CN108296012B - 从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法。所述方法涉及到脱泥、调浆、粗选浮选、两次精选浮选以及两次扫选浮选。利用本发明的方法收集得到钴硫精矿，可以实现低品位钴硫的高效回收，得到高品位的钴硫精矿。

Description

从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法及系统，尤其涉及从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿的方法及系统。

背景技术

钴金属为贵重金属，我国许多铁矿都伴有钴硫成份。从目前已有的关于铁矿回收钴硫精矿的报道中可以看出目前研究的矿样细粒相对较粗，钴含量相对较高，选矿技术难度不大。但是很多铁矿的磁选尾矿细度较细，-200目含量到达85％以上，而且钴含量相对不高，甚至在200ppm以下，这大大增加了选别回收的难度。因此，目前还没有看到从细粒级、低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿的相关报道。因此，从铁尾矿中回收钴硫成分的工艺有待进一步研究改进。

发明内容

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，采用该方法可以对极细粒、超低钴含量的铁尾矿中的钴硫成分进行有效回收，得到高品位的钴硫精矿。

根据本发明的一个方面，本发明提出了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，包括以下步骤：

(1)对所述细粒铁尾矿进行脱泥处理；

(2)将脱泥后的产物进行调浆处理，以便得到矿浆；

(3)向所述矿浆中加入CMC、丁基黄药和2^#油，并进行粗选浮选，以便得到粗选精矿和粗选尾矿；

(4)将步骤(3)中得到的所述粗选精矿进行第一精选浮选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，其中将所述第一精选尾矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

将所述第一精选精矿进行第二精选浮选，得到第二精选精矿作为最终得到的钴硫精矿和第二精选尾矿；

将所述第二精选尾矿返回进行第一精选浮选；

(5)向步骤(3)中得到的粗选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，并进行第一次扫选浮选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，其中将所述第一扫选精矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

向所述第一扫选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，进行第二扫选浮选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；

将所述第二扫选精矿返回进行第一扫选浮选。

根据本发明上述实施例的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，需首先对所述细粒铁尾矿进行脱泥处理。由于原料中大多数铁矿选矿的磨矿细度较细，经常用到多段磨矿，而且矿石本身含泥量较多，导致细粒铁尾矿中的细泥含量大大增加。细泥会吸附在有用矿物表面，降低其可浮性，并会吸附大量选矿药剂，对浮选造成极大的不利影响。在调浆之前进行脱泥处理，并充分利用钴硫矿物和细泥矿物比重的差异，在脱泥的同时起到有用矿物预富集的目的，提高了浮选作业的钴入选品位。然后利用CMC作为调整剂、丁基黄药作为捕收剂和2^#油作为起泡剂，对调浆后的铁尾矿进行粗选浮选、两次精选浮选和两次扫选浮选，收集经过两次精选浮选的钴硫精矿作为最终制备得到的钴硫精矿，可以提高细粒铁尾矿中钴硫成分的回收率，实现钴硫的高效回收，得到高品位的钴硫精矿。采用本发明的方法适用于从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿，尤其适用于从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿。

另外，根据本发明上述实施例的从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿的方法还可以具有如下附加的技术特征：

在本发明的一些实施例中，所述细粒铁尾矿粒度小于75微米的颗粒占80～95重量％，所述细粒铁尾矿中钴品位为小于200ppm，优选为100～200ppm。由此可以有效针对细粒铁尾矿，尤其是极细粒、超低钴含量的铁尾矿中的钴硫成分进行有效回收。

在本发明的一些实施例中，步骤(1)中利用旋流器对所述细粒铁尾矿进行脱泥处理。旋流器的工作原理是离心沉降、其可以利用流体压力产生旋转运动，将浆料以一定的速度进入旋流器，遇到旋流器器壁后被迫作回转运动，由于所用到的离心力不同，料浆中的固体粗颗粒所受的离心力大，能够克服水力阻力向器壁运动，并在自身重力的共同作用下，沿器壁螺旋向下运动，细而小的颗粒及大部分水则因所受的离心力小，未及靠近器壁即随料浆做回转运动。在后续给料的推动下，料浆继续向下和回转运动，于是粗颗粒继续向周边浓集，而细小颗粒则停留在中心区域，颗粒粒径由中心向器壁越来越大，形成分层排列。从而实现有效分离。

在本发明的一些实施例中，步骤(1)中对所述细粒铁尾矿的脱泥率为20～40％。根据所述细粒铁尾矿中细泥矿物(-10μm)即10μm以下的细泥矿物在所述细粒铁尾矿中所占到的比重，从而确定脱泥的产率。通过实验证实，对所述细粒铁尾矿的脱泥率一般在20～40％之间，即经过脱泥处理，去除的物质占所述细粒铁尾矿的比重一般在20～40％之间。

在本发明的一些实施例中，步骤(2)中所述矿浆的浓度为25％～35％。由此可以进一步提高粗选浮选的效率。

在本发明的一些实施例中，步骤(3)中，基于每吨铁尾矿，所述粗选浮选中所述CMC、所述丁基黄药和所述2^#油的加入量分别为90～120g、30～60g和10～15g。本发明实施例中，优化出了粗选浮选中细粒铁尾矿与CMC、丁基黄药和2^#油的最佳配比，采用该配比可使粗选浮选中细粒矿具有更好疏水性，并增大细粒矿在气泡上的附着力，提高细粒矿与气泡的粘附速度，进而使细粒矿在粗选浮选时具有更好的可浮性，此外，细粒铁尾矿中存在的大量矿泥在CMC的作用下具有较好的亲水性，不易形成疏水絮团，降低细泥的可浮性，能够显著降低细泥对浮选作业的影响。由此，可以进一步提高粗选浮选的效率，而且还可以避免原料的浪费。

在本发明的一些实施例中，步骤(5)中，基于每吨铁尾矿，所述第一扫选浮选中所述丁基黄药和所述2^#油的加入量分别为15～30g和5～10g。由此可以保证钴硫精矿的钴回收率。

在本发明的一些实施例中，步骤(5)中，基于每吨铁尾矿，所述第二扫选浮选中所述丁基黄药和所述2^#油的加入量分别为15～30g和5～10g。由此可以保证钴硫精矿的钴回收率。

在本发明的一些实施例中，步骤(3)中所述粗选浮选的时间为3～5min。由此，可以使得极细粒、超低钴含量的铁尾矿中的钴硫成分被有效分离出来。

在本发明的一些实施例中，步骤(4)中所述第一精选浮选的时间为3～5min，所述第二精选浮选的时间为3～4min。由此，可以使得极细粒、超低钴含量的铁尾矿中的钴硫成分被有效分离出来。

在本发明的一些实施例中，步骤(5)中所述第一扫选浮选的时间为3～5min，所述第二扫选浮选的时间为2～3min。由此，可以使得极细粒、超低钴含量的铁尾矿中的钴硫成分被有效分离出来。

在本发明的一些实施例中，所述最终得到的钴硫精矿中钴品位为3500～4500ppm、钴回收率为50～60％。

在本发明的一些实施例中，步骤(4)中所述第一精选浮选和所述第二精选浮选均为空白精选，不添加选矿药剂。

根据本发明的另一方面，本发明提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统，所述系统包括如下装置：

脱泥装置，所述脱泥装置包括原料入口和脱泥原料出口，所述脱泥原料出口和所述调浆装置入口相连；

调浆装置，所述调浆装置具有调浆装置入口和浆料出口；

粗选浮选装置，所述粗选浮选装置具有粗选浮选入口、粗选精矿出口和粗选尾矿出口，所述粗选浮选入口和所述浆料出口相连；

精选浮选装置，所述精选浮选装置具有精选浮选入口、精选尾矿出口和精选精矿出口，所述精选浮选入口和所述粗选精矿出口相连；

扫选浮选装置，所述扫选浮选装置具有扫选浮选入口、扫选尾矿出口和扫选精矿出口，所述扫选精矿出口和所述粗选浮选入口相连。

另外，根据本发明上述实施例的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统，所述系统还可以具有如下附加的技术特征：

根据本发明的一些实施例，所述系统进一步包括：

根据本发明的一些实施例，所述脱泥装置为旋流器。

根据本发明的一些实施例，所述精选浮选装置设置为一个或者两个以上。本领域技术人员可以根据实际需要以及装置成本的考虑，可以通过设置一个或者多个精选浮选装置，包括两个或者三个精选浮选装置，从而实现两次或者多次精选浮选，从而提高最终钴硫精矿的品位。

根据本发明的一些实施例，所述扫选浮选装置设置为一个或者两个以上。本领域技术人员可以根据实际需要以及装置成本的考虑，可以通过设置一个或者多个扫选浮选装置，包括两个或者三个扫选浮选装置，从而实现两次或者多次扫选浮选，从而提高最终钴硫精矿的钴的回收率。

根据本发明的一些实施例，所述粗选浮选装置进一步包括CMC原料入口，2^#油入口和丁基黄药入口。

根据本发明的一些实施例，所述扫选浮选装置进一步包括2^#油入口和丁基黄药入口。

本发明的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统，适用于从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿，特别适用于从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿，具体适用于从粒度小于75微米的颗粒占80～95重量％，钴品位小于200ppm的铁尾矿中回收钴硫精矿。

本发明所取得的有益效果为：本发明的方法适用于从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿，尤其适用于从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿，极大的提高了得到的钴硫精矿中的钴的品位以及钴的回收率，使得钴品位从细粒铁尾矿中小于200ppm，最终使钴硫精矿中钴品位富集到3500～4500ppm、钴的回收率也达到50～60％。

本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。

附图说明

本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：

图1为根据本发明的一个实施例的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法的流程图。

图2为根据本发明的一个实施例的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统的图。

图3为根据本发明的一个实施例的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统的图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

利用铁尾矿回收钴硫精矿的工艺研究中，当铁尾矿的粒度很细，钴含量过低时，大大增加了浮选回收钴硫成分的难度。而且，由于铁尾矿粒度很细时，会存在大量的细泥，使得浮选回收钴硫成分的难度进一步增加。

为此，根据本发明的一个方面，本发明提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，如图1所示，包括如下步骤：

(1)脱泥：利用旋流器对细粒铁尾矿(原矿)进行脱泥处理；(2)调浆：将细粒铁尾矿进行调浆，以便得到矿浆；(3)粗选浮选：向矿浆中加入CMC、丁基黄药和2^#油，并进行粗选浮选，以便得到粗选精矿和粗选尾矿；(4)精选浮选：将步骤(3)中得到的所述粗选精矿进行第一精选浮选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，其中将所述第一精选尾矿返回步骤(3)进行粗选浮选；将所述第一精选精矿进行第二次精选浮选，得到第二精选精矿和第二精选尾矿；将所述第二精选尾矿返回进行第一精选浮选；(5)扫选浮选：向步骤(3)中得到的粗选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，并进行第一扫选浮选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，其中将所述第一扫选精矿返回步骤(3)进行粗选浮选；向所述第一扫选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，进行第二扫选浮选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；将所述第二扫选精矿返回进行第一扫选浮选。

根据本发明的具体实施例，首先对所述细粒铁尾矿利用旋流器进行脱泥处理。大多数铁矿选矿的磨矿细度较细，经常用到多段磨矿，而且矿石本身含泥量较多，导致细粒铁尾矿中的细泥含量大大增加。细泥会吸附在有用矿物表面，降低其可浮性，并会吸附大量选矿药剂，对浮选造成极大的不利影响。在调浆之前进行脱泥处理，并充分利用钴硫矿物和细泥矿物比重的差异，在脱泥的同时起到有用矿物预富集的目的，提高了浮选作业的钴入选品位。根据一种具体实施例，利用旋流器进行脱泥处理，可以充分利用钴硫矿物和细泥矿物比重的差异，在脱泥的同时起到有用矿物预富集的目的，提高了浮选作业的钴入选品位。

根据本发明的具体实施例，CMC(羧甲基纤维素)能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加矿泥的亲水性，降低细泥形成疏水絮团的可能性，从而减少细泥对浮选作用的影响；通过选用CMC作为调整剂、丁基黄药作为捕收剂和2^#油作为起泡剂，并结合粗选浮选和两次精选浮选以及两次扫选浮选工艺，可以有效回收细粒铁尾矿中的钴硫成分。

在本发明的另一方面，本发明提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统，下面参考附图2对本发明的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统进行详细描述。根据本发明的实施例，该系统包括：脱泥装置50、调浆装置10、粗选浮选装置20、精选浮选装置30和扫选浮选装置40。

根据本发明的具体实施例，所述脱泥装置50包括原料入口51和脱泥原料出口52，所述脱泥原料出口52和所述调浆装置入口11相连。

根据本发明的具体实施例，调浆装置10具有调浆装置入口11和浆料出口12。由此，利用调浆装置可以将原料调配成一定浓度的矿浆。

根据本发明的具体实施例，粗选浮选装置20具有粗选浮选入口21和粗选精矿出口25和粗选尾矿出口26，所述粗选浮选入口21和所述浆料出口12相连。根据本发明的具体实施例，所述粗选浮选装置20可以进一步具有CMC入口22、2#油入口23以及丁基黄药入口24。可以方便药剂与浆料混合。

根据本发明的具体实施例，所述粗选浮选装置20中药剂CMC、2^#油以及丁基黄药也可以按照一定比例混合后从其中任何一个入口，例如CMC入口22、2^#油入口23以及丁基黄药入口24中进入，或者也可以从以管道的形式从粗选浮选入口21中进入。例如通过配置加药管将不同的成分加入。

根据本发明的具体实施例，所述精选浮选装置30具有精选浮选入口31、精选尾矿出口32和精选精矿出口33，所述精选浮选入口31和所述粗选精矿出口25相连，所述精选尾矿出口32和所述粗选浮选入口21相连，所述精选精矿出口33和所述精选浮选入口31相连。

根据本发明的具体实施例，所述扫选浮选装置40具有扫选浮选入口41、扫选尾矿出口44和扫选精矿出口45，所述扫选精矿出口45与所述粗选浮选入口21相连，所述扫选尾矿出口44与所述扫选浮选入口41相连。根据本发明的具体实施例，所述扫选浮选装置40还可以进一步具有丁基黄药入口42和2^#油入口43，可以方便药剂与浆料混合。

根据本发明的具体实施例，所述扫选浮选装置40中丁基黄药和2#油可以按照一定的比例混合后，从丁基黄药入口42和2^#油入口43中的一个入口进入，也可以以管道的形式从扫选浮选入口41中进入。例如通过配置加药管将不同的成分加入。

根据本发明的又一具体实施方式，本发明还提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统，下面参考附图3对本发明的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统进行详细描述。根据本发明的实施例，该系统包括：脱泥装置50、调浆装置10、粗选浮选装置20、第一精选浮选装置300、第二精选浮选装置310和第一扫选浮选装置400以及第二扫选浮选装置410。

根据本发明的具体实施例，所述脱泥装置50包括原料入口51和脱泥原料出口52，所述脱泥原料出口52和所述调浆装置入口11相连。

根据本发明的具体实施例，调浆装置10具有调浆装置入口11和浆料出口12。由此，利用调浆装置可以将原料调配成一定浓度的矿浆。

根据本发明的具体实施例，粗选浮选装置20具有粗选浮选入口21和粗选精矿出口25和粗选尾矿出口26，所述粗选浮选入口21和所述浆料出口12相连。根据本发明的具体实施例，所述粗选浮选装置20可以进一步具有CMC入口22、2#油入口23以及丁基黄药入口24。可以方便药剂与浆料混合。

根据本发明的具体实施例，所述第一精选浮选装置300具有第一精选浮选入口301、第一精选尾矿出口302和第一精选精矿出口303，所述第一精选浮选入口301和所述粗选精矿出口25相连，所述第一精选尾矿出口302和所述粗选浮选入口21相连。

根据本发明的实施例，所述第二精选浮选装置300具有第二精选浮选入口311、第二精选尾矿出口312和第二精选精矿出口313，所述第二精选浮选入口311和所述第一精选精矿出口303相连，所述第二精选尾矿出口312和所述第一精选浮选入口301相连，从所述第二精选精矿出口313得到最终的钴硫精矿。

根据本发明的具体实施例，所述第一扫选浮选装置400具有第一扫选浮选入口401、第一扫选尾矿出口404和第一扫选精矿出口405，所述第一扫选精矿出口405与所述粗选浮选入口21相连。根据本发明的具体实施例，所述扫选浮选装置400还可以进一步具有丁基黄药入口402和2#油入口403，可以方便药剂与浆料混合。

根据本发明的具体实施例，所述第二扫选浮选装置410具有第二扫选浮选入口411、第二扫选尾矿出口414和第二扫选精矿出口415，所述第二扫选浮选入口411与所述第一扫选尾矿出口404相连，所述第二扫选精矿出口415与所述第一扫选浮选入口401相连，从所述第二扫选尾矿出口414得到最终的尾矿。根据本发明的具体实施例，所述扫选浮选装置410还可以进一步具有丁基黄药入口412和2#油入口413，可以方便药剂与浆料混合。

本发明提供的从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的系统尤其适用于从极细粒、超低钴含量的铁尾矿中回收钴硫精矿，极大的提高了所制备得到的钴硫精矿中的钴的品味以及钴的回收率。

下面将结合实施例对本发明的方案进行解释。本领域技术人员将会理解，下面的实施例仅用于说明本发明，而不应视为限定本发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件的，按照本领域内的文献所描述的技术或条件或者按照产品说明书进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规产品。

实施例1

实施例1提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，其中所用到的原料铁尾矿粒度为-200目占86％，钴品位为120ppm。具体的处理方法如下：

(1)脱泥：使用旋流器进行脱泥处理，细泥脱除产率为33％，制备得到经过处理后的旋流器底流；

(2)调浆：将旋流器底流配制成浓度为30％的矿浆；

(3)粗选浮选：向矿浆内加入CMC，CMC的用量为每吨干矿量加入100g，CMC的作用时间3min；然后加入丁基黄药和2^#油，丁基黄药用量为每吨干矿量加入50g，2#油的用量为每吨干矿量加入10g，加入丁基黄药和2^#油搅拌3min后进入粗选浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

(4)精选浮选：将步骤(3)中得到的粗选精矿进行第一次精选浮选，时间为3min，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，其中第一精选尾矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

将第一精选精矿进行第二次精选浮选，时间为3min，得到第二精选精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿返回第一次精选浮选；其中第二精选精矿作为最终制备得到的钴硫精矿；

(5)扫选浮选：向步骤(3)中得到的粗选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，丁基黄药用量为每吨干矿量加入20g，2#油的用量为每吨干矿量加入7g，并进行一次扫选浮选，时间为3min，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，其中第一扫选精矿返回步骤(3)进行粗选浮选；向第一扫选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，其中丁基黄药用量为每吨干矿量加入20g，2^#油的用量为每吨干矿量加入5g，并进行第二次扫选浮选，时间为2min，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿，第二扫选精矿返回进行第一次扫选浮选，第二扫选尾矿为最终尾矿。

最终得到的钴硫精矿钴品位为4012.33ppm，计算得到钴回收率为52.14％，其中钴回收率＝钴硫精矿产率*钴硫精矿钴品位/原料矿中钴的品位。

实施例2

实施例2提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，其中所用到的原料铁尾矿粒度为-200目占90％，钴品位为150ppm。具体的处理方法如下：

(1)脱泥：使用旋流器进行脱泥处理，细泥脱除产率为36％，制备得到经过处理后的旋流器底流。

(2)调浆：将旋流器底流配制成浓度为30％的矿浆；

(3)粗选浮选：向矿浆内加入CMC，CMC的用量为每吨干矿量加入105g，CMC的作用时间4min；然后加入丁基黄药和2^#油，丁基黄药用量为每吨干矿量加入53g，2^#油的用量为每吨干矿量加入10g，加入丁基黄药和2^#油搅拌4min后进入粗选浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

(4)精选浮选：将步骤(3)中得到的粗选精矿进行第一次精选浮选，时间为4min，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，其中第一精选尾矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

将第一精选精矿进行第二次精选浮选，时间为3min，得到第二精选精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿返回第一次精选浮选；其中第二精选精矿作为最终制备得到的钴硫精矿；

(5)扫选浮选：向步骤(3)中得到的粗选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，丁基黄药用量为每吨干矿量加入25g，2^#油的用量为每吨干矿量加入7g，并进行一次扫选浮选，时间为4min，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，其中第一扫选精矿返回步骤(3)进行粗选浮选；向第一扫选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，其中丁基黄药用量为每吨干矿量加入25g，2^#油的用量为每吨干矿量加入5g，并进行第二次扫选浮选，时间为3min，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿，第二扫选精矿返回进行第一次扫选浮选，第二扫选尾矿为最终尾矿。

最终得到的钴硫精矿钴品位为4213.55ppm，计算得到钴回收率为53.13％。

实施例3

实施例3提供了一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，其中所用到的原料铁尾矿粒度为-200目占91％，钴品位为170ppm。具体的处理方法如下：

(1)脱泥：使用旋流器进行脱泥处理，细泥脱除产率为39％，制备得到经过处理后的旋流器底流；

(2)调浆：将旋流器底流配制成浓度为30％的矿浆；

(3)粗选浮选：向矿浆内加入CMC，CMC的用量为每吨干矿量加入115g，CMC的作用时间4min；然后加入丁基黄药和2^#油，丁基黄药用量为每吨干矿量加入57g，2^#油的用量为每吨干矿量加入10g，加入丁基黄药和2^#油搅拌4min后进入粗选浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

(4)精选浮选：将步骤(3)中得到的粗选精矿进行第一次精选浮选，时间为4min，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，其中第一精选尾矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

将第一精选精矿进行第二次精选浮选，时间为3min，得到第二精选精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿返回第一次精选浮选；其中第二精选精矿作为最终制备得到的钴硫精矿；

(5)扫选浮选：向步骤(3)中得到的粗选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，丁基黄药用量为每吨干矿量加入30g，2^#油的用量为每吨干矿量加入10g，并进行一次扫选浮选，时间为4min，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，其中第一扫选精矿返回步骤(3)进行粗选浮选；向第一扫选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，其中丁基黄药用量为每吨干矿量加入25g，2^#油的用量为每吨干矿量加入7g，并进行第二次扫选浮选，时间为3min，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿，第二扫选精矿返回进行第一次扫选浮选，第二扫选尾矿为最终尾矿。

最终得到的钴硫精矿钴品位为4326.28ppm，计算得到钴回收率为55.67％。

此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (8)

1.一种从细粒铁尾矿中回收钴硫精矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：

(1)对所述细粒铁尾矿进行脱泥处理，得到脱泥后的产物；

所述细粒铁尾矿粒度小于75微米的颗粒占80～95重量％，所述细粒铁尾矿中钴品位为小于200ppm；

(2)对脱泥后的产物进行调浆处理，以便得到矿浆；

(3)向所述矿浆中加入CMC、丁基黄药和2^#油，并进行粗选浮选，以便得到粗选精矿和粗选尾矿；

(4)将步骤(3)中得到的所述粗选精矿进行第一精选浮选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，其中将所述第一精选尾矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

将所述第一精选精矿进行第二精选浮选，得到第二精选精矿作为最终得到的钴硫精矿和第二精选尾矿；

将所述第二精选尾矿返回进行第一精选浮选；

(5)向步骤(3)中得到的粗选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，并进行第一扫选浮选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，其中将所述第一扫选精矿返回步骤(3)进行粗选浮选；

向所述第一扫选尾矿中加入丁基黄药和2^#油，进行第二扫选浮选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；

将所述第二扫选精矿返回进行第一扫选浮选；

步骤(3)中，基于每吨铁尾矿，所述粗选浮选中所述CMC、所述丁基黄药和所述2^#油的加入量分别为90～120g、30～60g和10～15g；

步骤(5)中，基于每吨铁尾矿，所述第一扫选浮选中所述丁基黄药和所述2^#油的加入量分别为15～30g和5～10g；

步骤(5)中，基于每吨铁尾矿，所述第二扫选浮选中所述丁基黄药和所述2^#油的加入量分别为15～30g和5～10g；

其中所述最终得到的钴硫精矿中钴品位为3500～4500ppm、钴回收率为50～60％。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中利用旋流器对所述细粒铁尾矿进行脱泥处理。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中对所述细粒铁尾矿的脱泥率为20％～40％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中所述矿浆的浓度为25％～35％。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，

步骤(3)中所述粗选浮选的时间为3～5min。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中所述第一精选浮选的时间为3～5min，所述第二精选浮选的时间为3～4min。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)中所述第一扫选浮选的时间为3～5min，所述第二扫选浮选的时间为2～3min。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中所述第一精选浮选和所述第二精选浮选均为空白精选，不添加选矿药剂。

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