CN101884951A - 细粒和微细粒锡石联合选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一项细粒和微细粒锡石联合选矿方法，放弃多年来细粒和微细粒锡石单一的选矿方法，采用两次浮选作业、磁选作业、脱泥脱水作业和重选作业的有效组合，对矿石性质复杂、杂质含量高、选矿难度大的10微米至37微米间的细粒和微细粒矿物的选别提供了新的选矿模式，提高锡石富集比和锡石作业回收率，锡石富集比达到5～10，锡石作业回收率达到70％以上，锡精矿产品含锡品位达到50％以上。本方法亦可应用于钨、钼和钽铌等有色金属的细粒和微细粒选矿，都具有较好的经济效益和社会效益。

Description

细粒和微细粒锡石联合选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，涉及一种细粒和微细粒锡石联合选矿工艺。

背景技术

锡是人类历史上最早发现和使用的金属之一。锡具有熔点低可塑性好、耐腐蚀、抗疲劳、无毒性等诸多优点，锡在国民经济和国防建设各个领域中都有广泛的用途。以前锡大量用于生产马口铁、焊锡和合金。随着科学技术的发展，锡的应用领域日益扩大，从而导致世界对锡的需求不断增长。随着易采易选砂锡资源的减少，提高对细粒、微细粒锡资源的选别水平，寻找新的选矿方法。

细粒和微细粒锡石是指锡矿石在采矿、破碎、磨矿、运输等过程中产生的原生矿泥和次生矿泥，其粒度为37微米以下，19至37微米粒级的锡石为细粒锡石，10至19微米粒级的锡石为微细粒锡石。锡石和钨、钼、钽铌等矿石一样，性脆易粉。在采矿和选矿的各个流程或作业中，容易产生细粒和微细粒级的过粉碎矿泥，直接影响了选矿设备的选别效率，降低了锡石选矿回收率和资源利用率。

锡矿选矿方法主要有两种：一种是重选法.重选法是最古老的选矿方法。该方法适用于密度差异较大的矿物的分选，而且没有环境污染，是环境友好型的选矿方法。古代人们就是使用这种方法淘金的。锡石密度大，重选法理所当然是选锡的最古老和最基本的选矿工艺。重力选锡主要是在摇床上完成的，多联合跳汰和螺旋溜槽等重选法来进行预选。另一种是浮选法.浮选法针对的是细粒锡石的回收，我国很多锡选厂的生产实践是粗、细粒锡矿分别处理，证明是较有效的生产工艺流程。浮选锡石用的捕收剂有：烷基磺化琥珀酸、甲苯胂酸、苯乙烯磷酸、水杨羟肟酸、卡基胂酸、棕榈酸和铜都灵等。

细粒和微细粒锡石回收工艺一直以来多以单一的重选、浮选、离心选矿技术为关键技术的工艺流程。因影响因素较多、粒度级别宽、药剂用量大、工艺简单等，锡石精矿品位和回收率都较低。广西华锡集团股份有限公司车河选矿厂细粒锡石二次浮选回收工艺流程(附图1)，该流程经过“七.五”至“十一.五”国家科技攻关后形成的较为成熟的工艺流程，在国内处于领先水平，曾荣获国家科技术进步和有色金属行业协会科技进步奖等多项。该流程在原矿品位锡0.8～1.0％的条件下，细粒锡石回收率仅为4.5％，选矿成本为5.0元/吨原矿。，随着矿产资源的不断贫化，当原矿品位锡下降到0.5％以下时，细粒锡回收率下降到了3.5％以下，选矿成本上升到了6.5元/吨原矿。由于矿产资源的贫化，使原来先进的选矿工艺技术已不能适应当前生产的需要。

近年来的公开文献报道中，针对细粒和微细粒锡石选矿工艺技术，人们进行了新的探索，经过检索我们摘录了以下的一些文摘：

CN1721080A锡石矿石的选矿方法，包括破碎、磨矿、分级，即将经破碎的粒度小于20mm的锡石矿在湿式棒磨机进行选择性磨矿，磨矿产品经过细筛进行分级，其中大于0.5mm的部分返回磨矿机，小于0.5mm的部分进入旋流器进行分级，分级后大于0.039mm的部分采用重选回收锡石，其特征在于：a)在磨矿过程中加入磨矿药剂磷酸三丁酪，用量为50～100克/吨矿石；b)还包括对小于0.039mm的细粒级部分的浮选，浮选浓度为20～30％，采用两次粗选、一次扫选、三次精选的流程，整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH在6～8，抑制剂为水玻璃，用量为100～300克/吨矿石，对石英、方解石等脉石矿物进行抑制；捕收剂为苯异经脂酸，用量为60～120克/吨矿石，起泡剂为松醇油，用量20～30克/吨，把锡石作为作为精矿以泡沫产品浮出，而石英等脉石矿物则留在槽内作为尾矿丢弃。采用该方法处理含Sn0.6～2.0％的锡石-石英型矿石或砂锡型矿石，浮选精矿含Sn26％以上，浮选回收率为80％以上，与传统工艺比较锡金属总回收率提高10％以上。

CN1810381A锡石多金属硫化矿尾矿的选矿方法，其特征在于：采用螺旋选矿机及螺旋溜槽配合使用，针对尾矿中粒级金属含量分布，分级抛尾；尾矿抛尾后采用苯基卤化季铵盐和丁胺黑药作为捕收剂进行浮选，对铅锑锌等硫化矿物及铅锑锌硫化矿的氧化物有效地浮选回收，而锡石及脉石矿物则留在槽内；对锡石的回收以碳酸钠和甲基聚乙烯醇组合为脉石分散和抑制药剂，采用分步梯级浮锡方法进行回收，工艺条件如下：1、尾矿经筛分处理、浓缩后，浓度达25～30％，分级抛尾，粗粒级用螺旋选矿机，细粒级用螺旋溜槽，采用多台螺旋选矿机设备并联使用，从25～30％浓度的尾矿回收-2mm到+0.074mm的物料，采用螺旋溜槽回收-0.074mm的物料；2、铅锑锌硫化矿的混合浮选，所述浮选药剂的用量为：丁胺黑药用量为80～150克/吨原矿，苯基卤化季铵盐的用量为100～200克/吨原矿；3、所述锡石的分步回收过程包括：第一步碳酸钠用量为500～800g/吨矿石、羚甲基聚乙烯醇用量为200～300g/吨矿石，苯异轻脂酸用量为20～40克/吨矿石，松醇油用量10～20g/吨矿石，采用两次粗选先回收易浮细粒锡石；第二步碳酸钠用量为300～500g/吨矿石、浚甲基聚乙烯醇用量为100～200g/吨矿石，苯异经脂酸用量为80～200克/吨矿石，松醇油用量20～30g/吨矿石，采用一次粗选、一次扫选的流程回收难浮相对粗粒锡石，第一步和第二步的泡沫集中精选再富集。

刘玫华等人.低品位矽卡岩型锡矿选矿工艺研究[J].现代矿业，2009，6。采用摇床粗选-弱磁磁选方法，在-200目占75.00％的细度下，可获得产率0.32％，锡品位45.00％，回收率58.92％的锡精矿；并获得产率1.10％，锡品位8.50％，锡回收率25.05％的次精矿。

叶雪均等人.锯齿波跳汰机回收细粒级锡矿石的试验与应用[J].金属矿山，2009。采用生产型双室跳汰机对双螺旋返砂进行试验，获得了良好的综合试验指标：当给矿含锡0.61％，跳汰机的平均处理量可达9.79t/h，抛尾产率54.13％，锡、铅和锌金属回收率分别为91.22％、87.10％和80.35％。当给矿含锡0.81％，跳汰机的平均处理量为7.87t/h，抛尾产率为43.51％，锡、铅和锌金属回收率分别为95.45％、91.12％和88.79％。采用锯齿波跳汰机处理给矿粒度为-2.5mm粒级的双螺旋返砂，以取代现用的螺旋溜槽加螺旋分级机联合抛尾，对进一步提高重选预选抛尾率和降低重选预选-0.074mm粒级的金属损失率具有明显的效果。

曾志方等人.湖南大坳微细粒低品位钨锡矿石选矿工艺研究[J].有色金属(选矿部分)，2007，4。对细粒锡石的回收，国内外采用射流离心选矿机、跳汰机和莫兹利型多重力选矿机(MGS)取得了一定效果。但往往选矿成本较高，不适合本区矿石的选别。因此，试验分别用重选、阶段磨矿阶段选别的锡石筛分重选主体流程及浮选工艺流程对本区矿石进行了选矿对比试验，以寻找最佳的选矿流程方案。浮选试验：在磨矿细度为-74m占76.6％，选择苄基肿酸作为捕收剂，PH值在5.5左右，搅拌时间30min，采用脱泥-两次精选，可获得次精矿产率为1.46％，次精矿含WO，为8.43％，含锡为8.56％，加上中矿的，综合回收率WO为84.39％，锡为79.89％，综合产率为13.70％，说明浮选可取得较好的选矿效果。筛分后摇床重选结果表明，-2+0.5mm的粗粒级锡石回收率为53.78％，产率为1.64％；-0.5+0.25mm、-0.25+0.1mm和-0.1mm的粒级中，金属回收率分别达到78.27％、82.99％和79.94％，产率分别为1.86％、1.17％和2.78％。说明粗粒级中可能由于部分锡石未完全解离，在摇床中不易被选别，而-0.5mm粒级筛分后摇床综合选出率为80.58％，由此可见，磨碎到-0.5mm筛分摇床重选可以达到选矿的目的。

从矿石物质组分、赋存状态研究结果来看，矿石中锡石的含锡量达到96.24％，从选矿试验研究结果来看，-0.5+0.25mm、-0.25+0.1mm和-0.1mm的粒级摇床选别试验中，金属综合回收率达到80.58％，粗精矿综合产率2.11％，与浮选试验中锡金属综合回79.89％、粗精矿和中矿产率13.7％相比，粗精矿中锡金属综合回收率相当，但粗精矿产率摇床筛分重选明显较低。总体指标筛分摇床选别效果良好。

何名飞等人.细粒锡石浮选研究[J].矿冶工程，2008，4。先是对该尾矿进行了重选处理以回收锡，由于尾矿中锡的嵌布粒度细，用摇床回收率低，效果不理想，考虑用浮选方法回收锡矿。以BY-9为捕收剂，P-86为辅助捕收剂，BY-5和碳酸钠为脉石抑制剂一次浮锡可获得锡品位8.56％，回收率61.61％的锡粗精矿，锡粗精矿再浮，锡精矿品位达到53.58％，作业回收率81.35％。两次浮锡即获得高品位锡精矿，锡总回收率50.12％。

邬武进.细泥锡石浮选工艺研究[J].上海第二工业大学学报，2000，2.对车河选矿厂细泥锡石进行了研究，该细泥锡石是两次重选尾矿的分级溢流。由于浮选给矿中的含泥量较大，浮锡难度增大，所以对该细泥锡石进行了脱泥-浮锡和脱硫-脱泥-浮锡两种工艺流程的比较，后一种流程更经济合理，精矿质量更高。对脱硫脱泥.浮锡流程产出的泡沫精矿再进行不脱泥直接浮选，可以获得品位50％、回收率90％以上的锡精矿。

余克飞等人，从香花岭尾矿库中回收锡石的研究与生产实践[J].湖南有色全属，2007，3.尾矿所含主要金属矿物为锡石、闪锌矿、黄铁矿和黄铜矿等矿物。脉石矿物为石英、伊利云母、黄玉、绿泥石、方解石白云石和萤石等。除锡石外，其它元素大都以硫化矿存在于尾矿中。利用浮选从尾矿中获得锡精矿存在困难，但是可以先通过浮选脱除尾矿中的含硫成分，为锡石的富集、分选创造条件。最终得到品位在53～55％、回收率大于52％的锡石精矿。

任浏稀等人.从锡石-多金属硫化矿尾矿中回收锡的浮选研究[J].矿冶工程，2009，1.探索了锡矿物的浮选条件和药剂制度，提出了综合回收该尾矿中锡的浮选工艺。由于给矿中硫的含量很高，要想把锡分离出来，首先利用硫酸把硫脱除。根据对矿物性质的研究发现，锡石主要存在于细粒级，粗粒级中锡品位低。要先把粗粒级脱去，提高细粒的回收率。

周廷熙.都龙矽卡岩型锌锡多金属硫化矿的选矿工艺研究[J].国外金属矿选矿，1998，5。都龙锡多金属硫化矿床铁闪锌矿含量高，锡石嵌布粒度细微的特点，采用了浮选-磁选-重选的联合流程处理该矿石，获得锌精矿品位为44.21％，锌回收率74.74％；锡精矿品位为44.27％，锡回收率为41.44％的扩大试验指标。锡精矿中锡的回收率41.44％回收率低的原固有以下几方面：锡石嵌市粒度细，-19μm31.15％部分锡石呈肢体状分布在磁铁矿中，粒度在10μm以下，磁铁矿单矿物含量0.27％，锡分布率12％这与铁精矿中锡损12.95％相吻合；进入重选的锡矿物中，-37μrm锡分布率占20.9％这是尾矿中锡损失高达26.73％的主要原因。

朱建光等人.混合捕收剂的协同效应在黑钨和锡石细泥浮选中的应[J].中南工业大学学报，1995，4。论述了胂酸-丁黄药Fr TBPF-水杨羟肟酸，铜铁灵-苯甲羟肟酸等几组混合捕收剂在浮选黑钨和锡石细泥中的协同效果，研究结果表明：协同效应有正有负，与各个捕收剂在矿物表面的吸附能力、可溶性、浓度比及加药顺序有关，当混合捕收剂分子间形成复合半胶团时，协同效应将会发生。如F203的捕收性能比水杨羟肟酸好，而水杨羟肟酸的选择性比F203好，而者混合使用，不论是采用先加F203后加水杨羟肟酸，还是二者同时加入浮选体系，得到的锡精矿指标都比二者单独使用时要好很多，而且F203的用药量减少。关于浮选锡的混合用药的报道和论文也不少见，混合用药将各药剂的缺点掩盖，发挥各药剂的优势，从而作用效果更佳，用量更少。

曾清华等人.锡石浮选中捕收剂和金属离子的作用[J].有色金属，1998，4.研究了烷基磺化琥珀酸A-22对锡石的浮选性能，以及金属阳离子Pb和Fe对锡石浮选的影响，得到的结论是：铅离子对锡石浮选有活化作用，而铁离子对该浮选过程有削弱作用，原因在于铅离子以Pb和Pb(OH)形式吸附于锡石表面，并提高了表面锡质点的活性；而铁离子以Fe(OH)(s)形式吸附于锡石表面，与A-22形成稳定的螫合物，并脱离锡石表面，降低了A-22存锡石表面的吸附，从而降低了锡石可浮性。因为金属阳离子存溶液中的存在或对锡石的浮选有利或对锡石的浮选不利，这是根据金属阳离子的性质、其在矿物表面的存在形式和发生的离子变化有关。

梁瑞缘等人.关于微粒锡石载体浮选的研究-有关载体种类的影响[J].国外锡工业，1998，8.探讨了利用粗粒锡石和其它粗粒矿物如白铅矿、方铅矿和石英作为载体，存油酸钠捕收剂的系统中，微粒锡石的载体浮选。发现在载体浮选下，不同类型的载体的微粒锡石的回收率以下列顺序排列：向铅矿＞方铅矿＞锡石＞石英。微粒锡石的回收率明显地南常规浮选的48％用锡石做载体上升到73％和用白铅矿做载体上升到94％，而当在载体浮选中添加Pb离子时，回收率可进一步提高到95～97％。

从以上所述相关性检索中，我们看到：细粒和微细粒锡石提高锡回收率的途径：由于锡石的性质以其密度大、硬度高、性脆易碎为特征，矿泥中细粒、微细粒锡石的回收是个难题。回收方法以重选为主。特殊浮选方法如载体浮选、絮凝浮选法、浮选柱浮选法、双液分离浮选法、离子浮选法、沉淀浮选法、吸附胶体浮选法、加压加温浮选法、真空浮选法、载体浮选法和絮凝浮选法等也有较好效果。但是，由于锡矿品位的降低，单一重选或浮选法已不能满足锡石的回收，特别是微细颗粒的回收，另锡矿床并不是单一的金属矿床，其中还含有铜、铅、锌、硫、铋、砷等多金属元素，如果这些金属矿物也具有同收价值，需要考虑综合回收。锡的多金属硫化矿物采用重选-浮选法、重选-浮选-重选法、浮选-重选法、浮选-重选-磁选等的联合分离工艺流程来实现多金属矿的综合利用。周廷熙在都龙锡矿中使用了浮选-磁选-重选工艺，但仅回收了37μm以上部份锡石，小于37μm粒级锡石在该工艺中成为影响锡石回收率的主要原因，其损失率高达26.73％。

发明内容

本发明的目的是针对粒度为10微米至37微米间的细粒和微细粒锡石的回收而进行的选矿工艺，进一步降低锡石回收粒度下限，降低锡石回收成本，提高锡石精矿品位和回收率，提高细粒和微细粒锡石回收经济效益，提供一种细粒和微细粒锡石联合选矿工艺。

本发明的技术方案是：

(1)总体工艺思路的调整，针对锡石原矿品位低、含杂高、矿石嵌布共生关系复杂等特点，屏弃单一锡石回收工艺流程，采用联合回收工艺，清除细粒和微细粒中各组分对锡石回收的影响，提高锡石和各组分可选性差异，降低锡石回收粒度下限。

(2)采用脱硫浮选作业，实现硫化矿物与氧化矿物分离，避免矿浆硫化矿物(如硫化锌、硫化铅锑等)对锡石回收的干扰。

(3)增加磁选作业，防止矿浆中磁黄铁矿、黄铁矿等磁性矿物对锡石回收的干扰。

(4)增加旋流器、脱水斗联合脱水脱泥作业，脱出10微米以下极细微颗粒对锡石回收的干扰。

(5)采用浮锡浮选作业，抛弃大量脉石，提高锡石富集比，提高锡石作业回收率，锡石富集比达到5～10，锡石作业回收率达到70％以上。

(6)增加摇床作业，直接产出锡精矿产品，锡精矿产品含锡品位达到50％以上。

本发明是这样实现的：

细粒和微细粒锡石联合选矿方法，是将细粒和微细粒级锡石经沉淀浓缩、脱硫浮选、浮锡浮选后，增加磁选、脱泥脱水和重选工序，其工艺操作步骤如下：

(1)沉淀浓缩  矿泥采用浓缩机浓缩后，溢流单独处理，作生产供水用，沉砂输送至脱硫浮选作业；

(2)脱硫浮选  用浮选机脱除硫化矿，实现硫化矿与氧化矿的分离，脱硫用水重量为0.5～1.5t/t给矿；采用活化剂硫酸铜重量为0.3～0.4g/t；捕收剂异戌基黄药重量为0.2～0.4g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选产生的硫化矿泡沫另单独处理，浮选尾矿送一次浮锡作业；

(3)浮锡浮选  用浮选机浮选锡石，用水重量为0.5～1.5t/t给矿；采用抑制剂重量为0.2～0.3g/t；捕收剂重量为0.2～0.4g/t；调整剂纯碱重量为0.1～0.3g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选泡沫为锡石毛精矿，其含锡品位为3％以上，尾矿为脉石矿物，其含锡品位小于0.1％进入总尾矿；

(4)磁选  将浮锡浮选的泡沫，即锡石毛精矿投入磁选机中，磁选深度控制为20～30％，分离出磁性矿物和非磁性矿物，磁性矿物其含锡品位小于0.1％进入总尾矿，非磁性矿物其含锡品位大于5％进入下一作业回收锡石；

(5)脱泥脱水  采用旋流器和脱水斗，将非磁性矿物中小于10微米的颗粒离心力脱泥和自由沉淀脱泥，溢流中含锡品位小于0.08％进入总尾矿，沉砂中含锡品位大于8％进入下一作业回收锡石；

(6)重选  采用摇床对脱泥作业产生的沉砂进行分选，产出含锡品位50％以上锡精矿和含锡品位小于0.1％最终尾矿，最终锡精矿作业回收率大于70％。

以上所述的抑制剂为苯乙烯磷酸、烷基磷酸、芳基磷酸和辛基苯基聚氧乙烯醚中的一种或多种。

以上所述的捕收剂2-羟基-3-苯甲羟肟酸、烷基磺化琥珀酰胺酸盐和水杨羟肟酸中的一种或多种。

以上所述的联合选矿方法所采用的设备及其连接依次为：浓缩机、浮选机1、浮选机2、磁选机、旋流器、脱水斗和摇床。

本发明的显著的进步是：

1、本发明细粒和微细粒锡石联合选矿方法，是将10微米至37微米间的细粒和微细粒矿物的回收过程，保留了脱硫浮选作业，实现硫化矿与氧化矿的分离，保留了一次浮锡作业，确保锡石作业回率的提高，抛弃大量脉石，新增磁选作业，屏弃磁性矿物如磁黄铁矿黄铁矿对锡石回收的干扰，新增旋流器和脱水斗作业，联合脱出10微米以下矿泥对锡石回收的干扰，运用摇床高富集比的特点，新增摇床直接产出锡精矿产品。

2、原二次浮选过程中，加大了专用药剂如抑制剂和捕收剂的用药剂量，导致选矿成本上升，废水处理增大，选矿回收率低，细粒锡作业回收率仅为40～50％，对原矿的锡回收率小于3.5％，经济效益差。本发明提高锡石富集比和锡石作业回收率，锡石富集比达到5～10，锡石作业回收率达到70％以上，锡精矿产品含锡品位达到50％以上，经济效益较好。

3、本方法亦可应用于钨、钼和钽铌等有色金属的细粒和微细粒选矿，都具有较好的经济效益和社会效益。

附图说明

图1：细粒锡石原二次浮选回收流程图。

图2：本发明细粒和微细粒锡石联合选矿流程图。

图1在上述背景技术已经介绍，这里再作简要说明：

细粒和微细粒锡石选矿工艺，多年来，主要以单一的浮选或重选形式进行，离心选矿技术是近年来发展研究课题，因机械技术、操作技术等原因一直处于研究试验阶段，图1是锡石浮选的典型工艺，通过对矿浆进行脱硫、脱水处理后，进行一次浮锡和二次浮锡，因矿浆中组份复杂、干扰因素多，致使一次浮锡不能直接产出锡精矿，通过二次浮锡才能产出锡精矿，在浮选过程中，增加专用药剂抑制剂和捕收剂的用药剂量，导致选矿成本上升，废水处理过程复杂，选矿回收率低，细粒锡作业回收率仅为40～50％，对原矿的锡回收率小于3.5％，因此直接经济效益低或者亏损。

图2是本发明细粒和微细粒锡石联合回收改进的工艺，根据细粒和微细粒矿石可选性特点、含杂特点等，采用脱硫浮选作业，实施硫化矿和氧化矿的分离，防止硫化矿对锡石回收的干扰；采用一次浮锡，优先抛弃大量脉石矿物，提高锡石富集比；采用旋流器和脱水斗联合脱泥，脱出10微米以下矿泥对锡石回收的干扰；采用磁选作业，抛弃磁性矿物如磁黄铁矿、黄铁矿对锡石回收的干扰；根据矿石比重差异，利用摇床高富集比的特点，采用摇床作业，产出最终锡精矿，锡精矿含锡品位为50％以上。本方法用于钨、锡、钼、钽铌等有色金属的细粒和微细粒选矿，都具有较好的经济效益和社会效益。

具体实施方式

下面结合具体附图和实施例对本发明作进一步的详细说明，本实施例仅是对本发明作出更清楚的说明，而不是对本发明的限制。

实施例1：

将小于37微米的细粒和微细粒矿浆经过Φ30米浓密机浓缩沉淀后，溢流溢流单独处理，作生产供水用，沉砂用浮选机脱除硫化矿，实现硫化矿与氧化矿的分离。脱硫用水重量为0.8t/t给矿，采用活化剂硫酸铜重量为0.3g/t；捕收剂异戌基黄药重量为0.2g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选产生的硫化矿泡沫另单独处理，浮选尾矿进入浮锡浮选作业。浮锡浮作业的用水重量为1.4t/t给矿；采用抑制剂苯乙烯磷酸重量为0.3g/t；捕收剂2-羟基-3-苯甲羟肟酸重量为0.2g/t和水杨羟肟酸重量为0.2g/t；调整剂纯碱重量为0.3g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选尾矿含锡品位小于0.1％为脉石矿物入总尾矿，浮选泡沫含锡品位为3％以上作为锡石毛精矿进入磁选。用磁选机产出磁性矿物和非磁性矿物，磁选深度控制为20％，磁性矿物含锡品位小于0.1％进入总尾矿，非磁性矿物含锡品位大于5％进入由旋流器和脱水斗组成的脱泥作业，脱除小于10微料的矿泥含锡品位小于0.08％，防止其对下一作业的干扰，脱泥作业的沉砂含锡品位大于8％进入摇床作业分选，产出含锡品位大于50％最终锡石精矿和含锡品位小于0.1％最终尾矿，最终锡精矿作业回收率大于78.22％。

实施例2：

将小于37微米的细粒和微细粒矿浆经过Φ30米浓密机浓缩沉淀后，溢流溢流单独处理，作生产供水用，沉砂用浮选机脱除硫化矿，实现硫化矿与氧化矿的分离。脱硫用水重量为1.1t/t给矿，采用活化剂硫酸铜重量为0.35g/t；捕收剂异戌基黄药重量为0.3g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选产生的硫化矿泡沫另单独处理，浮选尾矿进入浮锡浮选作业。浮锡浮作业的用水重量为1.0t/t给矿；采用抑制剂芳基磷酸重量为0.15g/t和辛基苯基聚氧乙烯醚重量为0.1g/t；捕收剂烷基磺化琥珀酰胺酸盐重量为0.3g/t；调整剂纯碱重量为0.2g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选尾矿含锡品位小于0.1％为脉石矿物入总尾矿，浮选泡沫含锡品位为3％以上作为锡石毛精矿进入磁选。用磁选机产出磁性矿物和非磁性矿物，磁选深度控制为25％，磁性矿物含锡品位小于0.1％进入总尾矿，非磁性矿物含锡品位大于5％进入由旋流器和脱水斗组成的脱泥作业，脱除小于10微料的矿泥含锡品位小于0.08％，防止其对下一作业的干扰，脱泥作业的沉砂含锡品位大于8％进入摇床作业分选，产出含锡品位大于50％最终锡石精矿和含锡品位小于0.1％最终尾矿，最终锡精矿作业回收率大于77.36％。

实施例3：

将小于37微米的细粒和微细粒矿浆经过Φ30米浓密机浓缩沉淀后，溢流溢流单独处理，作生产供水用，沉砂用浮选机脱除硫化矿，实现硫化矿与氧化矿的分离。脱硫用水重量为1.5t/t给矿，采用活化剂硫酸铜重量为0.4g/t；捕收剂异戌基黄药重量为0.4g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选产生的硫化矿泡沫另单独处理，浮选尾矿进入浮锡浮选作业。浮锡浮作业的用水重量为0.7t/t给矿；采用抑制剂烷基磷酸重量为0.1g/t和芳基磷酸重量为0.1g/t；捕收剂2-羟基-3-苯甲羟肟酸重量为0.2g/t；调整剂纯碱重量为0.15g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选尾矿含锡品位小于0.1％为脉石矿物入总尾矿，浮选泡沫含锡品位为3％以上作为锡石毛精矿进入磁选。用磁选机产出磁性矿物和非磁性矿物，磁选深度控制为28％，磁性矿物含锡品位小于0.1％进入总尾矿，非磁性矿物含锡品位大于5％进入由旋流器和脱水斗组成的脱泥作业，脱除小于10微料的矿泥含锡品位小于0.08％，防止其对下一作业的干扰，脱泥作业的沉砂含锡品位大于8％进入摇床作业分选，产出含锡品位大于50％最终锡石精矿和含锡品位小于0.1％最终尾矿，最终锡精矿作业回收率大于78.72％。

本发明于2007年完成可性研究和试验室小型试验研究和扩大试验研究，2008年在广西华锡集团股份有限公司车河选矿厂完成了工业试验研究，2009年正式应用于广西华锡集团股份有限公司车河选矿厂，取得了良好的技术经济指标，见表1。

表1细粒锡石联合选矿工艺生产指标查定结果表

工艺对比	原矿锡品位(％)	锡精矿品位(％)	作业回收率(％)	对原矿实际回收率(％)	备注
						新工艺	0.43	51.54	78.47	5.14	测定数据累计
旧工艺	0.5	＜51	50～60	＜3.5	生产数据

Claims (4)

1.一种细粒和微细粒锡石联合选矿方法，其特征在于：是将细粒和微细粒级锡石经沉淀浓缩、脱硫浮选、浮锡浮选后，增加磁选、脱泥脱水和重选工序，其工艺操作步骤如下：

(1)沉淀浓缩矿泥采用浓缩机浓缩后，溢流单独处理，作生产供水用，沉砂输送至脱硫浮选作业；

(2)脱硫浮选用浮选机脱除硫化矿，实现硫化矿与氧化矿的分离，脱硫用水重量为0.5～1.5t/t给矿；采用活化剂硫酸铜重量为0.3～0.4g/t；捕收剂异戌基黄药重量为0.2～0.4g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选产生的硫化矿泡沫另单独处理，浮选尾矿送一次浮锡作业；

(3)浮锡浮选用浮选机浮选锡石，用水重量为0.5～1.5t/t给矿；采用抑制剂重量为0.2～0.3g/t；捕收剂重量为0.2～0.4g/t；调整剂纯碱重量为0.1～0.3g/t；起泡剂松醇油重量为0.1g/t；常温浮选，浮选泡沫为锡石毛精矿，其含锡品位为3％以上，尾矿为脉石矿物，其含锡品位小于0.1％进入总尾矿；

(4)磁选将浮锡浮选的泡沫，即锡石毛精矿投入磁选机中，磁选深度控制为20～30％，分离出磁性矿物和非磁性矿物，磁性矿物其含锡品位小于0.1％进入总尾矿，非磁性矿物其含锡品位大于5％进入下一作业回收锡石；

(5)脱泥脱水采用旋流器和脱水斗，将非磁性矿物中小于10微米的颗粒离心力脱泥和自由沉淀脱泥，溢流中含锡品位小于0.08％进入总尾矿，沉砂中含锡品位大于8％进入下一作业回收锡石；

(6)重选采用摇床对脱泥作业产生的沉砂进行分选，产出含锡品位50％以上锡精矿和含锡品位小于0.1％最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的细粒和微细粒锡石联合选矿方法，其特征在于：抑制剂为苯乙烯磷酸、烷基磷酸、芳基磷酸和辛基苯基聚氧乙烯醚中的一种或多种。

3.根据权利要求1所述的细粒和微细粒锡石联合选矿方法，其特征在于：捕收剂2-羟基-3-苯甲羟肟酸、烷基磺化琥珀酰胺酸盐和水杨羟肟酸中的一种或多种。

4.根据权利要求1所述的细粒和微细粒锡石联合选矿方法，其特征在于：所采用的设备及其连接依次为浓缩机、浮选机1、浮选机2、磁选机、旋流器、脱水斗和摇床。

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