈现先增加后稳定的趋势,锡品位呈现先降低后逐渐稳定的趋势,适宜离心加速度为13.5g。2)冲洗水量试验在给矿浓度为2 4%、离心加速度13.5g条件下,有色金属(选矿部分)表7 分级离心试验结果Table 7Test results of classification and centrifugation1088一锡品位-一锡回收率85800/率回智757065912离心加速度/g图5离心加速度试验结果2024年第2 期/%产品名称作业产率精矿119.54尾矿180.46+0.01
26、mm粒级100.0精矿121.07尾矿178.93+0.01mm粒级100.0精矿215.93尾矿284.07-0.01 mm粒级100.0精矿215.17尾矿284.83一0.0 1mm粒级100.0精矿17.11尾矿82.89锡尾矿100.0对一段离心精选开展了冲洗水量试验,获得的精矿指标结果见图6。3.53.0%/留2.52.0901.54Fig.6 Test results of the flushing water flowrate结果表明,随着冲洗水量的增加,锡回收率下降明显,而锡品位增幅降低,适宜的冲洗水量为10L/min。最终获得锡精矿的品位为2.8 6%,锡作业回收率为8 4
27、.2 4%,一段精选精矿富集比在2.31518Sn品位1.550.120.321.460.120.321.360.100.361.480.090.361.460.120.35一一锡回收率9590807568冲洗水量/Lmin-l)图6 冲洗水量试验结果2124Sn作业回收率75.7224.28100.076.8923.11100.072.0527.95100.074.8425.16100.075.4624.54100.0100一锡品位1012左右。2.3.2二段精选试验从一段离心精选试验结果可知,锡富集比效果略差。因此,对锡品位为2.8 6%的一段离心精矿,开展了离心和摇床重选的二段精选对比试
28、验。1)离心机试验“一粗两精 的离心重选试验流程见图7,试验结果见表8。142024年第2 期产品名称精矿中矿2中矿1尾矿锡尾矿离心精选离心加速度:8.6 g冲洗水:8 L/min精矿图7离心重选全试验流程Fig.7Flowsheet of centrifugal gravity separation结果表明,采用全离心重选能获得锡品位4.11%、锡回收率54.10%的锡精矿。2)摇床试验离心重选(一粗一精)十摇床重选的试验流程见图8,结果见表9。产品名称精矿1精矿2中矿2尾矿2溢流中矿1尾矿1锡尾矿全离心离心十摇床杨凯志等:云南某选锡尾矿中锡回收选矿试验研究表8 离心重选全试验结果Table
29、 8Test results of the centrifugal gravity separation产率个别累计4.612.6811.9580.76100.0离心精选I离心加速度:13.5g冲洗水:10 L/min中矿2testsTable 9Test results of the centrifugal and shaker产率个别累计0.380.232.321.802.5611.9580.76100.0Table 10Comparison results of the concentrate indexes of different schemes方案一粗两精一粗一精一粗两精47/%S
30、n品位Sn回收率个别平均4.117.210.6519.240.320.130.35锡尾矿离心粗选离心加速度:19.4g冲洗水:10 L/min中矿10.612.934.73表10 不同方案精矿指标对比结果Sn品位4.112.8217.5713.714.34个别54.102.824.981.2710.9230.00100.0离心加速度:19.4g冲洗水:10 L/min离心精选I尾矿离心加速度:13.5g冲洗水:10 L/min摇床精选精矿1精矿2 中矿2 尾矿2 溢流图8 离心十摇床试验流程Fig.8 Flowsheet of centrifugal and shaker tests试验结果表
31、明,离心十摇床重选能获得锡品位17.57%、回收率18.8 4%的精矿1和锡品位6.98%、回收率4.57%的精矿2;可获得累计锡品位4.34%、回收率37.0 5%的锡精矿。2.3.3方案对比对全离心重选和离心十摇床联合工艺两种方案获得的指标进行了对比,对比结果见表10。表9离心十摇床试验结果Sn品位个别平均17.576.982.071.551.950.320.130.35累计59.0870.00锡尾矿离心粗选尾矿1中矿1/%Sn回收率个别累计18.8413.714.574.3413.643.247.9114.1110.9330.00100.023.4137.0544.96Sn回收率54.1
32、059.0818.8423.4137.05/%48从对比结果可知,相比全离心重选工艺,离心十摇床的组合工艺更易获得高品位的锡精矿,但回收率偏低;全离心工艺更易获得高回收率的锡精矿,但锡品位较低;在锡精矿品位接近的情况下,全离心重选工艺锡回收率更高。3结论1)某锡尾矿含锡0.35%,锡石占有率为72.39%,其中一0.0 1mm粒级产率高达56.91%,锡占有率为47.8 0%,细粒级含量高,且锡占有率高。2)对该锡尾矿直接采用摇床仅能获得锡品位0.86%、回收率2 0.8 2%的精矿,而离心重选能获得锡品位1.2 7%、回收率7 0.0 0%的粗精矿。3)采用一粗两精的全离心重选工艺,可获得锡
33、品位4.11%、回收率54.10%的锡精矿;采用离心十摇床的组合工艺可以获得锡品位17.57%、回收率18.8 4%的锡精矿。全离心重选能获得高回收率的锡精矿,而离心十摇床重选的组合工艺能获得高品位的锡精矿。参考文献1矿产资源综合利用手册编辑委员会.矿产资源综合利用手册M.北京:科学出版社,2 0 0 0.Editorial Committee of H a n d b o o k o f c o m p r e h e n s i v eutilization of mineral resources.H a n d b o o k o fcomprehensive utilization
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