CN105435957A - 一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺 - Google Patents

Abstract

一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，涉及矿物加工领域，特别涉及一种从选铜尾矿中经济高效回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物的选矿工艺，主要包括分级脱泥、锌硫混选-分离、摇床选锡三道流程组合的选矿工艺，可实现选铜尾矿中低品位铁闪锌矿及锡石矿物经济高效回收。

Description

一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺

技术领域

本发明涉及矿物加工领域，特别涉及一种从选铜尾矿中经济高效回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物的选矿工艺。

背景技术

近几十年我国对矿产资源的开发强度大，品位高、可选性好的矿产资源逐渐减少，矿产资源可持续供给能力下降。对于我国人口众多、资源相对不足的国情而言，矿产资源的综合利用特别是对伴生矿的回收利用，越来越受到人们的重视，同时如何经济高效的回收低品位矿产资源也是选矿领域面临的一大难题。

对于铜矿石中伴生的低品位铁闪锌矿及锡石矿物，特别是当锌品位0.5%左右、锡品位0.15%左右时，如对选铜尾矿采用常规的“优先选锌—浮选脱硫—摇床选锡”工艺流程回收锌锡矿物，存在回收效果差、生产成本高、经济效益低甚至亏本的问题，其主要原因有以下几个方面：一是矿浆物料中存在大量矿泥会无效消耗大量药剂，对锌硫浮选及锡石重选干扰较大，精矿品位和回收率均难以提高；二是矿浆浓度较低在同等干矿量情况下矿浆量明显增加，需增加浮选设备才能满足浮选时间需要，还需大量增加药剂用量保证浮选所需矿浆药剂浓度；三是低浓度浮选不利于粒度较粗或可浮选较差的锌硫矿物浮选，是锌锡选别指标难以提高的另一重要原因。另外，在锌硫选别时因铁闪锌矿可浮性差，需采用硫酸铜等活化剂预先活化，而活化铁闪锌矿的同时，硫铁矿也被活化，需消耗较多的活化剂确保铁闪锌矿充分活化，但硫铁矿被硫酸铜活化后很难被石灰抑制，导致后续锌硫分离困难，锌精矿品位和回收率均难以提高。常规的二段摇床选锡工艺为：一段、二段摇床流程产出锡品位25%左右的锡粗精矿，再对锡粗精矿脱硫，获得品位40%以上的合格锡精矿，该工艺适应用原矿含锡品位0.2%以上的情况；当入选物料含锡品位低于0.2%时，摇床精矿带变窄而难以操作控制，截取多了则锡精矿质量无法保证，截取少了又影响锡回收率，锡精矿质量和回收率均受到较大影响，因此，摇床操作处于两难境地，最终导致锡精矿质量和锡回收率两项技术指标均受到较大影响。由于上述因素的影响，采用常规工艺从铜尾矿中回收锌锡产品经济效益低甚至亏本，这部分伴生资源实际生产中往往没有得到充分回收利用。

发明内容

本发明针对目前采用常规工艺回收选铜尾矿中低品位铁闪锌矿及锡石矿物存在回收效果较差、经济效益低甚至亏本的问题，提出一种包括分级脱泥、锌硫混选-分离、摇床选锡三道工序组合的选矿工艺，可实现选铜尾矿中低品位铁闪锌矿及锡石矿物经济高效回收。

发明是这样实现的：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，由分级脱泥流程、锌硫混选-分离流程、摇床选锡流程构成，具体操作如下：

首先是分级脱泥流程：将选铜尾矿输送至Ф250mm旋流器组A中在0.06～0.10MPa压力条件下进行分级，得到沉砂和溢流两个产品，溢流采用Ф75mm旋流器组B在0.20～0.25MPa压力条件下进行脱泥，得到沉砂和溢流两个产品；

然后将上述旋流器组A和旋流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程：将合并后的沉砂加水调节浓度至38～45%，并依次加入1000～2500g/t浓硫酸、40～100g/t丁基黄药和20～60g/t松醇油，搅拌均匀后进入由粗选、精选、扫选作业组成的锌硫混选闭路浮选流程的粗选作业产出粗选精矿A和粗选尾矿A，在所述的锌硫混选闭路浮选流程粗选作业产出的尾矿A中分别加入30～60g/t硫酸铜和15～50g/t丁基黄药，由锌硫混选闭路浮选流程的扫选作业产出尾矿B；粗选精矿A由锌硫混选闭路浮选流程的精选作业精选后产出精矿B，然后对精矿B进行细磨至-37μm粒级含量占70%～80%，再进入由粗选、精选、扫选作业组成的锌硫分离闭路浮选流程，在粗选、精选作业步骤中还需加入石灰，加入的石灰量按锌硫粗精矿量计算为6000～10000g/t；在矿浆pH=10～12条件下进行锌硫分离选别，精矿端产出锌精矿，尾矿端产出硫精矿；

最后，将尾矿B输送至摇床选锡流程，通过由二段摇床组成的选锡流程得到锡粗精矿C和选锡尾矿C两个产品；将锡粗精矿C进行脱硫处理后得到锡粗精矿D，接着将锡粗精矿D采用摇床进一步精选，得到锡精矿、锡富中矿和精选尾矿三个产品，其中精选尾矿返回二段摇床选锡流程循环再选；选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。

更优选：该工艺在所述分级脱泥流程中，若选铜尾矿中锌品位在0.8%～1.2%之间或锡品位在0.16%～0.20%之间时，将脱泥旋流器组B的溢流进一步输送至Ф75mm旋流器组C中在0.20～0.25MPa压力条件下进行脱泥扫选，旋流器组C的沉砂与旋流器组A、旋流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程，旋流器组C的溢流与摇床选锡流程中的选锡尾矿C合并成总尾矿，直接抛尾。

更优选：该工艺所述选铜尾矿中含有磁性铁矿物时，选铜尾矿在进入分级脱泥流程之前，先输送到磁选除铁工序选出磁性铁矿物，再将磁选除铁尾矿输送至分级旋流器组A中。

有益技术效果

本发明采用“分级脱泥、锌硫混选—分离、摇床选锡”的工艺，实现了选铜尾矿中低品位铁闪锌矿及锡石矿物的经济高效回收，分级脱泥工序提高了后续锌锡选别作业的矿浆入选浓度，并脱除大部分矿泥，为后续锌锡矿物的经济高效回收创造了良好条件。首先，由于矿浆浓度提高、矿浆体积流量减少，从而减少了设备使用数量，同时降低了药剂用量；其次，脱除大部分矿泥，避免了矿泥对药剂的无效消耗，也减少了矿泥对锌锡选别过程的干扰，有利于提高选别效率，提升选别指标，并降低生产成本；另外，采用本发明的分级脱泥工序，可以最大限度的降低抛尾溢流中目的矿物损失率。

针对选铜尾矿中锌硫矿物含量不高的情况，将选锌与重选前的脱硫作业合二为一，进行锌硫矿物同步浮选，因锌硫混合精矿产率较小，后续锌硫粗精矿再磨、分离过程中所需的设备数量和药剂用量大大减少，从而简化了工艺流程，提高了选别效率，与常规选锌脱硫工艺相比生产成本大大降低。在锌硫混选粗选作业添加硫酸，活化大部分硫矿物、锌硫矿物连生体及有一定可浮性的铁闪锌矿，使其在粗选作业优先上浮，对于粗选作业没有活化上浮的少量锌、硫矿物，在锌硫扫选作业添加少量硫酸铜活化剂进一步使其活化上浮。其优越性体现在：一是降低了活化剂成本，因硫酸价格远远低于硫酸铜活化剂，先采用硫酸使大部分锌硫矿物上浮可明显降低硫酸铜活化剂用量，可使活化剂总成本明显下降；二是降低了锌硫分离难度，因硫酸活化机理是清洗矿物表面使其恢复原来的疏水性表面，硫矿物上浮后采用石灰容易抑制，而硫酸铜活化剂活化机理是在矿物表面形成类似于铜矿物疏水表面，硫矿物被硫酸铜活化上浮后采用石灰抑制难以抑制，因此本发明采用的锌硫活化剂组方可大大降低锌硫分离难度，为锌硫有效分离创造了良好条件。

针对摇床选锡工艺操作困难、选锡指标不理想的现状，本发明增加了锡粗精矿摇床精选作业，现有的二段摇床选锡流程只产出锡品位6～10%的锡粗精矿，锡粗精矿脱硫后进入摇床精选作业，产出锡品位40%以上的合格锡精矿、锡品位2.5%以上的锡富中矿两种最终产品，锡精选尾矿返回二段摇床再选。改进后的选锡流程能较好的适应低品位锡石选别，降低了摇床操作难度，在保证锡精矿品位的前提下明显提高了锡石回收率。

附图说明

图1：本发明实施例1的流程图；

图2：本发明实施例3的流程图；

图3：本发明实施例1-3中分级脱泥流程的流程图及效果数据；

图4：本发明实施例1-3中锌硫混选-分离流程的流程图；

图5：本发明实施例1-3中摇床选锡流程的流程图；

图6：本发明实施例1-3中分级脱泥流程的流程图及效果数据。

具体实施方式

下面结合附图及生产实践应用对本发明工艺技术作出进一步说明。

实施例1：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，主要包括分级脱泥、锌硫混选-分离、摇床选锡三道流程，具体步骤如下：

首先进行分级脱泥流程（见图3），将选铜尾矿输送到旋流器组A进行分级，旋流器组A的型号选用Ф250mm型，给矿压力0.06MPa，给矿浓度为20%，旋流器组A分级后产出沉砂及溢流两个产品；旋流器组A的溢流输送到旋流器组B中进行脱泥，旋流器组B型号选用Ф75mm型，给矿压力0.20MPa，给矿浓度为8%，得到沉砂及溢流两个产品，溢流主要为-10μm粒级的矿泥，可抛尾，旋流器组A的沉砂与旋流器组B的沉砂合并后进入锌硫混选-分离流程（见图4），将沉砂加水调浆至浓度为38%（按入选干矿重量计），依次加入1000g/t浓硫酸、40g/t丁基黄药和20g/t松醇油，搅拌均匀后先进行锌硫混选粗选，之后在锌硫混选粗选尾矿A中加入30g/t硫酸铜和15g/t丁基黄药后进行锌硫混选扫选，通过由粗选、精选、扫选组成[锌硫混选作业在生产实践中采用一次粗选、二次精选、二次扫选的内部流程结构；扫选二尾矿作为锌硫混选尾矿进入后续选锡流程，精选二精矿作为锌硫混选精矿]的锌硫混选闭路浮选流程产出精矿B及尾矿B；精矿B采用Ф250mm型旋流器进行分级，分级后的旋流器沉砂进入立式搅拌磨机进一步细磨，立式搅拌磨的排矿再返回Ф250mm型旋流器循环分级再磨，控制分级旋流器溢流中-37μm粒级含量占70%，旋流器溢流进入锌硫分离作业，粗选、精选共加入6000g/t石灰（相对锌硫粗精矿量计算），在矿浆pH=10条件下进行锌硫分离选别[锌硫分离作业在生产实践中采用一次粗选、二次扫选、三次精选的工艺流程结构]，最终得到锌精矿和硫精矿；尾矿B进入摇床选锡流程（见图5），本发明摇床选锡工艺在生产实践中首先采用二段摇床流程[首先将尾矿B经过第1段摇床把密度差异较大、已经单体解离的易选锡石先回收，物料经过摇床选别后分选出4个品位及粒级不同的产品，即自摇床床面左端向右端依次得到锡粗精矿、次精矿、中矿、尾矿四个产品；第1段摇床产出的次精矿经过分级再磨处理后进入第2段次精矿摇床再选，第1段摇床产出的中矿经过分级再磨处理后进入第2段中矿摇床再选，第1段摇床产出的尾矿利用第2段尾矿摇床再选，各段摇床选别都是分选出与第1段摇床相同的4个产品；第2段床次精矿摇床产出的次精矿与第2段中矿、尾矿摇床产出的锡粗精矿和次精矿合并进入第2段次精矿摇床前的Ф250mm型分级旋流器，旋流器沉砂进入磨机进一步再磨处理，分级溢流及再磨后的磨机排矿合并进入第2段次精矿摇床循环再选，第2段次精矿床产出的中矿、尾矿返回第2段中矿摇床前的Ф250mm型分级旋流器，分级再磨后最终进入第2段中矿摇床循环再选；第2段中矿、尾矿摇床产出的中矿和尾矿合并成为选锡尾矿；第1段摇床与第2段次精矿摇床产出的锡粗精矿合并称为锡粗精矿]选别出锡粗精矿C及选锡尾矿C，二段摇床产出的锡粗精矿C进入脱硫作业，脱除硫矿物后得到锡粗精矿D，接着锡粗精矿D进入精选摇床进一步选别提高锡精矿品位，精选摇床产出的精选尾矿返回第2段次精矿摇床循环再选，精选摇床产出的合格锡精矿及锡富中矿为选锡流程回收的产品；选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。

实施例2：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，主要包括分级脱泥、锌硫混选-分离、摇床选锡三道流程，具体步骤如下：

首先进行分级脱泥流程（见图3），将选铜尾矿输送到旋流器组A进行分级，旋流器组A的型号选用Ф250mm型，给矿压力0.10MPa，给矿浓度为30%，旋流器组A分级后产出沉砂及溢流两个产品；旋流器组A的溢流输送到旋流器组B中进行脱泥，旋流器组B型号选用Ф75mm型，给矿压力0.25MPa，给矿浓度为13%，得到沉砂及溢流两个产品，溢流主要为-10μm粒级的矿泥，可抛尾，旋流器组A的沉砂与旋流器组B的沉砂合并后进入锌硫混选-分离流程（见图4），将沉砂加水调浆至浓度为45%（按入选干矿重量计），依次加入2500g/t浓硫酸、100g/t丁基黄药和60g/t松醇油，搅拌均匀后先进行锌硫混选粗选，之后在锌硫混选粗选尾矿A中加入60g/t硫酸铜和50g/t丁基黄药后进行锌硫混选扫选，通过由粗选、精选、扫选组成[锌硫混选作业在生产实践中采用一次粗选、二次精选、二次扫选的内部流程结构；扫选二尾矿作为锌硫混选尾矿进入后续选锡流程，精选二精矿作为锌硫混选精矿]的锌硫混选闭路浮选流程产出精矿B及尾矿B；精矿B采用Ф250mm型旋流器进行分级，分级后的旋流器沉砂进入立式搅拌磨机进一步细磨，立式搅拌磨的排矿再返回Ф250mm型旋流器循环分级再磨，控制分级旋流器溢流中-37μm粒级含量占80%，旋流器溢流进入锌硫分离作业，粗选、精选共加入10000g/t石灰（相对锌硫粗精矿量计算），在矿浆pH=12条件下进行锌硫分离选别[锌硫分离作业在生产实践中采用一次粗选、二次扫选、三次精选的工艺流程结构]，最终得到锌精矿和硫精矿；尾矿B进入摇床选锡流程（见图5），本发明摇床选锡工艺在生产实践中首先采用二段摇床流程[首先将尾矿B经过第1段摇床把密度差异较大、已经单体解离的易选锡石先回收，物料经过摇床选别后分选出4个品位及粒级不同的产品，即自摇床床面左端向右端依次得到锡粗精矿、次精矿、中矿、尾矿四个产品；第1段摇床产出的次精矿经过分级再磨处理后进入第2段次精矿摇床再选，第1段摇床产出的中矿经过分级再磨处理后进入第2段中矿摇床再选，第1段摇床产出的尾矿利用第2段尾矿摇床再选，各段摇床选别都是分选出与第1段摇床相同的4个产品；第2段床次精矿摇床产出的次精矿与第2段中矿、尾矿摇床产出的锡粗精矿和次精矿合并进入第2段次精矿摇床前的Ф250mm型分级旋流器，旋流器沉砂进入磨机进一步再磨处理，分级溢流及再磨后的磨机排矿合并进入第2段次精矿摇床循环再选，第2段次精矿床产出的中矿、尾矿返回第2段中矿摇床前的Ф250mm型分级旋流器，分级再磨后最终进入第2段中矿摇床循环再选；第2段中矿、尾矿摇床产出的中矿和尾矿合并成为选锡尾矿；第1段摇床与第2段次精矿摇床产出的锡粗精矿合并称为锡粗精矿]选别出锡粗精矿C及选锡尾矿C，二段摇床产出的锡粗精矿C进入脱硫作业，脱除硫矿物后得到锡粗精矿D，接着锡粗精矿D进入精选摇床进一步选别提高锡精矿品位，精选摇床产出的精选尾矿返回第2段次精矿摇床循环再选，精选摇床产出的合格锡精矿及锡富中矿为选锡流程回收的产品；选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。

实施例3：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，主要包括分级脱泥、锌硫混选-分离、摇床选锡三道流程，具体步骤如下：

首先进行分级脱泥流程（见图3），将选铜尾矿输送到旋流器组A进行分级，旋流器组A的型号选用Ф250mm型，给矿压力0.08MPa，给矿浓度为25%，旋流器组A分级后产出沉砂及溢流两个产品；旋流器组A的溢流输送到旋流器组B中进行脱泥，旋流器组B型号选用Ф75mm型，给矿压力0.23MPa，给矿浓度为10%，得到沉砂及溢流两个产品，溢流主要为-10μm粒级的矿泥，可抛尾，旋流器组A的沉砂与旋流器组B的沉砂合并后进入锌硫混选-分离流程（见图4），将沉砂加水调浆至浓度为40%（按入选干矿重量计），依次加入2000g/t浓硫酸、80g/t丁基黄药和40g/t松醇油，搅拌均匀后先进行锌硫混选粗选，之后在锌硫混选粗选尾矿A中加入40g/t硫酸铜和35g/t丁基黄药后进行锌硫混选扫选，通过由粗选、精选、扫选组成[锌硫混选作业在生产实践中采用一次粗选、二次精选、二次扫选的内部流程结构；扫选二尾矿作为锌硫混选尾矿进入后续选锡流程，精选二精矿作为锌硫混选精矿]的锌硫混选闭路浮选流程产出精矿B及尾矿B；精矿B采用Ф250mm型旋流器进行分级，分级后的旋流器沉砂进入立式搅拌磨机进一步细磨，立式搅拌磨的排矿再返回Ф250mm型旋流器循环分级再磨，控制分级旋流器溢流中-37μm粒级含量占75%，旋流器溢流进入锌硫分离作业，粗选、精选共加入8000g/t石灰（相对锌硫粗精矿量计算），在矿浆pH=11条件下进行锌硫分离选别[锌硫分离作业在生产实践中采用一次粗选、二次扫选、三次精选的工艺流程结构]，最终得到锌精矿和硫精矿；尾矿B进入摇床选锡流程（见图5），本发明摇床选锡工艺在生产实践中首先采用二段摇床流程[首先将尾矿B经过第1段摇床把密度差异较大、已经单体解离的易选锡石先回收，物料经过摇床选别后分选出4个品位及粒级不同的产品，即自摇床床面左端向右端依次得到锡粗精矿、次精矿、中矿、尾矿四个产品；第1段摇床产出的次精矿经过分级再磨处理后进入第2段次精矿摇床再选，第1段摇床产出的中矿经过分级再磨处理后进入第2段中矿摇床再选，第1段摇床产出的尾矿利用第2段尾矿摇床再选，各段摇床选别都是分选出与第1段摇床相同的4个产品；第2段床次精矿摇床产出的次精矿与第2段中矿、尾矿摇床产出的锡粗精矿和次精矿合并进入第2段次精矿摇床前的Ф250mm型分级旋流器，旋流器沉砂进入磨机进一步再磨处理，分级溢流及再磨后的磨机排矿合并进入第2段次精矿摇床循环再选，第2段次精矿床产出的中矿、尾矿返回第2段中矿摇床前的Ф250mm型分级旋流器，分级再磨后最终进入第2段中矿摇床循环再选；第2段中矿、尾矿摇床产出的中矿和尾矿合并成为选锡尾矿；第1段摇床与第2段次精矿摇床产出的锡粗精矿合并称为锡粗精矿]选别出锡粗精矿C及选锡尾矿C，二段摇床产出的锡粗精矿C进入脱硫作业，脱除硫矿物后得到锡粗精矿D，接着锡粗精矿D进入精选摇床进一步选别提高锡精矿品位，精选摇床产出的精选尾矿返回第2段次精矿摇床循环再选，精选摇床产出的合格锡精矿及锡富中矿为选锡流程回收的产品；选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。

实施例1-3的技术效果：

根据图3分级脱泥流程在生产中的实际应用情况，脱泥溢流抛尾丢掉相对于原矿干矿量10～15%的矿泥，分级脱泥旋流器沉砂物料的浓度由25%左右提高到45%以上，矿浆体积流量减少60%左右；混合沉砂中-10μm粒级含量由16%左右下降到6%左右，抛尾溢流中-10μm粒级含量达到80%以上，脱泥溢流中目的金属的损失率仅5～8个百分点（详见表2）。预先分级脱泥工艺的应用，减少了选铜尾矿的矿浆体积量，改善了物料工艺性质，脱除了矿泥，为后续利用较少设备数量及生产成本实现锌锡矿物的经济高效回收创造了良好条件。选铜尾矿经过分级脱泥处理后，先将分级及脱泥粗选作业的旋流器沉砂合并、调浆、加药、混匀，经过锌硫混选分选工艺流程产出锌硫混合粗精矿B，锌硫混选精矿B经过分级再磨闭路循环处理后，在分级旋流器溢流中加入石灰，在高碱度条件下进行锌硫矿物的分离回收锌金属。经过生产实践表明：在原矿品位含锌0.3～0.6%的条件下，采用锌硫混选-分离工艺，可以获得精矿品位40%以上的锌精矿，锌精矿回收率30～40%（相对于原矿，铜精矿中锌损失率30~40%）（详见表3）。

在本发明锌硫混选-分离工艺应用前，采用常规锌硫回收工艺因设备需求数量较多、产品指标较低、生产成本偏高、经济效益出现亏损等因素的影响未进行锌矿物的回收。采用本发明工艺后，锌硫混选-分离作业设备配置数量减少40%，在同等设备数量条件下，由于分级脱泥工艺抛掉相对原矿产率12%左右的溢流矿泥、物料浓度提高，后续选锡设备也有富余能力，通过对磨矿机、选铜工艺设备优化改进后，实现了整体选矿生产能力提升10～15%，在此基础上与之前的常规锌硫选别工艺相比：按原矿处理量计算的动力成本下降30%，药剂成本下降65%，吨矿单位综合生产成本下降50%，在原矿含锌品位略有下降的情况下由之前的亏损状态实现盈利（详见表4）。

摇床回收锡矿物，是利用脉石与锡石密度较大的性质差异，根据不同矿物的密度差异在重力与摩擦力的共同作用效果下实现分选的原理，对经过分级箱分级后各个粒级的矿粒采用床条类型不同的摇床，分粒级、分选段的工艺结构逐级回收锡金属。

预先分级脱泥工序脱除了大量-10μm粒级的矿泥，减少了矿泥对摇床分选的干扰，脱泥后入选矿量下降10～15%，入选矿浆量减少60%左右，降低了摇床生产负荷，同时通过锌硫混选工序再进一步脱除影响锡石分选的硫化矿物，脱除矿泥及硫化矿物为摇床选锡创造了有利条件。摇床中间产品分级再磨强化矿粒单体解离度、通过中矿分类循环再选、锡粗精矿品位由之前的15～25%左右下调至6～10%，保证锡石粗精矿的回收率；然后采用摇床对锡粗精矿进一步精选，锡精矿品位由不采用摇床精选的30～35%之间提升至40%左右。同时锡精矿回收率由本发明工艺实施前的28%左右提升到38%左右，同时产出锡富中矿产品，促进了锡综合回收率的提升。

根据本发明工艺在2013年、2014年的生产实践中取得的良好应用效果：随着选矿整体生产能力增加10～15%且在相同摇床设备数量的前提条件下，原矿含锡品位在0.10～0.16%之间，获得精矿含锡品位40%以上的锡精矿，锡精矿回收率37%左右，同时获得含锡品位2.5%～3.0%的锡富中矿产品，锡富中矿回收率1.5%左右，锡综合回收率37%～40%（相对于原矿，其他产品及抛尾溢流中锡损失率15~25%）（详见表5）。

本发明摇床选锡工艺在原来二段摇床选锡、脱硫的基础上增加锡粗精矿精选摇床作业，基于“分级脱泥工序”的作用与原来的选锡工艺相比：按原矿处理量计算的摇床选锡工序动力成本下降10%左右，用水成本下降近20%，吨原矿矿单位生产成本下降20%左右。本发明工艺应用后，选锡指标大幅度提升且生产成本有所下降，锡产品经济效益在原来的基础上提升近50%左右（详见表6）。

实施例4：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，如选铜尾矿中锌锡品位相对较高时，如锌品位在0.8%或锡品位在0.16%时，为了减少脱泥的金属损失，分级脱泥流程可在实施例1的基础上将脱泥旋流器组B的溢流进一步输送至Ф75mm旋流器组C在0.20MPa压力条件下进行脱泥扫选，旋流器组C的沉砂与旋流器组A、溢流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程，旋流器组C的溢流与摇床选锡流程中的尾矿C合并成总尾矿，直接抛尾。

实施例5：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，如选铜尾矿中锌锡品位相对较高时，如锌品位在1.2%或锡品位在0.20%时，为了减少脱泥的金属损失，分级脱泥流程可在实施例1的基础上将脱泥旋流器组B的溢流进一步输送至Ф75mm旋流器组C在0.25MPa压力条件下进行脱泥扫选，旋流器组C的沉砂与旋流器组A、溢流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程，旋流器组C的溢流与摇床选锡流程中的尾矿C合并成总尾矿，直接抛尾。

实施例6：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，如选铜尾矿中锌锡品位相对较高时，如锌品位在1.0%或锡品位在0.18%时，为了减少脱泥的金属损失，分级脱泥流程可在实施例1的基础上将脱泥旋流器组B的溢流进一步输送至Ф75mm旋流器组C在0.23MPa压力条件下进行脱泥扫选，旋流器组C的沉砂与旋流器组A、溢流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程，旋流器组C的溢流与摇床选锡流程中的尾矿C合并成总尾矿，直接抛尾。

实施例4-6的技术效果：

在实施例1-3的基础上，增加旋流器组C脱泥扫选作业的分级脱泥混合沉砂中-10μm粒级含量由16%左右下降到7%左右，抛尾溢流中-10μm粒级含量达到90%以上，脱泥溢流中目的金属的损失率仅3～7%，虽然进入分级脱泥工艺的锌锡品位升高，但增加脱泥扫选作业后，抛尾溢流中锌、锡金属损失率在实施例1分级脱泥工艺的基础上下降1～2个百分点，最大限度的降低目的矿物的损失，其工艺流程技术参数（详见图6）。

当锌品位在0.8%～1.2%之间或锡品位在0.16%～0.20%之间，采用实施例2的分级脱泥工艺及实施例1的锌硫混选-分离和摇床选锡的工艺结构回收锌、锡产品，锌、锡指标由于原矿品位的升高，锌、锡精矿回收率在实施例1的基础上进一步提升3～5个百分点，本发明的工艺的技术经济效益更加优越，可以获得的锌、锡选别指标详见表1。

实施例7：一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，当选铜尾矿中含有磁性铁矿物时，为了减少磁性铁矿物对选锡的干扰，选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物的选矿工艺在实施例1-6任意一例的基础上先将选铜尾矿输送到磁选除铁流程选出磁性铁矿物，再将磁选除铁尾矿输送至分级旋流器组A进行分级及后续步骤（如图2）。

本发明相关实践数据：

本发明应用于某原矿处理能力1000t/d的选矿厂的生产，技术经济效果如下：

1）.选铜尾矿经过分级脱泥流程处理后，旋流器混合沉砂物料的工艺参数较未进行分级脱泥流程处理的选铜尾矿发生明显改变，旋流器混合沉砂与选铜尾矿相比：干矿量减少10%～15%，物料浓度由25%左右提升到45%以上，矿浆体积流量减少60%，脱泥后的沉砂中-10μm粒级含量可降至6%左右，脱泥旋流器溢流中-10μm粒级含量达到80%以上，实现直接抛尾，同时，目的矿物的回收率损失仅5～8个百分点，最大限度降低目的矿物的损失率（详见表2）。

2）.同等矿石条件下采用本发明的锌硫混选-分离流程较传统的“优先选锌、再浮选脱硫”工艺，在选锌指标、设备配置数量、动力药剂消耗、流程结构、经济效益等方面都具有明显的优势：根据本发明在生产实践应用的结果，在原矿品位含锌0.3～0.6%的条件下，可以获得精矿品位40%以上的锌精矿，锌精矿回收率30～40%（相对于原矿，铜精矿中锌损失率30~40%）（详见表3）。

在本发明锌硫混选-分离流程应用前，采用常规锌硫回收工艺因设备需求数量较多、产品指标较低、生产成本偏高、经济效益出现亏损等因素的影响未进行锌矿物的回收。采用本发明后，锌硫混选-分离流程作业设备配置数量减少40%，在同等设备数量条件下，由于分级脱泥工艺抛掉相对原矿产率12%左右的溢流矿泥、物料浓度提高，后续选锡设备也有富余能力，通过对磨矿机、选铜工艺设备优化改进后，实现了整体选矿生产能力提升10～15%，在此基础上与之前的常规锌硫选别工艺相比：按原矿处理量计算的动力成本下降30%，药剂成本下降65%，吨矿单位综合生产成本下降50%，在原矿含锌品位略有下降的情况下由之前的亏损状态实现盈利（详见表4）。

备注：一般情况下，锌精矿品位低于40%难以销售，表4中为便于比较，当锌精矿品位在30～40%之间时，锌金属的销售价格以含锌品位为40%的销售价格按品位每下降1%，销售价格扣款400元/金属吨计算得出。

3）.物料经预先分级脱泥及锌硫混选流程处理后，提升了进入选锡工序的矿浆浓度，缓解了摇床生产负荷，并解决了矿泥、硫化矿物对锡石有效分选的干扰，为锡石的回收奠定了基础条件。将锌硫混选的尾矿先利用二段摇床选锡流程分选出含锡品位6～10%的锡粗精矿，之后对锡粗精矿进行脱硫，采用摇床对脱硫后的锡粗精矿进一步精选，锡精矿品位由本发明工艺实施之前的30~35%范围波动稳定提高到40%以上，同时锡精矿回收率由本发明工艺实施之前的28%左右提升到38%左右，同时产出锡富中矿产品，促进了锡综合回收率的提升。根据本发明工艺2年的生产实践结果表明，原矿含锡品位在0.10～0.16%之间，获得精矿含锡品位40%以上的锡精矿，锡精矿回收率37%左右，同时获得含锡品位2.5%～3.0%的锡富中矿产品，锡富中矿回收率1.5%左右，锡综合回收率37%～40%（相对于原矿，其他产品及抛尾溢流中锡损失率15~25%）（详见表5）。

本发明摇床选锡流程在原来二段摇床选锡、脱硫的基础上增加锡粗精矿精选摇床流程作业，基于“分级脱泥流程”的作用与原来的选锡流程相比：相同摇床设备数量的条件下，由于整体选矿能力提升10～15%，，按原矿处理量计算的摇床选锡流程动力成本下降10%左右，用水成本下降近20%，吨原矿矿单位生产成本下降20%左右。本发明工艺应用后，选锡指标大幅度提升且生产成本有所下降，锡产品经济效益在原来的基础上提升近50%左右（详见表6）。

备注：分级脱泥工序增加的动力成本已在锌硫混选—分离流程工序中已计算，故在摇床选锡工艺不再重复计算。

综上所述，本发明采用“分级脱泥、锌硫混选—分离、摇床选锡”的流程工艺，实现了选铜尾矿中低品位铁闪锌矿及锡石矿物的高效回收，在满足生产成本的同时增创了可观的经济效益。

在不脱离本发明范围的情况下，还可以对发明进行各种变换及等同代替，因此，本发明专利不局限于所公开的具体实施过程，而应当包括落入本发明权利要求范围内的全部实施方案。

Claims (3)

1.一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，其特征在于，由分级脱泥流程、锌硫混选-分离流程、摇床选锡流程构成，具体操作如下：

首先是分级脱泥流程：将选铜尾矿输送至Ф250mm旋流器组A中在0.06～0.10MPa压力条件下进行分级，得到沉砂和溢流两个产品，溢流采用Ф75mm旋流器组B在0.20～0.25MPa压力条件下进行脱泥，得到沉砂和溢流两个产品；

然后将上述旋流器组A和旋流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程：将合并后的沉砂加水调节浓度至38～45%，并依次加入1000～2500g/t浓硫酸、40～100g/t丁基黄药和20～60g/t松醇油，搅拌均匀后进入由粗选、精选、扫选作业组成的锌硫混选闭路浮选流程的粗选作业产出粗选精矿A和粗选尾矿A，在所述的锌硫混选闭路浮选流程粗选作业产出的尾矿A中分别加入30～60g/t硫酸铜和15～50g/t丁基黄药，由锌硫混选闭路浮选流程的扫选作业产出尾矿B；粗选精矿A由锌硫混选闭路浮选流程的精选作业精选后产出精矿B，然后对精矿B进行细磨至-37μm粒级含量占70%～80%，再进入由粗选、精选、扫选作业组成的锌硫分离闭路浮选流程，在粗选、精选作业步骤中还需加入石灰，加入的石灰量按锌硫粗精矿量计算为6000～10000g/t；在矿浆pH=10～12条件下进行锌硫分离选别，精矿端产出锌精矿，尾矿端产出硫精矿；

最后，将尾矿B输送至摇床选锡流程，通过由二段摇床组成的选锡流程得到锡粗精矿C和选锡尾矿C两个产品；将锡粗精矿C进行脱硫处理后得到锡粗精矿D，接着将锡粗精矿D采用摇床进一步精选，得到锡精矿、锡富中矿和精选尾矿三个产品，其中精选尾矿返回二段摇床选锡流程循环再选；选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。

2.根据权利要求1所述的一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，其特征在于，在所述分级脱泥流程中，若选铜尾矿中锌品位在0.8%～1.2%之间或锡品位在0.16%～0.20%之间时，将脱泥旋流器组B的溢流进一步输送至Ф75mm旋流器组C中在0.20～0.25MPa压力条件下进行脱泥扫选，旋流器组C的沉砂与旋流器组A、旋流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程，旋流器组C的溢流与摇床选锡流程中的选锡尾矿C合并成总尾矿，直接抛尾。

3.根据权利要求1或者2任意一项所述的一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，其特征在于，所述选铜尾矿中含有磁性铁矿物时，选铜尾矿在进入分级脱泥流程之前，先输送到磁选除铁工序选出磁性铁矿物，再将磁选除铁尾矿输送至分级旋流器组A中。