某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究.pdf

3 6 有色金属 选矿部分2 0 2 1 年第2 期 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 9 4 9 2 ．2 0 2 1 ．0 2 ．0 0 6 某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究 汤优优1 ’2 ”，窦增文4 1 ．广东省科学院资源综合利用研究所，广州5 1 0 6 5 0 ； 2 ．稀有金属分离与综合利用国家重点实验室，广州5 1 0 6 5 0 ； 3 ．广东省矿产资源开发和综合利用重点实验室，广州5 1 0 6 5 0 ； 4 ．昆明冶金研究院有限公司，昆明6 5 0 0 3 1 摘要针对c u 品位o ．9 1 ％、w 0 3 品位o ．2 5 ％、s n 品位为o ．2 1 ％的某含碳铜钨锡多金属矿，采用优先浮铜工艺流程， 通过闭路试验获得了产率为3 ．2 2 ％，C u 品位为2 5 ．1 1 ％、C u 回收率为8 9 ．1 6 ％的铜精矿；浮铜尾矿采用浮选脱硫 重选强 磁分离工艺流程回收锡、钨矿物，获得了w 0 3 品位为4 6 ．0 5 ％、s n 含量为3 ．8 0 ％、W 0 3 回收率为4 2 ．4 6 ％的黑钨精矿和s n 品 位为5 8 ．0 3 ％、w 0 3 含量为6 ．2 5 ％、s n 回收率为4 2 ．0 7 ％的非磁精矿。与现场生产指标相比，铜精矿c u 品位提高了8 ．1 1 个 百分点；w 0 。综合回收率提高了5 ．4 9 个百分点，s n 回收率提高了4 ．0 7 个百分点。 关键词多金属矿；优先浮选；碳质污染 中图分类号T D 9 2 2 ；T D 9 5 2 ；T D 9 2 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 2 1 0 20 0 3 60 8 E x p e r i m e n t a lS t u d yo nB e n e f i c i a t i o no faC u W S nP o l y m e t a l l i cO r eC o n t a i n i n gC a r b o n T A N G Y 0 “v o M l ’2 ”，D O U Z e 咒g 叫P 咒4 J ．j n s ￡i ￡“￡已。厂R 8 s o “r c P sC 0 7 扎夕r P 矗e ，2 s i 口PL k i Z i z n ￡i o 咒，G 甜n 咒g d o 咒g A c n d 已m yo ，S c i 8 犯c 8 s ，G “盘咒g z 五o “5 工0 6 5 0 ， C 五i 咒n ； 2 ．S ￡n ￡PK 9 3 ，L n 6 0 r n 芒o r yo 厂R n r PM e ￡n Z 5S P p n r n ￡i 0 7 z 口咒dC o m 夕r g g 咒s i 口e L 砝i Z i z 口￡i o 规， G “以咒g z 矗。甜5 】0 6 5 0 ， C i ，z 口； 3 ．G 甜口豫g d o 咒gP r o 铆i 7 2 c eK P yL 以6 0 r a ￡o r yo ，M i ，z P r 口ZR P s o “r c 已以咒d C o 行z 声r P 五8 挖5 i 可PL k i Z i z 口￡i o n ，G “n 咒g z 矗o “5 j0 6 5 0 ， C i 咒口； 4 ．K 甜咒m i 竹gA 如￡n Z Z 甜r g yR e s 已n r c 矗工行s ￡i ￡甜￡PC o ．，L ￡正，K “咒7 7 z i 竹g6 5 0 0 3 J ， C 矗i 咒以 A b s t r a c t Ac o p p e rc o n c e n t r a t ew i t hc o p p e ry i e l do f3 ．2 2 ％，c o p p e rg r a d eo f2 5 ．1 1 ％a n dc o p p e r r e c o v e r yo f8 9 ．16 ％ w a so b t a i n e df r o maC u W S np 0 1 y m e t a l l i co r ec o n t a i n i n gc a r b o nw i t hC ug r a d eo f 0 ．91 ％，W 0 3g r a d eo f0 ．2 5 ％a n dS ng r a d eo fo ．21 ％b yu s i n gt h ec o p p e rs e l e c t i v ef l o t a t i o np r o c e s s ．T h e t e c h n 0 1 0 9 i c a lp r o c e s s o ff l o t a t i o n d e s u l p h u r i z a t i o n ，g r a v i t ys e p a r a t i o n a n d h i g hi n t e n s i t ym a g n e t i c s e p a r a t i o nw a su s e dt or e c o v e rt i na n dt u n g s t e nm i n e r a l sf r o mc o p p e rn o t a t i o nt a i l i n g s ， a n dw o l f r a m i t e c o n c e n t r a t ew i t hW 0 3g r a d eo f4 6 ．0 5 ％，S nc o n t e n to f3 ．8 0 ％a n dW 0 3r e c o v e r yo f4 2 ．4 6 ％a n dn o n m a g n e t i cc o n c e n t r a t ew i t hS ng r a d eo f5 8 ．0 3 ％，W 0 3 c o n t e n to f6 ．2 5 ％a n dS nr e c o v e r yo f4 2 ．0 7 ％w e r e o b t a i n e d ．C o m p a r e dw i t ht h ep r o d u c t i o ni n d e x e s ， C ug r a d eo ft h ec o p p e rc o n c e n t r a t ei si n c r e a s e db y8 ．11 p e r c e n t a g ep o i n t s ．T h ec o m p r e h e n s i v er e c o v e r yo ft u n g s t e ni s i n c r e a s e db y5 ．4 9p e r c e n t a g ep o i n t s ，a n dt h e r e c o v e r yo ft i ni si n c r e a s e db y4 ．0 7p e r c e n t a g ep o i n t s ． K e yw o r d s p o l y m e t a l I i co r e ； s e l e c t i v ef l o t a t i o n ； c a r b o n - i m p r e g n a t e d 铜在有色金属中产量和消费量仅次于铝，是 国民经济中重要的金属原料。钨、锡属于我国四 大战略资源之列，对国家的军工发展至关重要。 加大复杂铜多金属矿资源的综合利用研究力度， 收稿日期2 0 2 0 0 5 1 5 作者简介汤优优 1 9 8 6 一 ，男，湖南长沙人，硕士，工程师，主要从事选矿工艺及固废利用领域的研究工作。 万方数据 2 0 2 1 年第2 期汤优优等某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究 3 7 对提高铜多金属矿资源的综合利用率，缓解我国 有色金属工业中存在的供需矛盾具有重要 意义‘13 | 。 内蒙古某铜钨锡多金属矿选厂采用一次粗选四 次扫选四次精选的优先浮铜工艺流程，在磨矿细度 一o ．0 7 4m m 占6 3 ％的条件下，选用石灰、腐殖酸钠 作为抑制剂，Z - 2 0 0 和乙基黄药混合药剂作为铜捕 收剂，获得的铜精矿c u 品位仅为1 7 ％，C u 回收率 为8 9 ％左右；现场生产过程中存在铜精矿品位难 以提高，中矿循环量大、浮选指标不稳定等问题。 浮铜尾矿通过浮选脱硫后，经立环高梯度强磁选 分选，磁性产品和非磁产品分别摇床重选回收得 到黑钨精矿和非磁钨锡精矿，W O 。综合回收率为 4 1 ％，S n 回收率为3 8 ％，在钨、锡回收流程中脱 硫尾矿全部经强磁分离，运行成本高，而摇床重选 中矿无再磨工艺，导致尾矿中钨、锡损失较大； 钨、锡回收率较低。 为更好地利用该铜钨锡多金属矿资源，针对该 矿石进行了详细的工艺矿物学及选矿试验研究，以 期提高矿石综合回收利用率，为类似的铜多金属矿 石综合回收提供有益借鉴。 1 矿石性质 1 ．1 矿石化学多元素分析 矿石化学多元素分析结果见表1 。由表1 结果 可知，矿石中主要有价组分为铜、钨、锡、铁和硫；伴 生组分银品位为2 9 ．8 0g ／t ，达到综合回收边界品 位，可随铜一起回收；含碳为1 ．6 5 ％，可能会影响浮 选精矿质量。 表1矿石化学多元素分析结果 T a b l e1R e s u l t so fc h e m i c a l m u l t i e l e m e n ta n a l y s i so fr a wo r e／％ 元素 C uw 0 3S nF eSA sZ nP 含量O ．9 1O ．2 5O ．2 19 ．9 35 ．6 4O ．6 7O ．0 20 ．1 元素s i 0 2A 1 2 0 3M 9 0C a O A 9 1 ’ A u l ’C 含量5 6 ．3 11 4 ．0 3O ．7 2 1 ．3 72 9 ．8 0 O ．11 ．6 5 注1 单位为g ／t ，F 1 司 1 ．2 矿物组成及含量 矿石的矿物组成及相对含量结果见表2 。由表 2 结果可知，矿石中硫化矿物主要为黄铜矿、黄铁 矿、磁黄铁矿、毒砂，含锡矿物主要为锡石和黝锡 矿，钨酸盐矿物主要为黑钨矿和白钨矿；脉石矿物 主要为石英、钾长石、钠长石、白云母、黑云母、钙 长石等。 表2矿石的矿物组成及相对含量 T a b l e2M i n e r a lc o m p o s i t i o na n d c o n t e n to fr a wo r e／％ 矿物名称含量矿物名称含量矿物名称含量 黄铜矿 2 ．6 4辉铋矿偶见 锐钛矿 O ．2 9 锡石 O ．2 5 石英 2 7 ．9 0 铁铝榴石 1 ．5 4 黝锡矿 O ．0 7 钾长石 1 7 ．1 2 铁白云石 o ．0 7 黑钨矿 O ．2 9 白云母 2 1 _ 0 2 磷钇矿偶见 白钨矿 O ．0 7 钠长石 4 ．0 8 独居石 O ．0 4 黄铁矿 3 ．2 1 黑云母 6 ．4 3钛铁矿O ．1 8 磁黄铁矿 7 ．8 5 钙长石 2 ．0 3 绿帘石 O ．1 1 毒砂 o ．5 6菱铁矿1 ．8 7 方解石 O ．2 7 闪锌矿 0 ．0 4 磷灰石 O ．5 0电气石O ．5 8 方铅矿 O ．0 1 萤石 0 ．9 9 合计 1 0 0 ．o 1 ．3目的矿物粒度分布特征 在一o ．0 7 4m m 占6 5 ％的磨矿细度条件下，对 主要硫化矿物和钨、锡矿物的粒度分布特征分别进 行了分析统计，结果见表3 、4 。由结果可知，黄铜矿、 黄铁矿和磁黄铁矿的粒度较粗，一1 9 “m 粒级含量 较少；而锡石、黑钨矿的粒度较细，一3 8 扯m 粒级累 计分布率达到8 4 ．5 6 ％和7 6 ．5 1 ％；白钨矿的粒度极 细，一1 9 “m 粒级累计分布率达到6 9 ．4 2 ％。 表3主要硫化矿物粒度分布 T a b l e3P a r t i c l es i z ed i s t r i b u t i o no f m a i ns u l f i d em i n e r a l s／％ ＼矿物名称黄铜矿黄铁矿磁黄铁矿 粒径／M m ＼ 含量负累计含量负累计含量负累计 一1 5 0 7 51 8 ．8 79 4 ．0 04 1 ．5 11 0 0 ．0 02 5 ．5 69 1 ．9 8 7 5 3 82 7 ．4 87 5 ．1 32 2 ．1 75 8 ．4 92 8 ．1 26 6 ．4 2 3 8 1 92 3 ．9 44 7 ．6 52 2 ．4 53 6 ．3 22 1 ．3 23 8 ．3 0 1 9 9 ．61 3 ．8 72 3 ．7 18 ．7 11 3 ．8 71 1 ．8 21 6 ．9 8 9 ．6 4 ．86 ．6 89 ．8 43 ．9 75 ．1 64 ．1 85 ．1 6 4 ．83 ．1 61 ．1 9O ．9 8 合计 1 0 0 ．o1 0 0 ．o1 0 0 ．o 表4锡、钨矿物粒度分布 T a b l e4P a r t i c l es i z ed i s t r i b u t i o no f t u n g s t e na n dt i nm i n e r a l s／％ 一7 5 3 81 5 ．4 41 0 0 ．O2 3 ．4 91 0 0 ．O 一3 8 1 94 4 ．5 98 4 ．5 63 l _ 8 47 6 ．5 13 0 ．5 81 0 0 ．O 一1 9 9 ．6 2 0 ．9 1 3 9 ．9 7 2 7 ．O O4 4 ．6 7 5 2 ．5 1 6 9 ．4 2 9 ．6 4 ．81 4 ．1 71 9 ．0 61 1 ．9 21 7 ．6 79 ．8 71 6 ．9 1 4 ．84 ．8 95 ．7 57 ．0 4 合计 1 0 0 ．o1 0 0 ．o1 0 0 ．o 1 ．4 目的矿物解离度特征 在磨矿细度为一o ．0 7 4m m 占6 5 ％的条件下， 对矿石中目的矿物解离度进行了测定，测定结果见 表5 。由表5 结果可知，黄铜矿的解离情况较好，解 万方数据 3 8 有色金属 选矿部分2 0 2 1 年第2 期 离度为8 2 ．7 6 ％；黑钨矿的解离度达到8 7 ．7 3 ％；锡 石的解离情况一般，解离度为7 1 ．9 7 ％；白钨矿的解 离差，呈现两极分化的特征，解离度仅为4 3 ．6 0 ％。 根据目的矿物的粒度分布特征和解离度特征分 析，在磨矿细度为一o ．0 7 4m m 占6 5 ％的条件下，黄 铜矿解离度较好，一1 5 0 9 ．6 肚m 粒级含量较高，适 宜浮选回收；同时避免锡石、黑钨矿过磨，有利于后 续作业采用重选回收。 表5目的矿物解离度特征 T a b l e5L i b e r a t i o nd e g r e eo f t a r g e tm i n e r a l s／％ 完全解离 6 1 _ 2 85 1 ．2 47 7 ．9 63 4 ．9 7 3 ／4 解离～完全解离 2 1 ．4 82 0 ．7 39 ．7 78 ．6 3 1 ／2 解离～3 ／4 解离 4 ．5 86 ．1 92 ．8 31 ．2 8 l ／4 解离～1 ／2 解离 6 ．2 51 3 ．3 66 ．0 94 ．6 9 未解离～1 ／4 解离 6 ．4 18 ．4 83 ．3 55 0 ．4 3 合计 1 0 0 ．O1 0 0 ．O1 0 0 ．O1 0 0 ．O 1 ．5 目的元素赋存状态 矿石中铜、钨、锡元素的分配情况见表6 。由表6 结果可知，矿石中含铜矿物有黄铜矿和黝锡矿，铜在黄 铜矿中的分配率达到9 7 ．9 2 ％；含钨矿物有黑钨矿和白 钨矿，钨在黑钨矿中的分配率达到7 9 ．8 2 ％；含锡矿物有 锡石和黝锡矿，锡在锡石中的分配率达到9 1 ．4 7 ％。 表6目的元素分配率 T a h 】e6D i s t r i h l l t i o nr a t eo f t a r g e te l e m e n t s／％ 2 试验结果与讨论 2 ．1 试验方案制定 根据工艺矿物学研究结果，试验方案采用浮选 回收铜和硫[ 4 。5 ] ，浮选尾矿采用重选回收钨和锡得到 钨锡混合精矿，再采用强磁选分离得到黑钨精矿和 非磁精矿邸。8 ] 。 原矿含碳1 ．6 5 ％，但工艺矿物学并未发现有明 显单质碳存在，若该部分碳以单质碳存在，浮选时进 入铜精矿中对铜精矿品位影响也不会太大[ 9 。10 I 。故 试验浮选回收铜和硫工艺不考虑碳的影响，拟采用 铜精医2 2 2 芋器萎翥慧4 0 铜粗l 选 2 | 松醇油3 0 下同2 木丁基黄药8 0 铜点习l 2 2 水C a O8 0 0l 铜硫刽离粗选● 广广_ ] 中矿3 中矿4 尾矿 2 | c a 0 4 0 0 l 铜精睫I t F 2 ；2 l 硫粗精矿 23 | c 。o ；o o l 精l 选Ⅱ t 2 l中矿2 铜精矿中矿1 图1混合浮选开路试验流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fb u l k f l o t a t i o no p e n c i r c u i tt e s t 表7混合浮选开路试验结果 T a b l e7R e s u l t so fb u l kf l o t a t i o n o p e n _ c i r c u i tt e s t／％ 由表7 结果可知，混合浮选开路试验可获得C u 品位为2 3 ．6 3 ％，C u 回收率为4 4 ．6 5 ％的铜精矿。 在此基础上进行了多次闭路试验，得到铜精矿C u 品 位均不超过1 7 ％，铜硫分离精选难以控制，中矿累积 严重，闭路试验质量、金属量难以平衡。 通过对铜精矿进行X 射线衍射分析，发现铜精 矿中含有大量石英、黑云母、钾长石；为了进一步查 万方数据 2 0 2 1 年第2 期汤优优等某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究 3 9 明脉石矿物在精矿产品中的情况，对铜硫分离的硫 粗精矿进行扫描电镜检测，检测结果详见图2 。由图 2 可知，硫粗精矿中含有黄铁矿、黑云母、铁铝榴石、 石英、钾长石等矿物，未见明显单质碳颗粒存在。推 测脉石矿物可能被碳质污染，矿物表面疏水，提高了 其可浮性，进入到浮选泡沫中，影响铜精矿品位。铜 硫混合浮选，需使铜、硫矿物尽可能全部上浮，同时 需抑制该部分碳质污染的脉石矿物，增加浮选分离 难度。因此，本矿石不宜采用铜硫混合浮选流程。 图2扫描电镜背散射图 F i g ．2 B a c ks c a t t e r i n gd i a g r a mo fS E M 2 ．3 优先浮铜一浮硫工艺 2 ．3 ．1 预先脱除易浮物试验 在优先浮铜前考虑采用浮选工艺预先脱除原矿 中的易浮脉石矿物，消除其对铜浮选作业的影响；在 磨矿细度为一o ．0 7 4m m 占6 5 ％的条件下，分别添 加起泡剂2 4 K 、松醇油，用量均为2 0g ／t ，采用一次 粗选作业进行预先脱除易浮物试验，试验结果见表 8 。由表8 结果可知，添加2 4 K 或者松醇油预脱除易 浮物，易浮物产率达到1 3 ％以上，铜损失太高。因 此，后续试验不采用预先脱除易浮脉石矿物的方案。 表8预先脱除易浮物试验结果 T a h l e8R P s l 】1 t sn fr e m n v a ln ff l f a t a h l e m a t e r i a l st e s t／％ 2 ．3 ．2 捕收剂种类试验 为寻找优先浮选的铜捕收剂，采用一次粗选、一 次扫选的试验流程，在磨矿细度为一o ．0 7 4m m 占 6 5 ％的条件下，添加石灰调浆，用量为15 0 0g ／t ，矿 浆p H 一8 ．5 ～9 ．0 ，捕收剂用量固定为粗选6 0g ／t 、 扫选3 0g ／t ，选取Z - 2 0 0 、乙基黄药、Z 一2 0 0 乙基黄 药 现场生产选铜捕收剂，比例2 3 、X T P 0 1 四种 药剂进行了捕收剂的种类对比试验，试验结果见图 3 。由图3 结果可知，Z 一2 0 0 选择性最好，捕收能力较 弱；乙基黄药、乙基黄药 Z 一2 0 0 与X T P 一0 1 捕收能 力相差不大，X T P 0 1 的选择性优于现场生产乙基黄 药 Z _ 2 0 0 的混合药剂。因此，本次试验选择X T P - 0 1 作为铜优选捕收剂。 图3 捕收剂种类试验结果 F i g ．3 R e s u l t so fc o l l e c t o r st y p et e s t 2 ．3 ．3 捕收剂用量试验 采用一次粗选、一次扫选的试验流程，在磨矿细 度为一0 ．0 7 4m m 占6 5 ％的条件下，添加石灰调浆， 用量为15 0 0g ／t ，进行了捕收剂X T P 一0 1 的用量试 验，试验结果见图4 。由图4 结果可知，随着X T P 0 1 用量增加，铜粗精矿C u 回收率增加，当X T P 0 1 用 量增加至粗选8 0g ／t 、扫选4 0g ／t 时，铜粗精矿累计 C u 回收率增加幅度不大，但C u 品位下降明显。故后 续试验X T P - 0 1 用量确为粗选8 0g ／t 、扫选4 0g ／t 。 2 ．3 ．4 石灰用量试验 石灰是黄铁矿的有效抑制剂，应用广泛。石灰 过量会对铜矿物产生抑制作用，为了保证铜矿物的 有效上浮，在磨矿细度为一o ．0 7 4m m 占6 5 ％、捕收 剂X T P 0 1 粗选用量8 0g ／t 、扫选4 0g ／t 条件下进 行了石灰用量试验；试验流程为一次粗选、一次扫 选，试验结果见图5 。 由图5 结果可知，随着石灰用量增加，与黄铁矿 紧密连生的黄铜矿被抑制，铜回收率下降；石灰用量 继续增加，浮选泡沫粘度增加，导致易浮的碳质污染 脉石矿物上浮量增加，铜精矿品位明显下降。综合 考虑，石灰的适宜用量确定为10 0 0g ／t 。 “门叽盯北№■邝吼n ％如臀婀 油醇松 万方数据 4 0 有色金属 选矿部分2 0 2 1 年第2 期 图4 捕收剂用量试验结果 F i g ．4 R e s u l t s 。fc o l l e c t 。rd o s a g et e s t 图5 石灰用量试验结果 F i g ．5 R e s u l t so f1 i m ed o s a g et e s t 2 ．3 ．5 抑制剂种类试验 碳质污染脉石矿物的有效抑制是提高铜精矿品 位的关键。在磨矿细度为一o ．0 7 4m m 占6 5 ％时， 采用石灰调浆，用量为10 0 0g ／t ，捕收剂X T P 0 1 粗 选用量8 0g ／t 、扫选4 0g ／t ，选取水玻璃、六偏磷酸钠、 C M C 、腐殖酸钠 现场生产用 进行抑制剂种类试验，其 中水玻璃用量为粗选4 0 0 ∥t 、扫选1 0 0g ／t ，其他抑制 剂用量均为粗选2 0 0g ／t 、扫选1 0 0g ／t ；试验流程为 一次粗选、一次扫选，试验结果见图6 。由图6 结果 可知，采用C M C 对易浮碳质污染脉石矿物抑制效果 最好，其次为现场生产采用的腐殖酸钠；水玻璃和六 偏磷酸钠抑制效果不明显。因此，试验确定选用 C M C 作为脉石抑制剂。 2 ．3 ．6 开路试验 选铜尾矿浮选脱硫段采用硫酸铜作为活化剂、 丁基黄药作为捕收剂，通过用量试验，确定硫酸铜 粗选2 0 0g ／t 、扫选1 0 0g ／t ，丁基黄药粗选8 0g ／t 、 扫选4 0g ／t ；在最佳药剂条件下，进行了铜硫优先 浮选全流程的开路试验，试验流程见图7 ，试验结 果见表9 。 铜 1 0 0 8 0 6 0 堡 髂 馨 4 0 景 2 0 O 儿抑制剂水玻璃六偏磷酸钠 c M c 腐殖酸钠 抑制剂种类 图6抑制剂种类试验结果 F i g ．6 R e s u l t so fd e p r e s s a n tt y p et e s t 原矿 1 0 0 药4 0 l O 中矿5尾矿 图7 开路试验流程 F i g ．7 F l o w s h e e to fo p e n c i r c u i tt e s t s 表9开路试验结果 T a b l e9R e s u l t so fo p e n c i r c u i tt e s t s／％ 由表9 结果可知，开路试验可得到铜精矿C u 品位3 0 ．8 6 ％，C u 回收率为4 1 ．4 2 ％，铜选别段累 计回收率为9 2 ．7 8 ％。脱硫后尾矿含S 仅为 8 6 4 2 O 堡迥咯晤 万方数据 0 ．5 0 ％，磁黄铁矿、黄铁矿含量低，说明浮选脱硫效 果较好。 2 ．3 ．7闭路试验 开路试验基础上，采用中矿顺序返回，进行了闭 路试验，试验流程见图8 ，试验结果见表1 0 。 由表1 0 结果可知，闭路试验可获得C u 品位 2 5 ．1 1 ％、C u 回收率为8 9 ．1 6 ％的铜精矿，其中A g 含量为5 6 0 ．4 0g ／t ，A g 回收率为6 0 ．4 3 ％；大量易浮 的碳质污染脉石矿物累积在硫精矿中，导致硫精矿品 质较低。与现场流程相比，铜精矿C u 品位提高8 ．1 1 个百分点。 2 ．4 浮选尾矿重选试验 浮选尾矿通过分级一摇床重选工艺回收钨、锡 矿物，采用o ．0 7 4m m 细筛进行分级，分级后 o ．0 7 4m m 及一o ．0 7 4m m 部分分别进行摇床重选 回收； o ．0 7 4m m 部分摇床中矿再磨后与一o ．0 7 4m m 部分摇床中矿合并后摇床复选回收钨、锡。试验流 程见图9 ，试验结果见表1 1 。 表1 0 原矿 闭路试验结果 硫精矿 尾矿 图8 闭路试验流程 F i g ．8 F 1 0 w s h e e to fc l o s e d c i r c u i tt e s t T a b l e10R e s u l t so fc l o s e d c i r c u i tt e s t ／％ 产品名称 产率弋i _ 忑F 旦垡而石- T 毛丁_ i 上型塑弋无F 丁 铜精矿 3 ．2 22 5 ．1 15 6 0 ．4 0 0 ．0 8 1O ．3 78 9 ．1 66 0 ．4 31 _ 1 75 ．5 2 硫精矿1 8 ．0 3 0 ．2 7 4 8 ．5 0O ．1 3O ．1 75 ．3 72 9 ．2 81 0 ．5 11 4 ．2 0 浮选尾矿 7 8 ．7 5O ．0 6 33 ．9 00 ．2 5O ．2 25 ．4 71 0 ．2 9 8 8 ．3 28 0 ．2 8 原矿 1 0 0 ．O0 ．9 12 9 ．8 60 ．2 2O ．2 21 0 0 ．O1 0 0 ．O 1 0 0 ．O1 0 0 ．0 浮选尾矿 ■⋯精矿3 中矿1 中矿2 尾矿 T 钨锡混合精矿 图9 摇床重选试验流程 F i g ．9 F l o w s h e e to fg r a v i t ys e p a r a t i o nt e s t 万方数据 4 2 有色金属 选矿部分2 0 2 1 年第2 期 精矿1 O ．1 52 1 ．1 81 1 ．8 71 2 ．4 l9 ．0 5 精矿2 0 ．1 7O ．3 24 1 ．0 43 1 ．8 63 3 ．0 42 3 ．2 52 7 ．9 54 0 ．3 62 9 ．2 83 8 ．3 3 精矿3 0 ．1 3O ．4 52 5 ．1 92 9 ．9 72 8 ．7 32 4 ．8 01 2 ．5 85 2 ．9 41 8 ．6 75 7 ．0 1 中矿1 O ．2 0O ．6 57 ．5 92 3 ．1 41 4 ．4 92 1 ．6 55 ．8 95 8 ．8 41 4 ．6 47 1 ．6 5 中矿2O ．2 5O ．9 04 ．0 11 7 ．7 86 ．2 91 7 ．3 53 ．9 76 2 ．8 18 ．1 07 9 ．7 5 尾矿 9 9 ．1 01 0 0 ．OO ．1 0O ．2 6O ．0 4 00 ．2 03 7 ．1 91 0 0 ．O2 0 ．2 51 0 0 ．O 给矿 1 0 0 ．0O ．2 6O ．2 01 0 0 ．01 0 0 ．O 钨锡混合精矿 o ．6 52 9 ．9 72 4 ．8 05 2 ．9 45 7 ．0 1 表1 1 结果表明，浮选尾矿分级后采用摇床重选 回收钨锡，可得到混合精矿w O 。、s n 品位分别为 2 9 ．9 7 ％、2 4 ．8 0 ％，作业回收率分别为5 2 ．9 4 ％、 5 7 ．0 1 ％，相对于原矿回收率分别为4 6 ．7 6 ％ 和4 5 ．7 6 ％。 表1 2 T a b l e1 2 2 ．5 钨锡混合精矿强磁分离 由于黑钨矿具有弱磁性，采用强磁选对混合精 矿进行分离得到黑钨精矿和非磁精矿，非磁精矿中 主要为白钨矿和锡石；在磁场强度为6 3 6k A ／m 的 条件下进行强磁分离试验，试验结果见表1 2 。 由表1 2 结果可知，通过强磁选分离获得黑钨精 矿W O 。、S n 品位分别为4 6 ．0 5 ％、S n3 ．8 0 ％，相对于 原矿W O 。、S n 回收率分别为4 2 ．4 6 ％和3 ．6 9 ％；非 磁精矿W O 。、S n 品位分别为6 ．2 5 ％、5 8 ．0 3 ％，相对 于原矿W O 。、S n 回收率分别为3 ．6 9 ％和4 2 ．0 7 ％； 与现场流程相比，W O 。综合回收率提高了5 ．4 9 个百 分点，S n 回收率提高了4 ．0 7 个百分点。 3结论 1 原矿C u 、W O 。、S n 品位分别为o ．9 1 ％、 o ．2 5 ％、o ．2 1 ％，金属矿物主要为黄铜矿、黄铁矿、磁 黄铁矿、锡石、黑钨矿和白钨矿等，脉石矿物主要为 石英、钾长石、钠长石、白云母、黑云母等；铜在黄铜 矿中的分配率达到9 7 ．9 2 ％；钨在黑钨矿中的分配率 达到7 9 ．8 2 ％；锡在锡石的分配率达到9 1 ．4 7 ％。 2 通过扫描电镜分析，发现部分脉石矿物上浮 进入到浮选泡沫中，影响铜精矿品位；该部分上浮的 脉石矿物可能被碳质污染表面疏水，提高了其可浮 性。通过不同类型抑制剂对比，得到有效抑制碳质 污染脉石矿物的抑制剂C M C 。 3 采用铜优先浮选流程，闭路试验可获得C u 品 位2 5 ．1 1 ％、C u 回收率为8 9 ．1 6 ％得铜精矿；与现场 工艺相比，铜精矿C u 品位提高8 ．1 1 个百分点。 4 浮选尾矿通过分级后采用摇床重选一中矿再 磨复选流程回收钨、锡矿物，得到混合精矿，再通过强 磁分离得到黑钨精矿和非磁精矿，分离效果较好；与 现场先强磁后重选流程相比，本流程大大减少高梯度 强磁选处理量，简化重选摇床系统，降低生产能耗。 参考文献 [ 1 ] 胡熙庚．有色金属硫化矿选矿[ M ] ．北京冶金工业出 版社，1 9 8 7 2 5 3 0 ． H UX i g e n ．B e 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