CN108212507B - 一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺 - Google Patents

一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺。该选矿工艺利用超细提纯分级系统‑浮选联合流程处理尾矿中的细粒和微细粒锡石,其包括:将尾矿调浆通过隔筛后,先利用两个具有复合力场的超细提纯分级系统串联脱除5μm粒级细泥;第一个超细提纯分级系统的沉砂经超细磨后再返回得到第一个超细提纯分级系统,形成一个闭路循环。该工艺利用超细提纯分级系统替代了传统的重选设备脱泥,可显著脱除‑5μm的超细泥,消除大部分极微细的细泥对浮选的不利影响,起到预富集作用;简化了脱泥工艺,改善了脱泥效果。该工艺可以回收尾矿中细粒和极微细粒锡石的利用率,可带来很好的经济效益和社会效益。

Description

一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺
技术领域
本发明涉及一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺,属于选矿技术领域。
背景技术
锡石矿物的嵌布粒度直接关系到锡矿石资源利用率的高低。嵌布粒度微细的锡石,由于被其他矿物包裹。若实现锡石矿物的有效单体解离,需要将矿石细磨,而锡石由于其性脆、易碎等特殊物理性质,在碎矿、细磨过程中极易泥化或过粉碎,产生大量的次生矿泥,使得微细粒锡石回收困难。目前世界上锡矿山每年损失的锡30%左右是以细泥的形式损失的。
以常规的选矿方法回收尾矿中的微细粒锡石时,其效果较差。其原因一方面是由于脱泥时缺乏精细的粒度控制,细泥脱除率不高,且在脱泥时会损失部分锡石;另一方面是浮选回收微细粒锡石矿物时,由于锡石表面亲水性较强,需要捕收能力较强的捕收剂才能保证足够的回收率,但是由于锡石属于氧化矿,捕收锡石的同时,也会捕收大量与锡石可浮性相近的脉石,造成精矿品位低、回收率低,中矿再选效率低。
因此有必要开发一种新的工艺,对细粒和微细粒嵌布的锡石尾矿进行精细脱泥,提高中矿的再选效率,锡精矿的品位和回收率,提高锡石的回收率。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺,该工艺可以改善脱泥效果和提高中矿再选效率,显著提高细粒和微细粒锡石的选别指标。本发明所涉及的细粒和微细粒锡石是指尾矿中损失的锡石平均嵌布粒度小于20μm的锡矿石,且主要以包裹体或连生体形式存在。
为实现上述目的,本发明采用以下技术方案:
一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺,该选矿工艺利用超细提纯分级系统-浮选联合流程处理尾矿中的细粒和微细粒锡石,其包括:
将尾矿调浆通过隔筛后,先利用两个具有复合力场的超细提纯分级系统串联脱除5μm粒级细泥;
第一个超细提纯分级系统的沉砂经超细磨后再返回得到第一个超细提纯分级系统,形成一个闭路循环。
优选地,所述的选矿工艺具体包括以下步骤:
(1)将尾矿进行调浆后,利用0.3mm的隔筛将尾矿中的粗粒、铁屑或杂物隔除,通过0.3mm隔筛的物料进入φ50mm的超细提纯分级机;
(2)φ50mm超细提纯分级机溢流(-20μm)进入φ10mm超细提纯分级机;φ50mm超细提纯分级机沉砂(+20μm)经浓缩后进行超细磨,磨矿细度为-0.010mm75~90%,磨完后的矿浆再返回φ50mm超细提纯分级机;
(3)φ10mm超细提纯分级机溢流脱除5μm的细泥;φ10mm超细提纯分级机沉砂(+5μm)经调浆后进行浮选;
(4)浮选进行两次粗选,两次扫选,产出大尾矿,所有泡沫顺序返回;
(5)粗选泡沫进行四次精选,其中第一次精选尾矿进行两次扫选后,产出小尾矿,所有泡沫顺序返回。
优选地,在步骤(2)和步骤(3)中,超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-20%(重量比),φ10mm超细提纯分级机进浆压力为0.65~1.0MPa,φ50mm的超细提纯分级机进浆压力为0.1~0.6MPa。
本发明的优点在于:
本发明的选矿工艺利用超细提纯分级系统的复合力场的脱泥和预富集的作用,再通过对中矿进行合理处理,形成了一种新的合理的工艺流程。
(1)该工艺利用超细提纯分级系统替代了传统的重选设备脱泥,可显著脱除-5μm的超细泥,消除大部分极微细的细泥对浮选的不利影响,起到预富集作用;简化了脱泥工艺,改善了脱泥效果。
(2)该工艺在浮选过程中通过改变中矿的循环方式,第一次精选后的矿浆经两次扫选,作为小尾矿从流程中排出,及时排出大量脉石,大大减轻了中矿的循环量,有效降低了中矿的脉石含量,提高了中矿的再选效率。
(3)该工艺可以回收尾矿中细粒和极微细粒锡石的利用率,可带来很好的经济效益和社会效益。
附图说明
图1为本发明提供的处理尾矿超细锡石选矿工艺流程图。
图2为传统处理含锡尾矿组合工艺流程图,用于与本发明对比。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明做进一步说明,但本发明并不限于此。
如图1所示,作为本发明的选矿工艺的实施方式之一,其工艺流程为:
(1)将尾矿进行调浆后,利用0.3mm的隔筛将尾矿中的粗粒、铁屑或杂物隔除,通过0.3mm隔筛的物料进入
Figure BDA0001180222460000031
的超细提纯分级机。
(2)φ50mm超细提纯分级机溢流(-20μm)进入φ10mm超细提纯分级机;φ50mm超细提纯分级机沉砂(+20μm)经浓缩后进行超细磨,磨矿细度为-0.010mm75~90%,磨完后的矿浆再返回φ50mm超细提纯分级机。
(3)φ10mm超细提纯分级机溢流(-5μm)脱除5μm的细泥;φ10mm超细提纯分级机沉砂(+5μm)经调浆后进行浮选。
在步骤(2)和步骤(3)中,超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-20%(重量比),φ10mm超细提纯分级机进浆压力为0.65~1.0MPa,φ50mm的超细提纯分级机进浆压力为0.1~0.6MPa。
(4)浮选进行两次粗选,两次扫选,产出大尾矿,所有泡沫顺序返回。
(5)粗选泡沫进行四次精选,其中第一次精选尾矿进行两次扫选后,产出小尾矿,所有泡沫顺序返回。
在步骤(4)中,浮选粗选、扫选的矿浆浓度为30~35%,粗选一依次加入300~800g碳酸钠调整剂、600~1800g羟肟酸捕收剂、30~50g 2#油起泡剂;粗选二依次加入300~800g碳酸钠调整剂、600~1600g羟肟酸捕收剂、20~40g 2#油起泡剂;扫选一添加300~900g羟肟酸捕收剂、15~25g 2#油起泡剂;扫选二添加200~600g羟肟酸捕收剂、5~20g 2#油起泡剂;粗选一、粗选二、扫选一、扫选二浮选时间分别为5~10min,5~10min、5~9min和5~9min。
在步骤(5)中,精选矿浆浓度为15~25%,精选一加入200~600g水玻璃调整剂,精选二加入100~500g水玻璃调整剂。精选扫选的矿浆浓度为15~20%,精扫一加入200~600g水玻璃调整剂、100~400g羟肟酸捕收剂、5~20g 2#油起泡剂;精扫二加入50~300g羟肟酸捕收剂、5~20g 2#油起泡剂。
以上所有药剂用量均按每吨原矿计。
实施例1
云南某重选含锡尾矿,矿石中的含锡矿物主要为锡石,锡石的损失形态主要为锡包裹体形式存在,平均嵌布粒度为15μm,单体解离度为32.05%,脉石矿物主要是云母、石英和长石。尾矿中含锡0.36%。
利用本发明方法,将该尾矿调浆通过隔筛后,进入φ50mm的超细提纯分级机,浓度为8%(重量比),进浆压力为0.50MPa;φ50mm的超细提纯分级机的溢流进入φ10mm的超细提纯分级机,进浆压力0.85MPa,φ50mm的超细提纯分级机沉砂(+20μm)经浓缩后进行超细磨,磨矿细度为-0.010mm 80%,磨完后的矿浆再返回φ50mm的超细提纯分级机形成闭路循环。φ10mm超细提纯分级机的溢流(-5μm)作为细泥排出,沉砂经过调浆后进行浮选,经过两次粗选,两次扫选后,产出大尾矿;粗选泡沫进行四次精选,其中第一次精选尾矿进行两次扫选后,产出小尾矿,所有泡沫均顺序返回;粗选矿浆浓度为30%,粗选一加入500g碳酸钠调整剂、800g羟肟酸捕收剂、45g 2#油起泡剂;粗选二加入400g碳酸钠调整剂、600g羟肟酸捕收剂、25g 2#油起泡剂;扫选一添加400g羟肟酸捕收剂、15g 2#油起泡剂;扫选二添加200g羟肟酸捕收剂、10g 2#油起泡剂。粗选一、粗选二、扫选一、扫选二浮选时间分别为9min,8min、6min和6min。精选矿浆浓度为20%,精选一加入300g水玻璃调整剂,精选二加入200g水玻璃调整剂;精选扫选的矿浆浓度为20%,精扫一加入200g水玻璃调整剂、300g羟肟酸捕收剂、10g 2#油起泡剂;精扫二加入200g羟肟酸捕收剂、10g 2#油起泡剂。
工艺流程见图1,试验结果见表1。采用常规组合工艺流程见图2,所用药剂种类与用量参照本发明相关参数,试验结果见表1。
表1不同工艺结果
Figure BDA0001180222460000041
实施例2
广西某含锡老尾矿,矿石中的含锡矿物主要为锡石,锡石在尾矿中的损失形态为微细嵌布的包裹体,平均嵌布粒度为18μm。脉石矿物主要是绢云母、石英和高岭石。尾矿中含锡0.41%。
利用本发明方法,将该尾矿调浆通过隔筛后,进入φ50mm的超细提纯分级机,浓度为10%(重量比),进浆压力为0.46MPa;φ50mm的超细提纯分级机的溢流进入φ10mm的超细提纯分级机,进浆压力0.94MPa,φ50mm的超细提纯分级机沉砂(+20μm)经浓缩后进行超细磨,磨矿细度为-0.010mm 86%,磨完后的矿浆再返回φ50mm的超细提纯分级机形成闭路循环。φ10mm超细提纯分级机的溢流(-5μm)作为细泥排出,沉砂经过调浆后进行浮选,浮选粗选矿浆浓度为35%,粗选一加入700g碳酸钠调整剂、1000g羟肟酸捕收剂、50g 2#油起泡剂;粗选二加入500g碳酸钠调整剂、800g羟肟酸捕收剂、30g 2#油起泡剂;扫选一添加600g羟肟酸捕收剂、20g 2#油起泡剂;扫选二添加500g羟肟酸捕收剂、15g 2#油起泡剂。粗选一、粗选二、扫选一、扫选二浮选时间分别为10min,8min、8min和6min。精选矿浆浓度为25%,精选一加入420g水玻璃调整剂,精选二加入300g水玻璃调整剂;精选扫选的矿浆浓度为20%,精扫一加入300g水玻璃调整剂、400g羟肟酸捕收剂、15g 2#油起泡剂;精扫二加入300g羟肟酸捕收剂、10g 2#油起泡剂。
工艺流程见图1,试验结果见表2。采用常规组合工艺流程见图2,所用药剂种类与用量参照本发明相关参数,试验结果见表2。
表2不同工艺结果
Figure BDA0001180222460000051
从表1和表2试验结果可知,采用本发明工艺所得到的锡精矿中品位和回收率均远远高于常规组合工艺,尤其是中矿的再选效率,比常规组合工艺提高了近一倍。
因此,本发明工艺不仅大大提高了锡精矿的品位和回收率,而且改善了脱泥效果,与常规组合工艺比较,明显具有优越性。

Claims (2)

1.一种从尾矿中回收细粒和微细粒锡石的选矿工艺,其特征在于,该选矿工艺利用超细提纯分级系统—浮选联合流程处理尾矿中的细粒和微细粒锡石,其包括:
将尾矿调浆通过隔筛后,先利用两个具有复合力场的超细提纯分级系统串联脱除5μm粒级细泥;
第一个超细提纯分级系统的沉砂经超细磨后再返回到第一个超细提纯分级系统,形成一个闭路循环;具体包括以下步骤:
(1)将尾矿进行调浆后,利用0.3mm的隔筛将尾矿中粗粒、杂物隔除,通过0.3mm隔筛的物料进入φ50mm的超细提纯分级机;
(2)φ50mm超细提纯分级机的-20μm的溢流进入φ10mm超细提纯分级机;φ50mm超细提纯分级机的+20μm的沉砂经浓缩后进行超细磨,磨矿细度为-0.010mm 75~90%,磨完后的矿浆再返回φ50mm超细提纯分级机;
(3)φ10mm超细提纯分级机溢流脱除5μm的细泥;φ10mm超细提纯分级机的+5μm的沉砂经调浆后进行浮选;
(4)浮选进行两次粗选,两次扫选,产出大尾矿,所有泡沫顺序返回;
(5)粗选泡沫进行四次精选,其中第一次精选尾矿进行两次扫选后,产出小尾矿,所有泡沫顺序返回。
2.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,在步骤(2)和步骤(3)中,超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-20%(重量比),φ10mm超细提纯分级机进浆压力为0.65~1.0MPa,φ50mm的超细提纯分级机进浆压力为0.1~0.6MPa。
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