CN102631977A

CN102631977A - 一种微细粒级锡石的选矿方法

Info

Publication number: CN102631977A
Application number: CN2012100728683A
Authority: CN
Inventors: 邱显扬; 胡真; 李汉文; 汤玉和; 何庆浪; 叶富兴; 童雄; 邹坚坚; 王成行; 汪泰; 叶小璐
Original assignee: Guangzhou Research Institute of Non Ferrous Metals
Current assignee: Guangzhou Research Institute of Non Ferrous Metals
Priority date: 2012-05-05
Filing date: 2012-05-05
Publication date: 2012-08-15

Abstract

一种微细粒级锡石的选矿方法。其特征是旋流器脱泥，得到旋流器沉砂和脱泥尾矿；旋流器沉砂脱除硫化矿，得到硫化矿和脱硫尾矿；脱硫尾矿磁选除铁，得到铁精矿和除铁尾矿；除铁尾矿经二次粗选，二次扫选和三次空白精选的浮选，得到浮选锡精矿和浮选尾矿；摇床重选浮选锡精矿，得到锡精矿、锡中矿和摇床尾矿。锡精矿品位大于40％，锡回收率大于50％，锡中矿品位1～3％，锡回收率大于15％，锡精矿和锡中矿的总锡回收率大于65％。本发明的方法是一种回收率较高、生产成本低、锡品位较高的锡石选矿方法，适用于含泥量10～30％的微细粒级锡石的回收。

Description

一种微细粒级锡石的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种锡石的选矿方法，特别涉及一种含泥量高的微细粒级锡石的选矿方法。

背景技术

锡矿是一种性脆易碎的矿产，在开采和运输环节，或者在选矿过程中必须经过的破碎磨矿环节，不可避免地产生大量粒度＜0.043mm的细粒级锡矿。这一部分微细粒锡石品位＜1.5％，虽然品位不低，但是由于微细粒锡石特殊的性质，导致这部分锡石回收十分困难。

由于长期大规模的锡矿开采，我国锡矿选矿的入选品位逐年下降，开采低品位嵌布粒度细的锡矿已是大势所趋，另一方面受早期选矿技术的限制，锡矿山早期选矿尾矿中细粒级部分锡石并没有得到很好的回收，很多锡矿山尾矿库中堆存着大量有待回收的微细粒锡石资源。

由于微细粒级锡矿独特的性质，导致其无论用重选、磁选还是浮选都很难有效的回收，所以长期以来微细粒级锡石整体回收率＜50％，开发适用于含泥量大的微细粒级锡石选矿技术是提高我国锡矿资源综合利用率，增加锡矿山经济效益的必经之路。

CN101081377A公开了一种锡细泥浮选新方法，该法将锡细粒矿浆集中归类后，经过

的浓密机处理，浓密机沉砂全粒级进行第一步浮锡作业，浮选锡粗精矿加入碳酸钠分散浓缩，分散浓缩得到的沉砂进行第二步浮锡作业，浮锡作业加入碳酸钠、高分子鞣料、柠檬酸、酒石酸或腐殖酸进行调浆，抑制剂为六偏磷酸钠等，捕收剂为烷基羟肟酸、水杨羟肟酸、甲苯胂酸、精制塔尔油等。浮选锡精矿经沉淀后产出品位大于50％的锡精矿。此方法的缺点是不能有效处理含硫化矿和磁铁矿的微细粒锡石。

周源(一种难选钨锡细泥的综合回收工艺[J]，《矿产综合利用》，2001，11(3)：36-40)对某钨锡矿选矿厂精选废弃的细泥溢流进行钨锡回收的综合研究。试样为选矿厂浓密机的溢流，属于钨锡多金属含量的细泥物料。采用重-浮-磁-水冶的联合工艺流程，重选部分采用新型振动矿泥摇床和离心选矿机组合处理，钨综合回收率89％，锡综合回收率85％，且产品质量达到了冶炼优质品的要求。此方法回收微细粒级锡石的不足之处在于选用的离心选矿机，水冶设备等能耗大，生产成本高。

CN101884951A公开了一种细粒和微细粒锡石联合选矿工艺，该法采用两次浮选-磁选-脱泥脱水-重选组合，浮锡捕收剂为羟肟酸类或烷基磺化琥珀酰胺酸盐；抑制剂为烃基磷酸类或辛基聚氧乙烯醚。能够获得锡品位大于50％的精矿，此法的不足之处在于将脱泥脱水作业置于浮选作业之后，这样给矿中的矿泥会严重影响浮选作业，使其作业指标下降，此外浮锡捕收剂用量都在1g/t以下，对于绝大多数矿石来说，这样的捕收剂用量，回收率是不理想的。

CN1721080A公开了一种锡石矿石的选矿方法，该法采用两次粗选、一次扫选、三次精选流程。采用棒磨机选择性磨矿，大于0.039mm部分重选回收。由于磨矿过程中加入了磷酸三丁酯，矿石不需要预先脱泥，小于0.039mm的细粒级直接浮选回收锡石。采用此方法处理含Sn0.6～2.0％的给矿，可以获得锡精矿锡品位＞26％，回收率＞80％。此方法的不足之处在于选择性磨矿成本高，所得精矿品位偏低。

发明内容

本发明的目的是针对现有含泥量高的微细粒级锡石选矿方法中存在的回收率低、生产成本高、品位偏低等不足，提供一种含泥量10～30％的微细粒级锡石的选矿方法。

本发明的具体步骤如下：

1)微细粒级锡石给矿经旋流器脱泥，得到旋流器沉砂和脱泥尾矿；

2)将旋流器沉砂加水调浆至矿浆浓度25～30％，按给矿重量计，加入丁黄药100～300g/t，二号油20～40g/t，浮选脱除硫化矿，得到硫化矿和脱硫尾矿；

3)在0.1～0.3T磁场强度下，脱硫尾矿磁选除铁，得到铁精矿和除铁尾矿；

4)将除铁尾矿浓缩调浆至20～30％，加入碳酸钠200～400g/t，搅拌2～4分钟；加入六偏磷酸钠100～200g/t或羧甲基纤维素150～300g/t，搅拌2～4分钟；加入磷酸三丁酯80～120g/t，搅拌10～15分钟；再加入羟肟酸类捕收剂600～900g/t，搅拌2～4分钟；再加入二号油20～40g/t，搅拌1分钟，做一次粗选，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；

5)在一次粗选尾矿中加入磷酸三丁酯60～100g/t，搅拌10～15分钟；再加入羟肟酸类捕收剂100～200g/t，搅拌2～4分钟，做二次粗选，得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；

6)在二次粗选尾矿中加入羟肟酸类捕收剂50～100g/t，搅拌2～4分钟，做一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；

7)在一次扫选尾矿中加入羟肟酸类捕收剂50～100g/t，搅拌2～4分钟，做二次扫选，得到二次扫选精矿和浮选尾矿；

8)一次粗选精矿和二次粗选精矿合并后进行三次空白精选，得到浮选锡精矿；

9)摇床重选浮选锡精矿，得到锡精矿、锡中矿和摇床尾矿。

所述羟肟酸类捕收剂为水杨羟肟酸或苯异羟肟酸。

本发明采用旋流器脱泥、浮选脱除硫化矿、磁选除铁、浮选、摇床重选相结合的选矿方法，配合使用抑制剂碳酸钠加六偏磷酸钠或羧甲基纤维素抑制脉石，采用捕收剂羟肟酸类、辅助捕收剂磷酸三丁酯浮选微细粒锡石，是一种较好地解决含泥量高的微细粒锡石的选矿方法。

根据不同的给矿，采用不同规格的旋流器将微细粒锡石预先脱泥抛尾，脱除有价金属含量低且对浮选干扰大的-0.010mm部分，同时提高浮选的入选品位，这一作业可以抛除产率15～30％，锡含量小于15％的脱泥尾矿。浮选脱除硫化矿和磁选除铁可分别脱除硫化矿和铁磁性矿物，从而有效减少硫化矿和铁磁性矿物对后续浮选锡石的干扰，同时还可以进一步提高浮选作业的入选品位。锡石浮选作业采用强捕收剂羟肟酸类加辅助捕收剂磷酸三丁酯，明显强化了浮选对锡石的回收，可以获得锡品位5～10％的浮选锡精矿。利用摇床分选效果好的特点，浮选锡精矿经摇床重选产出锡精矿和锡中矿，其中锡精矿品位大于40％，锡回收率大于50％，锡中矿品位1～3％，锡回收率大于15％，锡精矿和锡中矿的总锡回收率大于65％。

本发明具有的特点：1.由于采用了旋流器脱泥、浮选脱除硫化矿、磁选除铁、浮选、摇床重选相结合的联合选矿方法，与现有技术相比，本发明能够有效的回收微细粒级锡石，获得较高品位的锡精矿；2.本发明与常规锡石浮选相比，采用碳酸钠加六偏磷酸钠或羧甲基纤维素组合抑制剂，能够较好地抑制脉石矿物，从而为锡石浮选创造良好的分离条件；3.由于辅助捕收剂磷酸三丁酯对锡石矿物有凝聚作用，四价锡离子可与其生成沉淀，在锡石矿物表面沉积，从而发生疏水作用，既增强了锡石表面的疏水性，又强化了对微细粒锡石的回收。同时由于磷酸三丁酯与硅酸盐、铝硅酸盐、碳酸盐等脉石矿物的作用很弱，具有良好的选择性，可以提高锡石与脉石矿物之间的可浮性差异，故采用磷酸三丁酯作辅助捕收剂可以较好地改善对微细粒锡石的回收。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下是结合具体附图和实施例对本发明的进一步详细说明，以下实施例只是作为对本发明的具体说明，并不代表对本发明应用的限制。

实施例1

给矿为中国云南某地锡石多金属硫化矿，经FX200旋流器分级后，其中-0.043mm粒级的锡品位为0.963％。

采用FX75旋流器进行脱泥作业，得到产率26.12％的脱泥尾矿和旋流器沉砂；旋流器沉砂加水调浆至矿浆浓度26％后，按给矿重量计，加入捕收剂丁黄药300g/t，起泡剂二号油30g/t，进行脱除硫化矿作业，得到产率4.67％的硫化矿和脱硫尾矿；脱硫尾矿进行磁选除铁，磁场强度0.15T，得到产率12.88％、品位60.57％的铁精矿和除铁尾矿；浓缩除铁尾矿至矿浆浓度24％，加入调整剂碳酸钠200g/t，搅拌2分钟；六偏磷酸钠100g/t，搅拌2分钟；辅助捕收剂磷酸三丁酯80g/t，搅拌10分钟；捕收剂水杨羟肟酸900g/t，搅拌2分钟；起泡剂二号油25g/t，搅拌1分钟，进行一次粗选作业，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿加入磷酸三丁酯60g/t，搅拌10分钟，再加入水杨羟肟酸150g/t，搅拌2分钟，进行二次粗选作业，得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿，二次粗选尾矿加入水杨羟肟酸80g/t，搅拌2分钟，进行一次扫选作业，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选尾矿加入水杨羟肟酸80g/t，搅拌2分钟，进行二次扫选作业，得到二次扫选精矿和浮选尾矿；合并一次粗选精矿和二次粗选精矿进行三次空白精选，精选后，产出锡品位6.49％、回收率82.1％的浮选锡精矿，浮选尾矿品位0.07％；将浮选锡精矿给入摇床，摇床冲程17mm，冲次300次/分，得到锡品位40.48％、锡回收率53.9％的锡精矿，同时产出锡品位1.45％、锡回收率20.1％的锡中矿，全流程总锡回收率为74.0％。

实施例2

给矿为云锡某含锡多金属硫化矿选矿尾矿，锡品位为0.71％，-0.043mm粒级占71％，锡占有率达91％。

脱泥作业采用FX125旋流器，得到产率19.76％的脱泥尾矿和旋流器沉砂；

旋流器沉砂加水调浆至矿浆浓度25％后，按给矿重量计，加入捕收剂丁黄药200g/t，起泡剂二号油50g/t，进行脱除硫化矿作业，得到产率2.97％的硫化矿和脱硫尾矿；脱硫尾矿进行磁选除铁，磁场强度0.3T，得到产率5.97％、品位56.71％的铁精矿和除铁尾矿；除铁尾矿经浓缩调浆至矿浆浓度27％后，加入调整剂碳酸钠350g/t，搅拌3分钟；羧甲基纤维素200g/t，搅拌3分钟；辅助捕收剂磷酸三丁酯100g/t，搅拌15分钟；捕收剂苯异羟肟酸600g/t，搅拌4分钟；起泡剂二号油40g/t，搅拌1分钟；进行一次粗选作业，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿。一次粗选尾矿加入磷酸三丁酯50g/t，搅拌15分钟；加入苯异羟肟酸100g/t，搅拌4分钟，进行二次粗选作业，得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；二次粗选尾矿加入苯异羟肟酸50g/t，搅拌4分钟，进行一次扫选作业，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选尾矿加入苯异羟肟酸50g/t，搅拌4分钟，进行二次扫选作业，得到二次扫选精矿和浮选尾矿；合并一次粗选精矿和二次粗选精矿进行三次空白精选，精选后，产出锡品位5.87％的浮选锡精矿，回收率75.6％，浮选尾矿品位0.05％；将浮选锡精矿给入摇床，摇床冲程12mm，冲次270次/分，得到锡品位42.12％的锡精矿，锡回收率56.2％，同时产出锡品位1.57％的锡中矿，锡回收率13.5％，全流程总锡回收率为69.7％。

实施例3

给矿为中国广西某锡选厂老尾矿，锡品位为1.13％，-0.043mm粒级占57％，锡占有率为72％。

采用FX100旋流器进行脱泥作业，得到产率15.76％的脱泥尾矿和旋流器沉砂；旋流器沉砂加水调浆至矿浆浓度22％后，按给矿重量计，加入捕收剂丁黄药300g/t，起泡剂二号油40g/t，进行脱除硫化矿作业，得到产率2.97％的硫化矿和脱硫尾矿；脱硫尾矿进行磁选除铁作业，磁场强度0.2T，得到产率7.97％、品位61.65％的铁精矿和除铁尾矿；除铁尾矿经浓缩调浆至矿浆浓度23％后，加入调整剂碳酸钠400g/t，搅拌3分钟；六偏磷酸钠150g/t，搅拌3分钟；羧甲基纤维素200g/t，搅拌3分钟；辅助捕收剂磷酸三丁酯130g/t，搅拌13分钟；捕收剂水杨羟肟酸800g/t，搅拌4分钟；二号油40g/t，搅拌1分钟，进行一次粗选作业，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿加入磷酸三丁酯70g/t，搅拌13分钟；加入水杨羟肟酸200g/t，搅拌4分钟，进行二次粗选作业，得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；二次粗选尾矿加入水杨羟肟酸80g/t，搅拌4分钟，进行一次扫选作业，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选尾矿加入水杨羟肟酸80g/t，搅拌4分钟，进行二次扫选作业，得到二次扫选精矿和浮选尾矿；合并一次粗选精矿和二次粗选精矿进行三次空白精选，产出锡品位8.16％、回收率85.7％的浮选锡精矿，浮选尾矿品位0.06％；将浮选锡精矿给入摇床，摇床冲程18mm，冲次240次/分，得到锡品位47.16％、锡回收率61.7％的锡精矿，同时产出锡品位2.57％、锡回收率16.5％的锡中矿，全流程锡总回收率为78.2％。

Claims

1.一种微细粒级锡石的选矿方法，其特征是步骤如下：

4)将除铁尾矿浓缩调浆至20～30％，加入碳酸钠200～400g/t，搅拌2～4分钟；加入六偏磷酸钠100～200g/t或羧甲基纤维素150～300g/t，搅拌2～4分钟；加入磷酸三丁酯80～150g/t，搅拌10～15分钟；再加入羟肟酸类捕收剂600～900g/t，搅拌2～4分钟；再加入二号油20～50g/t，搅拌1分钟，做一次粗选，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；

9)摇床重选浮选锡精矿，得到锡精矿、锡中矿和摇床尾矿。

2.根据权利要求1所述的微细粒级锡石的选矿方法，其特征是所述羟肟酸类捕收剂为水杨羟肟酸或苯异羟肟酸。