大厂锡石多金属硫化矿的合理选矿工艺

摘 要 本文根据多年的科研和生产实践，论述了大厂矿田不同的矿石性质和所采用的相应的原则选矿流程。并对今后优化选矿工艺提出了合理建议。关键词 锡石多金属硫化矿选矿工艺锡锌锑铟重选浮选磁选 ’ 广西大厂锡矿是国内外闻名的大型锡矿之一。其储量大，有用矿种多，品位富，矿石性质独特。从地下每采出1 t锡，同时产出4.73 t锌、1.02 t铅、 0.84 t锑、9.56 t硫，此外还有可观的铟和银等，资源综合利用价值很高。就选矿过程而言，按年处理金属总量计，回收率每提高1%，锡、锌、铅和锑几种主金属可增产量967 t，增加产值数千万元。因此，为了有效回收这些宝贵的有色矿产资源，需有适应于矿石性质的合理选矿工艺流程，以求获得尽可能高的技术指标和经济效益。 1矿石性质及主要特点大厂资源主要由长坡矿床(包括细脉带、91号、 92号矿)、高峰特富矿床和砂矿床组成。除金属储量不大的大厂水系砂锡矿外，各大矿体同属锡石一多金属硫化矿类型。锡主要以锡石产出，酸溶锡一般<5%，只有细脉带矿石中的酸溶锡分布率高达 10%～20%;其它有用金属基本都以硫化矿物形态产出，在贫矿(细脉带矿、92号矿)中约占30%，91 号富矿中约40%，loo号特富矿则高达80%;造岩矿物以石英、硅质页岩、方解石为主。各矿体由于大脉充填和交代作用，形成大量致密块矿，采出的矿石含泥少，但有少量炭质物。各矿体原矿主要元素含量如表1所示。大厂矿石主要特点是：矿石中含有的有用金属有锡、锌、铅、锑和铟(表1)。在有价元素中，锡主要以锡石产出，锌主要以铁闪锌矿产出，铅和锑主要以脆硫锑铅矿(4PbS·FeS·Sb20。)产出，并且铁闪锌矿富含铟，脆硫锑铅矿富含银;次要矿物有毒砂、磁黄铁矿、黝锡矿、黄铜矿、方铅矿和硫铋锑铅银矿等;大部分金属矿物多呈集合体出现，且与脉石嵌布粒度较粗;锡石除少数呈细粒浸染于围岩及脉石外，大部呈粗中粒嵌布在硫化矿物之中;锡石与硫化矿物集合体嵌布粒度粗，易于解离;各种硫化矿物相互嵌结较致密，需磨到O.1 mm才能完全单体解离。袭l 各矿体主要元素含量/%矿石类型 Sn Zn Pb Sb Ag+ In Fe S As Si02 Ca0 细脉带矿石 O.43 3.12 0.56 0.46 46 O.006 9.40 12.O O.60 24.1 15.4 92号贫矿石 0.74 2.1Z 0.17 0.16 28.5 0.006 9.56 8.46 O.94 67.3 3.17 9l号富矿石 1.70 4.39 0。16 O.14 21 0.013 18.3 lZ.2 1.94 38.5 7.40 100号特富矿石 1.79 10.1 5.21 4.80 157 0.031 33.5 28.6 2.38 6.58 2.85 *Ag品位单位为g/t 几种主要矿物的特征如下：锡石：以粗粒为主，粗中细不均匀嵌布，最大粒度1 mm(细脉带)至5 mm(100号矿)，锡石在一O.074 mm粒级中的分布率不等，细脉带矿石为 70.1%，依次为92号矿石的28.7%，91号矿石的 13.4%，100号矿石的2.3%。后二者最粗.矿石碎至一1.2 mm时，一1.2+O.15 mm粒级的单体锡石所占原矿分布率达60%以上。硫化矿物与锡石关系密切，细脉带矿与92号矿碎至20 mm时，脉石已得到较好解离。可丢弃40%～30%的粗粒尾矿，91 号矿则需磨至一O.2 mm方可丢出合格尾矿。锡石硫化矿物集合体嵌布粒度粗，磨至O.2 mm时，两者万方数据 2008.12 图 外 金属 矿选矿 3

基本解离。铁闪锌矿：呈黑褐色，与磁黄铁矿连生嵌布于脉石中。单矿物含锌52.2%～57%，含铟高达o.09%～O.14%，80%以上的铟分布在铁闪锌矿中，但其中含铁也特别高，达7.1%～12.8%;嵌布粒度粗，在 91号矿一4+O.04 mm粒级中的分布率为93%，在 100号矿+O.3 mm粒级中的分布产率为83%，矿石磨至一o.2 mm时，铁闪锌矿大部分单体解离，磨至一O.1 mm时95%以上铁闪锌矿解离。脆硫锑铅矿：它与磁黄铁矿、铁闪锌矿、毒砂相间呈条带状结构并与它们及锡石密切共生。脆硫锑铅矿单矿物含铅36.6%～44.8%;含锑32.2%～ 38%;含银一般810～881 g/t，原矿中的银多数分布在该矿物中(但100号矿石仅银含量为245 g/t)。矿石中粒度为o.04～3 mm的脆硫锑铅矿分布率为 80%以上，100号矿石中粒度为O.04～3 mm的脆硫锑铅矿分布率为98%。一般需磨至一0.1 mm时铅锑矿物才能充分解离。脆硫锑铅矿性脆，硬度仅为2.2，磨矿时易于发生过粉碎。黄铁矿和磁黄铁矿：它们在各矿体中的含量差别大，细脉带与92号矿的黄铁矿较多，为12%～ 24.1%，磁黄铁矿较少，仅o.6%～3.3%;91号矿与 100号矿则相反，磁黄铁矿高达16.5%，黄铁矿仅为 4%～6%。其中，具强磁性的单斜磁黄铁矿居多，少数为仅具电磁性的六方磁黄铁矿。一4+O.04 mm 的粗中粒占90%以上。由于磁黄铁矿的浮游性与铁闪锌矿较接近，对硫化矿浮选，特别对锌精矿质量的提高影响较大。 2选矿流程种类针对上述矿石性质和特点，大厂锡选矿厂40多年来经科学研究、生产实践和技术改造，先后出现过不下十多种流程结构，主要有“重一浮”、“重一浮一重”、“重一重一浮一重”、“重(台浮)一浮一重”、“浮一重”、“磁一浮一重”等。 2.1“重一浮”流程所说的“重一浮”是指主干流程部分。1957年前后，长坡选厂所处理的是节理脉矿石，鉴于锡石、硫化矿物与脉石易于解离，用“重一浮”工艺，即：原矿磨至3 mm入选，以跳汰一摇床的重选流程产出基本没有脉石的粗精矿，粗精矿磨至一O.5 mm后进行全硫浮选，脱除硫化物后得锡精矿;其重选中矿再磨后与重选溢流合作，进入非主干的“浮一重”系统，经全硫浮选后用摇床产出锡精矿。获得的指标是：原矿锡品位2.11%，精矿锡品位>50%，回收率 56.4%。铅锑锌到后来才回收。 1983年前后，在对91号富矿进行的12个流程试验中，主干流程为“重一浮”的有6个，都鉴于原矿锡品位高、锡石粒度粗，试图在前重选(跳汰、摇床) 通过阶段磨矿和选别，把大部分锡尽多尽快回收，同时保证锡石与硫化矿的混合物——粗精矿尽可能提纯，硅钙矿物含量<5%，以保证经全浮脱硫后得到含锡60%的锡精矿。6个方案中，横向选别有分贫富两个系统的，也有分贫、中和富三个系统的;富系统产出含锡>10%的粗精矿，经脱硫后得出锡精矿;中、贫系统浮硫后经“后重”摇床或摇床一螺旋溜槽作业产出锡精矿;锡细泥处理有用锡石浮选，也有用离心机一皮带溜槽的;硫化矿分离有先磁后浮、也有先浮后磁的;浮选有“混合浮选一分离浮选”、“等可浮一部分混合浮选一分离浮选”之分。所谓“等可浮”是利用矿物自然可浮性__段将铅锑、砷及易浮的锌矿物先上浮，第二段再加强活化使难浮的铁闪锌矿和其它硫化物浮起。获得的最终指标：锡、锌、铅原矿品位分别为1.7%、4.39%和O.16%，精矿品位分别为50.8%～63.2%、44.2%～47.6%和 19.4%～29.5%，回收率分别为88.7%～91.3%、 75.5%～88.4%和12.5%～44.6%。锡和锌的选矿指标都较理想，铅指标不高，主要由于原矿品位太低。 2.2“重一浮一重”流程长坡选厂和巴里选厂由于矿石品位下降，细脉带贫矿逐渐增加，原“重一浮”流程中的“重选”所获得毛精矿的硅钙脉石高达20%～30%，经脱硫浮选得不到品位50%合格锡精矿，为了解决此问题，增加了摇床精选作业，变成了“重一浮一重”流程。由于有“后重”把关，“前重”可多产毛精矿，既有利从 “前重”丢弃尾矿，简化“前重”流程，又可集中70%以上金属量于“贫富分选”中的富系统“精耕细作”。 20世纪60年代初，长坡选厂“重一浮一重”流程为：矿石磨至2.5 mm人选，一段以跳汰和摇床选别、二段磨至o.5 mm以摇床丢出粗粒尾矿，并实行“贫富分选”;“前重”毛精矿磨至0.2 mm后全浮选脱硫，槽内产品经摇床产出锡精矿;“前重”中矿磨至力.2 mm与重选溢流共入贫全浮脱硫后，再以摇床产出锡精矿;贫富两系统的硫化精矿细磨至O.1 mm后用优先分离浮选产出铅精矿、锌精矿和硫砷混合精矿。选矿指标为：原矿含锡1.01%，锡精矿锡品位 >50%，回收率71%;铅精矿和锌精矿铅和锌品位万方数据 4 圈 外 金属 矿选矿 2008.12 分别为25%和45%，作业回收率分别为75%和 90%。 91号富矿试验方案中，有2个属于“重一浮一重”类型，原则流程同长坡选厂，亦采用跳汰和摇床将矿石分为贫富两大系统，然后分别以后段“浮一重”的摇床产出合格锡精矿。区别在于因脉石解离粒度比层面脉、细脉带矿石细得多，故“前重”不丢尾矿}人选粒度为3 mm，最终磨矿粒度为O.074 mm;前重毛精矿以磁选脱出磁黄铁矿;锡细泥用皮带溜槽或锡石浮选处理。获得了满意指标：锡精矿、锌精矿和铅精矿的锡、锌和铅品位分别为50.7%、 47.3%和26.3%，回收率分别为90%、83.4%和 45%。

2.3“重一重一浮一重”流程此流程实为“重介质选一重一浮一重”流程，最先出现于1966年的长坡选厂。由于矿石锡品位下降到O.7%～O.4%，为了扩大选矿厂的处理能力和降低选矿成本，利用原矿碎至20 mm后有50%～ 70%脉石与有用矿物解离的特点，研究和采用了重介质旋流器作预选丢废的技术，将日趋完善的“重一浮一重”流程改为“重介质选一重一浮一重”流程。人选粒度上升到20 mm，20～3 mm粒级人重介质旋流器(自产硫砷精矿作为加重剂)丢废后，重产品磨到3 mm与原矿一3 mm粒级人原来的“重一浮一重”主选流程。多年生产表明，该预选工艺可丢弃 35%～40%的废石，金属作业回收率达到90%以上。 1986年进行了上部细脉带矿石的选矿扩大试验，原则流程与长坡选厂的“重一重一浮一重”流程基本一致，区别在于重介质预选的人选粒级为12～ 3 mm。获得了较好的指标：原矿锡、铅和锌品位分别为O.6%、0.75%和2.41%，锡精矿、铅精矿和锌精矿锡、铅和锌品位分别为50.9%、28.3%和 53.2%，回收率分别为74.3%、78.7%和84.6%。 +3 mm废石对原矿丢出率达35.8%，含锡仅 O.09%。原设计处理细脉带矿的铜坑一车河选厂于20 世纪70年代末建成，由于两地建厂，加重剂运输制备不便等因素，致使该厂重介质预选工序未能正常投产，但通过大量试验及长坡选厂的实践，该工艺的合理性可得到充分肯定。 2.4“重(台浮)一浮一重”流程这是在91号富矿选矿工艺研究中提出的12个流程方案中具有开拓性的新的一个流程。其目的在于，对这种含锡高、锡石粒度粗的矿石，磨至1.5 mm时已有过半的粗中粒单体锡石解离，应对其粗磨早收，减少锡石过粉碎，从而获得全流程更高的回收率。扩大试验原则流程为：矿石入选粒度1.2 mm，脱泥后一1.2+O.1 mm粒级用由圆锥选矿机和摇床组成的前重闭路流程选别，产出锡品位>9%的粗精矿，再以台浮脱除粗粒硫化矿物及混入的脉石，产出优质锡精矿;所有60 t/h)的圆锥选矿机，取代占地面积大的摇床。流程改造设计作了些改动：入选粒度为1.5 mm;二段磨暂不大闭路返回，而以螺旋分级机小闭路磨至一O.3 mm，人后段“浮一重”流程;后段“浮一重”流程先保留“贫富分选”;“前重”的圆锥选矿机精矿经 ①2m螺旋溜槽精选后再上台浮摇床。生产指标为：锡精矿锡品位>50%，主流程回收率72%～75%，加尾矿再选后回收率达到80%～83%，达国内外先进水平;锌精矿锌品位45%，回收率60%～65%。 1993年进行100号特富矿选矿扩大试验时，两个试验方案中有一个是借鉴91号富矿的台浮成功经验。“重(台浮)一浮一重”流程取得了锡精矿锡品位54.3%，回收率86.1%(含台浮的55%)的好效果。在对巴里选厂处理loo号矿流程改造时，设计并建起了台浮系统，遗憾的是由于该系统离主厂房较远，粗砂矿浆难以来回输送而“搁浅”。 2.S“浮一重”流程和“磁一浮一重”流程这两个流程实为同一类型流程，“浮一重”流程开始选别硫化矿物，因此对含锌较高的91号矿石，尤其对铅锑锌都特别富的100号矿进行了更多试验研究，并在生产上取得了一定成效和经验。 “浮一重”流程简单，为了兼顾锡石与硫化矿物的选收，一开始还不能将矿石磨得太细。对91号矿石有个“浮一重”试验方案，矿石一次磨到有利于硫万方数据 2008.12 一 外 金属 矿选矿 5 化矿浮选的0.2 mm粒度，获得的精矿锡品位 50%，回收率仅75.9%;但“磁一浮一重”流程方案将人选粒度提高到O.5 mm，“后重”中矿再磨再用 “浮一重”流程处理，锡回收率达80%以上。巴里选厂1989～1993年按此“磁一浮一重”流程处理91号富矿，采用敲打细筛分级，人选粒度为O.4 mm，取得较好生产指标：锡精矿锡品位>50%，回收率> 74%;锌精矿锌品位43%～45%，回收率55%。 1993年进行的100号特富矿扩大试验方案之一也是“磁一浮一重”流程，矿石磨至一1.2 mm，经一粗一精的磁选流程(精选前又磨至0.3 mm)脱出对原矿产率27%的磁黄铁矿产品，非磁性产品磨至 O.3 mm经“两段混合浮选一分离浮选”流程，产出铅锑精矿、锌精矿和硫砷混合精矿;浮硫槽内产品经分级，粗粒用摇床产出锡精矿，细粒用锡石浮选或射流离心机选锡。选矿指标较满意：原矿锡、铅、锑和锌品位分别为1.85%、5.25%、4.64%和9.89%;锡精矿、铅锑精矿和锌精矿锡、铅、锑和锌品位分别为 52.5%、31.7%、28.7%和46.2%;回收率分别达 85.2%、89.2%、91.1%和89.1%。在将巴里选厂原处理91号富矿改为处理100 号特富矿的流程改造设计时，磁选部分就是以此为依据。但与扩大试验不同的是磁选粒度变为1.43 mm。生产指标为：锡精矿锡品位>50%，回收率 83.7%(主流程为76.7%);锡、锌、铅、锑和银五种金属的选矿综合回收率为78.9%。 1995年用同样的“磁一浮一重”流程对长坡选厂处理100号矿的技术改造，投产后取得了相近的，甚至更好的生产指标。 3工艺流程的合理性分析及建议大厂锡石一多金属硫化矿有多种矿石类型，矿石性质既有很多的相同点，也有差异，因而所选择的选矿流程必须符合矿石的性质特点。 3.1 回收金属应采取的技术方针长期以来，由于锡的相对价格比锌、铅和锑等金属高得多，对大厂这样的资源提出“以锡为主，综合利用”的方针是正确的。但进入市场经济以来，锌、铅和锑等金属价格与锡的价格差距已大为缩小，加之高价位的铟的提炼技术已经解决，致使锌、铅、锑、铟和银合计价值与锡价值之比上升到1.54：1以上，100号矿达4.85;1，因此再提“以锡为主”显然不当，而应该是“并重”和“兼顾”。

3.2选择原则选矿流程的原则在处理贫矿石时，采用“以锡为主”的原则，应以重选“打头”;而在回收富矿石时，采用“并重”原则，以磁浮“打头”;对这两种矿石“后重”都需设置。因此，在大厂几个大矿体中，为了处理属贫矿的细脉带矿和92号矿，选择“重(预选)一重一浮一重”流程I 处理属富矿的91号矿时选择“重(台浮)一浮一重” 流程;处理磁黄铁矿多的100号特富矿时选择“磁一浮一重”流程。 1)贫矿经“重(重介质选)一重(跳汰、摇床)”先丢一半以上粗中粒废石，对减轻主流程负荷、降低选矿成本具有重要意义。 2)富矿先经“前重(台浮)”回收粗粒单体锡石，随后可以将矿石磨至O.2 mm进入后段“浮一重”流程，0.2 mm是脱硫浮选的适宜粒度，对“兼顾”锡锌的选收是十分有利的。 3)特富矿以磁选和浮选“打头”，避免了先重选易造成物料分散，有利于锌、铟、铅、锑和银的回收。 4)主干“重一浮”流程可为早收粗粒锡石，减少过粉碎，但生产上要求摇床产出粗精矿并且基本不跑脉石很难实现。 3.3入选粒度与最终磨矿粒度各类流程的入选粒度要求不同。对于贫矿，为了丢弃20 mm的废石，根据脉石解离情况，将重介质旋流器的人选粒度确定为20 mm，生产中可视选用的预选设备的实际情况在20～3 mm之间调整。 91号富矿扩大试验时根据锡石解离测定结果，确定前重台浮入选粒度为1.2 mm，生产上改为1.5 mm 更利于减轻锡石过粉碎。100号特富矿同样要在 “锡石需粗磨，硫化矿需细磨”这对矛盾中作选择，按 “浮～重”流程要求，硫化矿浮选最好直接磨到O.2 mm，但鉴于当磨到o.3 mm时锡在一74弘m粒级的分布率已达13%，如直接磨到O.2 mm锡石过粉碎程度将更为严重，故在“磁一浮”打头前提下，入选粒度选择了折衷的0.3 mm，浮不净的粗粒硫化矿物经摇床成为中矿，进人磨到O.2 mm的第二段“浮一重”流程中。关于选锡的最终磨矿粒度，虽有锡石与脉石呈细粒嵌生或包裹，但数量极少，磨到O.1 mm再选所得无几，故确定选锡磨至O.2 mm已足够。硫化矿的最终磨矿粒度取决于分离浮选。100 号矿石的各种硫化矿物间的嵌生粒度较粗，磨至 O.2 mm即可;其它类型矿石则需磨到O.1 mm，以达95%以上单体解离。 3.4前重选段万方数据 6 国 外 金属 矿 选 矿 2008.12 前重的功能有三：一是产出合格锡精矿(前重台浮);二是丢出粗中粒已解离的脉石尾矿(贫矿);三是前两种兼有，早收早丢。前重所采用的设备：对中细粒有条有理，高处理能力、高效、适应性强的圣2m圆锥选矿机、①2m螺旋溜槽及锯齿波跳汰机值得推荐。 3.5关于“贫富分选” .对于“重选打头”流程，后段“浮一重”有无必要再分出中矿建立另一后段“浮～重”系统，我们认为没必要。因为许多硫化矿浮选探索试验是直接用原矿样进行的，得到的选矿规则相同;影响选锡指标主要不在于给矿品位差别，而是按粒级人选。如果前重溢流含炭多，浓缩后先浮选脱炭，再合并到硫化矿浮选作业。对于富矿，“贫富分选”更没必要。不搞 “贫富分选”，流程简单，矿量集中，从浮选到后段重选设备易于配置，方便操作，有利于技术指标的提高和节能降耗。 3.6硫化矿浮选硫化矿浮选可归结为两种情况。一是特富矿石的硫化矿物含量达到80%，其中锌和铅锑矿物 30%，磁黄铁矿近40%，经磁选脱除大部分磁黄铁矿后，采用“优先浮选一混合浮选一分离浮选”工艺，用ZnSO。和NaHSO。作调整剂优先浮选产出铅锑精矿，其尾矿用CuS04活化，混合浮选锌硫矿物，再分离浮选产出锌精矿。二是贫矿经前重丢废后，硫化矿物量与富矿石中的硫化矿物量大致接近，约 40%，其中铅和锌矿物仅5%～10%，由于目前硫化矿物量小，采用“混合浮选一分离浮选”工艺是适宜的。

3.7后段选锡后段选锡包括“后重”和细泥处理，目的是产出锡精矿。播床是主要选锡设备，既能产出合格精矿又能丢出尾矿。对于贫矿，为了减少摇床数量，某些作业先经螺旋溜槽丢出部分尾矿是可取的。此处入选粒级为o.3～O.037 mm，上摇床前应强化分级脱泥，窄级别入选，控制好体积负荷。中矿再选会使残余硫化矿物和锡石连生体富集，返回再磨再选会恶性循环，不如用摇床除产出合格锡精矿外，再产出锡品位为5%～8%的锡中矿，直接送冶炼烟化处理，这有利于提高锡的回收率。锡细泥采用锡石浮选工艺，只要做好隔粗、分级脱泥，满足相应操作参数和药剂制度，获得的精矿锡品位25%～30%，作业收率85%～90%，对原矿收率4%～6%。 3.8几点建议 1)粗粒预选问题。.大厂金属储量一半多来自贫矿，而粗粒预选丢废是大幅降低选矿成本，决定贫矿开采利用的关键。因此，研究和采用高效节水的粗粒预选设备和配套技术尤为紧迫，应引起高度重视。 2)前重台浮的作用应继续发挥。车河选厂主流程锡回收率达73%～75%，其中包含了台浮的25%～30%的回收率，可见台浮对锡石粗磨早收的重要作用。O.4 mm高频细筛成功用于巴里选厂和长坡选厂虽然是好事，但车河选厂的台浮可从3 mm起回收锡石，比0.4 mm细筛更有利于锡石粗磨早收，如果既保留前重台浮，二段磨改用高频细筛闭路磨到一O.2 mm，更有利于进一步减少锡石过粉碎，同时有利于硫化矿浮选。 3)分级脱泥问题。可考虑采用如圆形分级机先分出较粗粒级(如+O.15 mm，均分到一组摇床中)，再用旋流器分出一74“m或一37肛m粒级，沉砂再经水力分级箱上摇床的技术;一74肛m粒级的选别不论是重选还是锡石浮选，先用高压小口径旋流器脱除一lO肚m矿泥。这些措施对稳定选别作业矿量、体积，窄级别人选，减轻矿泥干扰，提高选别指标具有重要作用。 4)尽可能满足冶炼所求的“精料方针”。目前锡精矿主成分锡仅约为50%，危害冶炼的硫和砷等杂质高，主要是由于摇床选别中高比重的残余硫化矿物不可避免的混入锡精矿中。为了解决此问题并进一步提高选锡总回收率，可设置小精选厂，将锡精矿都磨至一O.2 mm后浮选脱硫除杂，产出锡品位大于60%优质锡精矿。在此前提下摇床精矿的接取可适当放宽，将锡石与硫化矿物的连生体一起回收。此举可望使锡选矿回收率提高3%，给炼锡带来技术和经济方面的好处更多。 5)由于大厂矿石中黄铁矿单矿物含砷0.7%～ 1.5%，因此分离浮选产出的硫精矿难使砷含量降到 1%以下，连同低砷的磁黄铁精矿一起也难以降至< O.5%，故称之高砷硫精矿，可年产20万t，且伴生有锡、铅、锑、锌和铁等金属。为了利用此资源，小型试验已取得成功，应尽早进行中试，目标是：制酸、回收伴生有色金属、铁渣炼铁和余热发电。 6)尾矿资源的二次回采。华锡集团已堆存有数千万t尾矿。由于开采初中期选矿技术水平所限，有用金属回收率低，尾矿中有用金属含量较高。当中虽有难选矿物，但好选的仍不少。经多年科技攻关和生产实践，选收工艺和装备技术已大为提升，资 (下转第17页) 万方数据 2008.12 目 外 金属矿选矿 17 的绝对数量仍然相当少。对比三产品旋流器和常规旋流器回路效率最重要的一点在于浮选给矿中的铂族矿物解离方面的差异。单体解离的铂族金属矿物多、包裹在硅酸盐中的铂族金属矿物少(表2和图9)的现象的存在，表明硅酸盐粗颗粒被中间产品流捕获，随后进入细筛，筛上产品迸入主要用于解离包裹的铂族饫的再磨回路。因此，可以为浮选回路生产更为理想的给矿。相反地，在应用常规旋流器条件下，这些包裹有铂族金属矿物的硅酸盐粗颗粒将会进入旋流器溢流中，并被作为给矿直接送入浮选回路，这样的给矿中单体解离的铂族金属矿物量少，而附着和包裹在硅酸盐矿物中的铂族金属矿物多(表2)。UG2矿石浮选给矿的理论品位与回收率关系曲线(图9)得到改进表明，与细筛结合的三产品旋流器圆路是一个鳃决涉及双密度矿石常见问题的适当的方法。由于使用了三产品旋流器回路，与常规旋流器回路比较起来，理论品位与回收率关系曲线变的更加理想，即改进了矿石的浮选。为了改变理论品位与回收率关系曲线的形状，按照传统观念就需要改变磨矿，可以预料的是，改进分级提供了一种新方法。必须指出的是，改进分级也需要再磨，但是，被选择进行再磨的额外的那部分矿石仅仅是由于在三产品旋流器回路中引入了中间产物流而引起的。最后，应该认识到，三产品旋流器的潜在应用不是只局限于由致密的铬铁矿和相对较轻的硅酸盐组成的UG2铂矿石，任何双密度矿石都是这种改进的分级技术的应用对象。工艺配置也不只局限于使用对UG2铂矿石已经表现出巨大效果的细筛。其它应用可能还包括再磨之前中间产物流的闪速浮选，或者是使用更适合于所讨论矿石另外一种筛分。

4结论和建议 1)三产品旋流器回路和常规旋流器回路处理 UG2矿石样品的主要差别在于，三产品旋流器回路生产出的浮选给矿的磨矿细度比常规旋流器生产的磨矿细度要细。 2)矿物学分析结果表明，与常规旋流器回路生产出的浮选给矿相比，三产品旋流器回路生产的浮选给矿中，不但粗粒的辉石和斜长石含量要低，而且辉石和斜长石的解离度要高。 3)三产品旋流器回路和常规旋流器回路对比结果表明，前者生产出的浮选给矿中铬铁矿的绝对含量(55.1%)要高于后者(42.7%)。尽管这可能是由于矿石的自然变化或者磨机给矿准备期间不充分的混匀和缩分引起的，但是，铬铁矿的粒度特性特别重要，尤其是进入三产品旋流器沉砂(再磨回路)中的细粒铬铁矿的绝对含量降低了。 4)根据已解离的铂族金属矿物含量的提高(34 颗对21颗)以及包裹的铂族金属矿物含量的降低 (27颗对46颗)这一事实来判断，与常规旋流器回路相比，三产品旋流器回路生产出的浮选给矿中有价的铂族金属矿物的解离度提高了。 5)借助三产品旋流器回路和常规旋流器回路产品的矿物学研究可以更好地了解三产品旋流器的分离机理，并且显现出了矿物学研究在评价回路操作变化方面应用的可能性。为了更进一步的理解，建议从回路中更多位置取样进行矿物学鉴定，并且追加对铂族金属矿物进行解离分析。 6)与常规旋流器回路相比，对双密度的UG2铂矿石应用三产品旋流器可生产出具有更好的理论品位与回收率关系曲线的浮选给矿，这表明，改进的分级能够为改变理论品位与回收率曲线的形状提供另外一种途径。 (郭秀平;李长根) f081203) (上接第6页) 源的二次开发利用应予高度重视。二次采选，可考 单，成本低，经济效益相当可观;对放缓矿山开采量，虑用采砂船水采，船上配有隔粗(1或2 mm)和预选 延长矿山寿命具有重要意义。当然，先进行堆存尾设备(如大螺旋溜槽和螺旋选矿机)丢废，然后进入 矿的选矿流程试验是必要的。主流程选收。此过程无碎矿作业，磨矿量少，流程简 (081201) 万方数据