CN106984425A - 一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法，依据低品位微细粒锡矿石性质特点，采用粗磨‑除杂‑分质分级后，各个粒级进行分流处理，+0.1mm粒级再磨‑尼尔森选矿机重选，‑0.1～+0.038mm粒级螺旋溜槽‑矿泥摇床重选，‑0.038～+0.020mm粒级矿泥摇床重选，中矿再磨‑分质分级‑再选，锡细泥采用强化分散浮选‑离心机重选联合工艺进行选别。该方法能较好的适应微细粒‑细粒浸染体锡矿石，可操作性强，试验指标良好，可最大程度的降低尾矿含锡量，提高低品位锡矿资源利用率。

Description

一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法

技术领域

本发明涉及金属矿选矿技术领域，特别是涉及一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法。

背景技术

对于低品位细粒-微细粒斑岩型或银岩型低品位锡矿石，目前还没有一种合理的高效的选别工艺，采用传统窄粒级选别工艺或浮选工艺都难于获得理想指标。重选工艺迄今依旧是回收锡石的主要方法，浮选-重选是目前处理锡矿石的主体流程。在重选工艺选别方面，一般粗粒或中等粒度嵌布矿石多采用跳汰进行预选，螺旋溜槽-摇床联合工艺获得选别产品；中细粒度嵌布矿石多采用螺旋溜槽-摇床联合工艺；而对于微细粒级嵌布矿石一般细磨后采用螺旋溜槽-摇床联合工艺或浮选工艺。在窄粒级选别方面，为了便于管理，不同粒级都采用相同重选工艺流程，从而导致锡尾矿屡选屡有的现象，对于微细粒级的细泥，由于细泥具有质量小，比表面积大，表面能高等特性，目前因没有较好的回收措施而作为尾矿直接抛弃。由于上述原因，锡回收率仅仅在30～40％，尾矿含锡在0.12％以上，锡石大部分以包裹体、连生体抑或锡细泥的形式损失，资源利用率低。

发明内容

本发明提供了一种能适应细粒-微细粒浸染体低品位锡矿石的选别工艺，以获得合格的锡精矿，最大程度的降低尾矿含锡量，提高低品位锡矿资源利用率，特别适用于处理细粒-微细粒嵌布的斑岩型或银岩型低品位锡矿。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法，包括以下步骤：

A磨矿-除杂-分质分级：将原矿粗磨、除杂后进入水力旋流器进行脱泥，脱除-0.020mm粒级得到矿泥a，水力旋流器底流进入直线筛进行筛分，得到+0.1mm粒级，-0.1～+0.038mm粒级和-0.038～+0.020mm粒级；

B锡矿分流选别工艺：+0.1mm粒级进入磨机磨矿至磨矿细度-0.1mm占60.0～65.0％，再进入尼尔森选矿机进行选别，得到精矿1和尾矿1；-0.1～+0.038mm粒级进入螺旋溜槽进行二次分选得到螺旋溜槽作业精矿和尾矿2，螺旋溜槽作业精矿进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿2、中矿a和尾矿3；-0.038～+0.020mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿3、中矿b、尾矿4和矿泥b；

C锡中矿再磨-分质分级-再选：中矿a和中矿b合并，进入球磨机进行再磨，再磨排矿进入直线筛进行筛分，筛上+0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿4、中矿1和尾矿5，筛下-0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿5、中矿2、尾矿6和矿泥c；

D锡细泥浮选工艺：矿泥a、矿泥b和矿泥c合并后进行强化分散浮选，浮选精矿进入离心机进行重选，最终得到精矿6、中矿3和尾矿7；

其中，精矿1、精矿2、精矿3、精矿4、精矿5和精矿6合并为锡精矿，中矿1、中矿2和中矿3合并为锡中矿，尾矿1、尾矿2、尾矿3、尾矿4、尾矿5、尾矿6和尾矿7合并为最终尾矿。

可选的，步骤A中，所述粗磨、除杂是按每吨原矿干重计，将所述原矿加入水进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占50.0～55.0％，磨机排矿中依次添加捕收剂丁基黄药用量80～100g/t+丁铵黑药用量80～100g/t，起泡剂松醇油用量20～30g/t，浮选出硫化矿物，硫浮选尾矿磁选脱除铁矿物，磁选尾矿进入所述水力旋流器。

可选的，步骤B中，所述螺旋溜槽二次分选包括以下步骤：所述-0.1～+0.038mm粒级进入螺旋溜槽进行第一次分选获得粗精矿①、中矿①及尾矿①，中矿①进入螺旋溜槽进行第二次分选获得粗精矿②和尾矿②，粗精矿①与粗精矿②合并为所述螺旋溜槽作业精矿，尾矿①与尾矿②合并为所述尾矿2。

可选的，步骤B和C中，所述矿泥摇床两次粗选一次精选包括以下步骤：+0.038mm粒级进入矿泥摇床进行第一次分选获得粗精矿③、中矿③、尾矿③或-0.038粒级进入矿泥摇床进行第一次分选获得粗精矿③、中矿③、尾矿③及矿泥③，中矿③进入矿泥摇床进行第二次分选获得粗精矿④、中矿④及尾矿④，粗精矿③与粗精矿④合并进入矿泥摇床进行精选获得精矿⑤和中矿⑤，精矿⑤为所述矿泥摇床重选作业精矿，中矿④和中矿⑤合并为所述矿泥摇床重选作业中矿，尾矿③和尾矿④合并为所述矿泥摇床重选作业尾矿，矿泥③为所述矿泥摇床重选作业矿泥。

可选的，步骤C中，所述再磨的磨矿细度为-0.074mm占85.0～90.0％。

可选的，步骤D中，所述强化分散浮选是按所述矿泥的重量计，依次添加调整剂水玻璃用量200～300g/t+氟硅酸钠用量100～200g/t，捕收剂油酸用量600～800g/t+烷基羟肟酸钠200～300g/t，起泡剂松醇油用量20～30g/t。

可选的，步骤D中，所述离心机的转速为400～800r/min，冲洗水为3～8L/min。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述精矿1、精矿2、精矿3、精矿4、精矿5和精矿6的含锡量分别高于44％。

需要说明的是，本发明的粒级，通过“+”“-”分别表示大于、小于的关系，例如-0.020mm粒级是指粒度≤0.020mm的矿样，+0.1mm粒级是指粒度≥0.1mm的矿样，-0.1～+0.038mm粒级是指粒度≤0.1mm且≥0.038mm的矿样。

相较于现有技术，本发明具有以下有益效果：

1)矿石中的石英、锡石、黄玉等摩氏硬度大，且锡石的嵌布粒度细微，采用粗磨+中矿再磨及+0.1mm粒级单独再磨工艺，一是对目的矿物进行阶段解离，避免易磨矿物过磨，减少矿泥量，降低细粒级锡石的损耗，提高资源综合利用率；二是节能降耗，降低不必要的能耗及钢耗。

2)粒级不同，矿物特性也不同，通过分质分级，分流选别，选择各个粒级所适应的选矿工艺。+0.1mm粒级硬度大，锡石含量少，采用再磨-尼尔森重选工艺，选择性解离，通过放大重力倍数直接重选回收锡精矿；-0.1mm～+0.038mm粒级产率大，连生体多，采用螺旋溜槽-摇床联合工艺能合理控制抛尾临界点，获得较好锡产品指标；-0.038～+0.020mm粒级锡石解离度大，含量高，采用矿泥摇床可减少细粒级锡石的损失，快速回收优质锡石精矿；-0.020mm粒级(矿泥)采取强化分散浮选工艺可减轻泥质对微细粒锡石的影响，最大程度初步富集锡粗精矿，再采用离心机精选，可有效回收锡细泥中锡石，提高资源综合回收率。

3)放粗粗选操作，增置“把关”精选。矿泥摇床重选均采用两次粗选一次精选，一是打破常规的“一段重选作业获得精矿、中矿及尾矿”工艺流程，粗选操作不苛刻，无须专人专管，可确保尾矿含锡量降到最低，彻底抛尾；二是通过精选作业可稳定获得高品质的锡精矿，确保产品质量，同时可提高中矿的品位，拉大中矿与尾矿品位差值。

本发明工艺能较好的适应微细粒-细粒浸染体锡矿石，能获得高质量的锡精矿，最大程度的降低尾矿含锡量。粗磨+中矿再磨及+0.1mm粒级单独再磨工艺既能有效的避免过磨，又能节能降耗；分质分级能确保各个粒级间矿石性质的基本一致性，为选择合适的选别工艺提供了基础，同时压缩了细粒级分界线，降低了细粒级锡石随泥质一起流失的可能性；分流选别适应各个粒级的矿物分选特性，以保证各个粒级锡金属的有效回收；采用“两次粗选一次精选”摇床重选工艺流程抛尾彻底，可操作性强，能稳定获得高质量的锡精矿。

以下结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明；但本发明的一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法不局限于实施例。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

广东信宜银岩锡矿属花岗斑岩型锡矿床，锡石嵌布粒度细微，主要呈细粒星散状浸染嵌布于脉石矿物中，属极难选矿石，矿石主要由磁/赤铁矿、锡石、黄铁矿、黑钨矿、辉铋矿、石英、黄玉等组成，含Sn 0.29％、含Fe 2.48％、含TS 0.27％。锡石经粗磨-除杂-分质分级后，各个粒级分别进入其适应的选矿工艺流程进行选别，中矿再磨-分质分级-再选，锡细泥采用强化分散浮选-离心机重选联合工艺进行选别，最终获得合格的锡精矿。

实施例1

参考图1，以下均按每吨原矿干重计，将原矿按质量比1:0.6加入水进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占50％，磨机排矿中依次添加捕收剂丁基黄药用量80g/t+丁铵黑药用量80g/t，起泡剂松醇油用量20g/t，浮选出含硫矿物；硫浮选尾矿磁选脱除铁矿物，磁选尾矿依次进入水力旋流器和直线筛，分别得到+0.1mm粒级，-0.1～+0.038mm粒级和-0.038～+0.020mm粒级，-0.020mm粒级(矿泥a)。+0.1mm粒级进入磨机磨矿至磨矿细度-0.1mm占60.0％，再进入尼尔森选矿机进行选别，得到含Sn 46.67％的精矿1和尾矿1；-0.1～+0.038mm粒级进入螺旋溜槽进行二次分选，螺旋溜槽作业精矿进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn 51.45％的精矿2、中矿a、尾矿2和尾矿3；-0.038～+0.020mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn54.56％的精矿3、中矿b、尾矿4和矿泥b。中矿a和中矿b合并，进入球磨机进行再磨，磨矿细度为-0.074mm占85％，再磨排矿进入直线筛进行筛分，筛上+0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn 44.51％的精矿4、中矿1和尾矿5，筛下-0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn48.87％的精矿5、中矿2、尾矿6和矿泥c。矿泥a、矿泥b和矿泥c合并后，依次添加调整剂水玻璃用量200g/t+氟硅酸钠用量100g/t，捕收剂油酸用量600g/t+烷基羟肟酸钠200g/t，起泡剂松醇油用量20g/t进行强化分散浮选，浮选粗精矿进入离心机进行重选，最终得到含Sn49.11％的精矿6、中矿3和尾矿7。其中，精矿1、精矿2、精矿3、精矿4、精矿5和精矿6合并为锡精矿，中矿1、中矿2和中矿3合并为锡中矿，尾矿1、尾矿2、尾矿3、尾矿4、尾矿5、尾矿6和尾矿7合并为最终尾矿。

实施例2

参考图1，以下均按每吨原矿干重计，将原矿按质量比1:0.6加入水进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占55％，磨机排矿中依次添加捕收剂丁基黄药用量100g/t+丁铵黑药用量100g/t，起泡剂松醇油用量30g/t，浮选出含硫矿物；硫浮选尾矿磁选脱除铁矿物，磁选尾矿依次进入水力旋流器和直线筛，分别得到+0.1mm粒级，-0.1～+0.038mm粒级和-0.038～+0.020mm粒级，-0.020mm粒级(矿泥a)。+0.1mm粒级进入磨机磨矿至磨矿细度-0.1mm占65.0％，再进入尼尔森选矿机进行选别，得到含Sn 47.74％的精矿1和尾矿1；-0.1～+0.038mm粒级进入螺旋溜槽进行二次分选，螺旋溜槽作业精矿进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn 53.03％的精矿2、中矿a、尾矿2和尾矿3；-0.038～+0.020mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn 55.95％的精矿3、中矿b、尾矿4和矿泥b。中矿a和中矿b合并，进入球磨机进行再磨，磨矿细度为-0.074mm占90％，再磨排矿进入直线筛进行筛分，筛上+0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn 45.48％的精矿4、中矿1和尾矿5，筛下-0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到含Sn50.26％的精矿5、中矿2、尾矿6和矿泥c。矿泥a、矿泥b和矿泥c合并后，依次添加调整剂水玻璃用量300g/t+氟硅酸钠用量200g/t，捕收剂油酸用量800g/t+烷基羟肟酸钠300g/t，起泡剂松醇油用量30g/t进行强化分散浮选，浮选精矿进入离心机进行重选，最终得到含Sn50.38％的精矿6、中矿3和尾矿7。其中，精矿1、精矿2、精矿3、精矿4、精矿5和精矿6合并为锡精矿，中矿1、中矿2和中矿3合并为锡中矿，尾矿1、尾矿2、尾矿3、尾矿4、尾矿5、尾矿6和尾矿7合并为最终尾矿。实施例2只有药剂用量及磨矿细度与实施例1不同，其它条件与实施过程二者完全相同。试验结果见表1。以上两个实施例的实施情况表明，本发明工艺先进，能高效回收细粒-微细粒低品位锡矿中锡元素。

表1 各实施例试验结果

上述实施例仅用来进一步说明本发明的一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法，但本发明并不局限于实施例，凡是依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均落入本发明技术方案的保护范围内。

Claims (8)

1.一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法，其特征在于包括以下步骤：

A磨矿-除杂-分质分级：将原矿粗磨、除杂后进入水力旋流器进行脱泥，脱除-0.020mm粒级得到矿泥a，水力旋流器底流进入直线筛进行筛分，得到+0.1mm粒级，-0.1～+0.038mm粒级和-0.038～+0.020mm粒级；

B锡矿分流选别工艺：+0.1mm粒级进入磨机磨矿至磨矿细度-0.1mm占60.0～65.0％，再进入尼尔森选矿机进行选别，得到精矿1和尾矿1；-0.1～+0.038mm粒级进入螺旋溜槽进行二次分选得到螺旋溜槽作业精矿和尾矿2，螺旋溜槽作业精矿进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿2、中矿a和尾矿3；-0.038～+0.020mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿3、中矿b、尾矿4和矿泥b；

C锡中矿再磨-分质分级-再选：中矿a和中矿b合并，进入球磨机进行再磨，再磨排矿进入直线筛进行筛分，筛上+0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿4、中矿1和尾矿5，筛下-0.038mm粒级进入矿泥摇床进行两次粗选和一次精选得到精矿5、中矿2、尾矿6和矿泥c；

D锡细泥浮选工艺：矿泥a、矿泥b和矿泥c合并后进行强化分散浮选，浮选精矿进入离心机进行重选，最终得到精矿6、中矿3和尾矿7；

其中，精矿1、精矿2、精矿3、精矿4、精矿5和精矿6合并为锡精矿，中矿1、中矿2和中矿3合并为锡中矿，尾矿1、尾矿2、尾矿3、尾矿4、尾矿5、尾矿6和尾矿7合并为最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤A中，所述粗磨、除杂是按每吨原矿干重计，将所述原矿加入水进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占50.0～55.0％，磨机排矿中依次添加捕收剂丁基黄药用量80～100g/t+丁铵黑药用量80～100g/t，起泡剂松醇油用量20～30g/t，浮选出硫化矿物，硫浮选尾矿磁选脱除铁矿物，磁选尾矿进入所述水力旋流器。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤B中，所述螺旋溜槽二次分选包括以下步骤：所述-0.1～+0.038mm粒级进入螺旋溜槽进行第一次分选获得粗精矿①、中矿①及尾矿①，中矿①进入螺旋溜槽进行第二次分选获得粗精矿②和尾矿②，粗精矿①与粗精矿②合并为所述螺旋溜槽作业精矿，尾矿①与尾矿②合并为所述尾矿2。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤B和C中，所述矿泥摇床两次粗选一次精选包括以下步骤：+0.038mm粒级进入矿泥摇床进行第一次分选获得粗精矿③、中矿③、尾矿③或-0.038粒级进入矿泥摇床进行第一次分选获得粗精矿③、中矿③、尾矿③及矿泥③，中矿③进入矿泥摇床进行第二次分选获得粗精矿④、中矿④及尾矿④，粗精矿③与粗精矿④合并进入矿泥摇床进行精选获得精矿⑤和中矿⑤，精矿⑤为所述矿泥摇床重选作业精矿，中矿④和中矿⑤合并为所述矿泥摇床重选作业中矿，尾矿③和尾矿④合并为所述矿泥摇床重选作业尾矿，矿泥③为所述矿泥摇床重选作业矿泥。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤C中，所述再磨的磨矿细度为-0.074mm占85.0～90.0％。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤D中，所述强化分散浮选是按所述矿泥的重量计，依次添加调整剂水玻璃用量200～300g/t+氟硅酸钠用量100～200g/t，捕收剂油酸用量600～800g/t+烷基羟肟酸钠200～300g/t，起泡剂松醇油用量20～30g/t。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤D中，所述离心机的转速为400～800r/min，冲洗水为3～8L/min。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述精矿1、精矿2、精矿3、精矿4、精矿5和精矿6的含锡量分别高于44％。