CN110170381A - 一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法。所述方法为先将原矿石磨矿；通过浮选铜硫得到铜硫混合精矿和浮硫尾矿；再将浮硫尾矿经过磁选得到磁选精矿和磁选尾矿；然后将磁选尾矿采用特定的药剂经过浮选得到浮锡精矿和尾矿；最后将浮锡精矿离心选矿即可得到锡精矿和锡次精矿。本发明所述方法在锡石的浮选过程中，通过细粒锡石选择性絮凝，使用特定组合的抑制剂，可减少捕收剂的使用量，降低药剂成本，同时还保证锡石的回收品位和回收率不降低，锡品位大于40％，总回收率大于85％；所述方法采用不脱泥全浮选实现锡石高效富集，工艺流程短、技术指标好、回收产品结构优，在锡石的回收中应用价值高。

Description

一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，更具体地，涉及一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法。
背景技术
随着我国砂锡矿资源逐步减少，锡铜共生矿成为锡的主要来源之一。然而，该类锡资源普遍硫含量较高，黄铜矿与部分黄铁矿、磁黄铁矿等硫化矿之间可浮性差异较大，矿石性质复杂。值得注意的是，由于硫化矿物可浮性优于锡石，在锡石浮选前，若不有效脱除硫化矿势必会消耗锡石浮选药剂，增加选锡成本；此外，锡精矿对含硫杂质要求极为严格(S品位小于1％)，因此，选锡前脱硫作业显得十分重要。锡石具有性脆易碎特点，在碎磨过程中锡石不可避免损失于次生矿泥中，增加了锡石回收难度。据统计，我国每年损失的锡80％左右以细泥形式流失到尾矿中，因此，研究细粒锡石高效选别工艺，提高锡资源利用率具有重要意义。
目前，锡粗精矿分离方法主要有重选或重-浮联合工艺。传统重选选锡工艺对细粒锡石回收效果差，不仅锡回收率低，而且工艺十分繁琐，锡资源浪费极为严重。重-浮联合工艺需要对选锡物料进行分级，+0.043mm粗粒级进入重选工艺，-0.043+0.010mm细粒级脱泥后沉砂用浮选回收锡石，由于浮选工艺仅局限于细粒级的锡石，对入选粒级、矿泥含量控制极为严苛，以及含钙脉石矿物的选择性抑制，因此对分级稳定性、脱泥效率和浮选药剂筛选极为严格，其推广应用受限。随着选厂规模大型化，生产管理精细化方向发展，简短高效的选锡工艺流程是今后发展趋势。
中国专利(公开号CN101884951)公开了一种细粒和微细粒锡石联合选矿方法：将细粒和微细粒级锡石经过沉淀浓缩后进行脱硫浮选，实现硫化矿与氧化矿的分离，然后进行一次锡石浮选作业，获得含锡毛精矿，再经过磁选、脱泥浓缩和摇床作业，最终获得锡精矿。文中所述新方法工艺流程较为复杂，而关键的浮锡作业仅采用一次粗选，难以保证锡的回收率。陈瑜(云南都龙微细粒级锡石浮选试验研究.矿产综合利用,2018(04):32-36.)研究了都龙微细粒级锡石的回收，在处理入选细度-0.074mm占95％以上(-0.01mm低于10％)、锡品位0.55％的物料时，可获得浮锡精矿锡品位13.17％，锡作业回收率75.42％的技术指标。由于该物料锡石本身具有嵌布粒度细、入选物料粒度细、含泥少等特点，在较窄级别范围内实现了锡石的浮选回收。何名飞(细粒锡石浮选研究.矿冶工程,2008(04):29-31.)研究了从锌硫混浮脱磁尾矿中回收锡石，该工艺首先通过分级抛除+0.15mm粒级物料，然后浮选脱硫，浮硫尾矿进行一次浮锡闭路试验获得锡品位8.56％、回收率61.61％的浮锡精矿。由于该工艺处理物料硫含量较高，虽然选择了硫酸、硫酸铜等活化调浆，但是浮硫尾矿仍存部分可浮性较差的硫(硫品位1.74％)，影响后续锡石浮选作业；此外，从浮硫到浮锡作业的矿浆pH由酸变碱，势必增加了浮选药剂成本。
现有的锡石回收的方法中，难以保证回收工序简单、浮选药剂用量少、浮选药剂成本低的前提下，同时还保证回收的锡的品位较好及回收率较高，因此有必要对锡石回收的方法进行进一步的改进。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法。本发明所述方法采用全粒级浮选工艺实现锡石高效回收，具有工艺流程短，同时采用特定的混合药剂进行使用，使得药剂的使用量降低，药剂的成本减少，同时还保证锡石回收品位和回收率不降低，且回收的矿物的技术指标好，产品结构优等特点。
本发明的上述目的是通过以下方案予以实现的：
一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，由以下步骤组成：
S1.磨矿：将原矿石磨矿至-0.074mm占75～80％，调节矿浆浓度为27～33％；
S2.浮选铜硫：依次加入氯化铜、甲基异丁基甲醇黄药、松醇油、乙硫氨酯做一次粗选；再加入甲基异丁基甲醇黄药、松醇、乙硫氨酯做一次扫选；然后加入甲基异丁基甲醇黄药、松醇油、乙硫氨酯做二次扫选；最后再粗选泡沫做二次空白精选；即可获得铜硫混合精矿和浮硫尾矿；
S3.磁选：浮硫尾矿用高梯度强磁选机在背景磁场强度为0.4～0.5T的条件下进行磁选分离，获得磁选精矿和磁选尾矿；
S4.浮选锡石：调节磁选尾矿浓度为30％，依次加入抑制剂、选择性絮凝剂、辅助捕收剂、捕收剂、起泡剂做一次粗选；加入辅助捕收剂、捕收剂、起泡剂做一次扫选；加入辅助捕收剂、捕收剂、起泡剂做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选；即可获得浮锡精矿和尾矿；
S5.重选：将浮锡精矿浓缩矿浆浓度30％，通过离心选矿机进行重选精选分离，即可获得锡精矿和锡次精矿；
步骤S4中，所述捕收剂为水杨羟肟酸和苯甲羟肟酸的混合物或水杨羟肟酸和苯乙烯磷酸的混合物。
本发明所述方法中，利用铜硫等硫化矿的可浮性优于锡石的特点，通过使用高效硫化矿捕收剂(甲基异丁基甲醇黄药，松醇油和乙硫氨酯混合物)，采用混合浮选预先将铜等可浮性良好的矿物富集到铜硫混合精矿中，减少硫化矿物对锡石浮选的干扰，为锡石浮选奠定基础；然后利用磁黄铁矿、钙铁辉石等矿物比磁化系数明显高于锡石等其它矿物的特点，采用高梯度强磁选机及时脱除该类矿物，减少难浮的含硫矿、含钙矿物对锡石浮选的不利影响，进一步优化锡石浮选环境；针对细粒锡石，通过选择性絮凝提高细粒锡石可选性，消除了细粒锡石在脱泥中损失；最后基于方解石和电气石等含钙脉石矿物表面性质，选择高效含钙矿物抑制剂，配合高选择性锡石浮选捕收剂，实现了锡石全粒级浮选回收。
本发明所述方法采用深度脱硫技术，以及磁选技术将磁黄铁矿和钙铁辉石等脉石脱除，优化锡石浮选环境；采用选择性絮凝浮选技术，省去了传统锡石浮选脱泥工艺，减少了细粒锡石在矿泥损失；与此同时，通过锡石浮选药剂组合，提高对锡石矿物的选择性回收，不仅降低浮选药剂成本，而且保证了锡石浮选回收率。
优选地，所述捕收剂为质量比为1:1的水杨羟肟酸和苯甲羟肟酸的混合物或质量比为2:1的水杨羟肟酸和苯乙烯磷酸的混合物。
优选地，步骤S4中，浮选锡石的具体过程为：依次加入抑制剂120～150克/吨、选择性絮凝剂20～30克/吨、辅助捕收剂60～80克/吨、捕收剂350～450克/吨、起泡剂30～40克/吨做一次粗选；加入辅助捕收剂20～25克/吨、捕收剂120～150克/吨、起泡剂10～15克/吨做一次扫选；加入辅助捕收剂20克/吨、捕收剂80～120克/吨、起泡剂10～15克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选。
优选地，步骤S4中，浮选锡石的具体过程为：依次加入抑制剂130克/吨、选择性絮凝剂25克/吨、辅助捕收剂70克/吨、捕收剂400克/吨、起泡剂35克/吨做一次粗选；加入辅助捕收剂25克/吨、捕收剂135克/吨、起泡剂12克/吨做一次扫选；加入辅助捕收剂20克/吨、捕收剂100克/吨、起泡剂12克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选。
优选地，步骤S4中，所述抑制剂为单宁酸和/或六偏磷酸钠。
优选地，步骤S4中，所述抑制剂为质量比为1:1的单宁酸和六偏磷酸钠。
优选地，步骤S4中，所述选择性絮凝剂为改性聚丙烯酰胺。
优选地，步骤S4中，所述辅助捕收剂为磷酸三丁酯；所述起泡剂为松醇油。
优选地，步骤S2中，浮选铜硫的具体过程为：依次加入氯化铜80克/吨、甲基异丁基甲醇黄药100克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的30克/吨做一次粗选；加入甲基异丁基甲醇黄药35克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的10克/吨做一次扫选；加入甲基异丁基甲醇黄药20克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的10克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
(1)利用铜硫等硫化矿可浮性良好的特性，通过使用高效硫化矿捕收剂，采用混合浮选预先将铜等可浮性良好的矿物富集到硫化矿混合精矿中，减少硫化矿物对锡石浮选的干扰，为锡石浮选奠定基础；
(2)利用磁黄铁矿、钙铁辉石等矿物比磁化系数明显高于锡石等其它矿物的特点，采用高梯度强磁选机及时脱除该类矿物，减少较难浮的硫化矿、含钙矿物对锡石浮选的不利影响，进一步优化锡石浮选环境；
(3)基于方解石和电气石等含钙脉石矿物表面性质，选择高效含钙矿物抑制剂，配合高选择性锡石浮选捕收剂，实现了锡石全粒级浮选回收；在锡石的浮选过程中，通过使用特定组合的抑制剂，可减少抑制剂的使用量，降低药剂的成本，浮锡精矿回收率为大于85％。
(4)通过选择性絮凝细粒锡石矿，采用不脱泥全浮选，以及锡石浮选剂组合，实现锡石高效富集，工艺流程短。锡石浮选药剂成本从29.33元降至19.58元/吨·原矿，选矿成本低；锡回收率达到85％以上，技术指标好；获得了锡精矿锡品位40％(回收率75％左右)、锡次精矿锡品位1％左右，产品结构优。
附图说明
图1为实施例1中锡石回收的流程示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明做出进一步地详细阐述，所述实施例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。下述实施例中所使用的试验方法如无特殊说明，均为常规方法；所使用的材料、试剂等，如无特殊说明，为可从商业途径得到的试剂和材料。
本实例以云南某锡铜共生矿为例，主要矿物组成为锡石、黄铁矿、磁黄铁矿、石英、钙铁辉石和方解石等。原矿锡品位为0.30％，铜品位为1.05％，硫品位为7.19％。
实施例1
锡石回收过程示意图如图1所示，具体过程为：
S1.将原矿磨至-0.074mm占75％；调节矿浆浓度为30％；
S2.浮选铜硫：依次加入氯化铜80克/吨、甲基异丁基甲醇黄药100克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的30克/吨做一次粗选；加入甲基异丁基甲醇黄药35克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的10克/吨做一次扫选；加入甲基异丁基甲醇黄药20克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的10克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选；获得铜硫混合精矿和浮硫尾矿；
S3.磁选：浮硫尾矿用高梯度强磁选机在背景磁场强度为0.5T的条件下进行磁选分离，获得磁选精矿和磁选尾矿；
S4.调节磁选尾矿矿浆浓度30％，按照表1所列的药剂用量操作，获得锡品位为6.80％，锡回收率为83.82％的浮锡精矿和浮锡尾矿；
S5.浮锡精矿采用尼尔森离心选矿机进行分离，获得锡品位40.83％、回收率71.97％的锡精矿和锡品位1.12％、回收率11.85％的锡次精矿。
实施例2
本实例使用的原矿样品同实例1。具体的锡石回收过程同实施例1，不同之处在于步骤S3中的浮硫尾矿在背景场强0.4T条件下进行强磁选，获得磁选精矿和磁选尾矿；步骤S4中采用的药剂及其用量件表1所示，获得锡品位为6.32％，锡回收率为86.15％的浮锡精矿和浮锡尾矿；再按照实施例1中的S5步骤将浮锡精矿采用尼尔森离心选矿机进行分离，获得锡品位40.25％、回收率75.77％的锡精矿和锡品位0.88％、回收率10.38％的锡次精矿。
实施例3
本实例使用的原矿样品同实例1。具体的锡石回收过程同实施例1，不同之处在于步骤S3中的浮硫尾矿在背景场强0.4T条件下进行强磁选，获得磁选精矿和磁选尾矿；步骤S4中采用的药剂及其用量件表1所示，获得锡品位为6.56％，锡回收率为86.62％的浮锡精矿和浮锡尾矿；再按照实施例1中的S5步骤将浮锡精矿采用尼尔森离心选矿机进行分离，获得锡品位40.13％、回收率75.77％的锡精矿和锡品位0.96％、回收率10.85％的锡次精矿。
实施例4
本实例使用的原矿样品同实例1。具体的锡石回收过程同实施例1，不同之处在于步骤S3中的浮硫尾矿在背景场强0.4T条件下进行强磁选，获得磁选精矿和磁选尾矿；步骤S4中采用的药剂及其用量件表1所示，获得锡品位为6.15％，锡回收率为87.10％的浮锡精矿和浮锡尾矿；再按照实施例1中的S5步骤将浮锡精矿采用尼尔森离心选矿机进行分离，获得锡品位40.36％、回收率75.45％的锡精矿和锡品位0.95％、回收率11.65％的锡次精矿。
表1实施例1～4浮选药剂用量(克/吨·原矿)
表2实施例1～4锡石浮选药剂成本概算
从表1中可知，较实施例1，实施例2～4在锡石浮选过程中均采用了组合抑制剂和组合捕收剂，并且可以重现甚至超过实施例1锡石浮选技术指标；从表2的对比不难发现，在取得同等技术指标的前提下，组合药剂用量可以适当减少，尤其是单价较高的水杨羟肟酸用量减少，锡石浮选药剂成本从29.33元/吨降至19.58元/吨，当大量矿石采用本发明所述方法进行回收锡石时，可大幅降低锡石的回收成本。
最后所应当说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对本发明保护范围的限制，对于本领域的普通技术人员来说，在上述说明及思路的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动，这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，由以下步骤组成：
S1.磨矿：将原矿石磨矿至-0.074mm占75～80％，调节矿浆浓度为27～33％；
S2.浮选铜硫：依次加入氯化铜、甲基异丁基甲醇黄药、松醇油、乙硫氨酯做一次粗选；再加入甲基异丁基甲醇黄药、松醇、乙硫氨酯做一次扫选；然后加入甲基异丁基甲醇黄药、松醇油、乙硫氨酯做二次扫选；最后再粗选泡沫做二次空白精选；即可获得铜硫混合精矿和浮硫尾矿；
S3.磁选：浮硫尾矿用高梯度强磁选机在背景磁场强度为0.4～0.5T的条件下进行磁选分离，获得磁选精矿和磁选尾矿；
S4.浮选锡石：调节磁选尾矿浓度为30％，依次加入抑制剂、选择性絮凝剂、辅助捕收剂、捕收剂、起泡剂做一次粗选；加入辅助捕收剂、捕收剂、起泡剂做一次扫选；加入辅助捕收剂、捕收剂、起泡剂做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选；即可获得浮锡精矿和尾矿；
S5.重选：将浮锡精矿浓缩矿浆浓度30％，通过离心选矿机进行重选精选分离，即可获得锡精矿和锡次精矿；
步骤S4中，所述捕收剂为水杨羟肟酸和苯甲羟肟酸的混合物或水杨羟肟酸和苯乙烯磷酸的混合物。
2.根据权利要求1所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，所述捕收剂为质量比为1:1的水杨羟肟酸和苯甲羟肟酸的混合物或质量比为2:1的水杨羟肟酸和苯乙烯磷酸的混合物。
3.根据权利要求1所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S4中，浮选锡石的具体过程为：依次加入抑制剂120～150克/吨、选择性絮凝剂20～30克/吨、辅助捕收剂60～80克/吨、捕收剂350～450克/吨、起泡剂30～40克/吨做一次粗选；加入辅助捕收剂20～25克/吨、捕收剂120～150克/吨、起泡剂10～15克/吨做一次扫选；加入辅助捕收剂20克/吨、捕收剂80～120克/吨、起泡剂10～15克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选。
4.根据权利要求3所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S4中，浮选锡石的具体过程为：依次加入抑制剂130克/吨、选择性絮凝剂25克/吨、辅助捕收剂70克/吨、捕收剂400克/吨、起泡剂35克/吨做一次粗选；加入辅助捕收剂25克/吨、捕收剂135克/吨、起泡剂12克/吨做一次扫选；加入辅助捕收剂20克/吨、捕收剂100克/吨、起泡剂12克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选。
5.根据权利要求3所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S4中，所述抑制剂为单宁酸和/或六偏磷酸钠。
6.根据权利要求5所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S4中，所述抑制剂为质量比为1:1的单宁酸和六偏磷酸钠。
7.根据权利要求3所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S4中，所述选择性絮凝剂为改性聚丙烯酰胺。
8.根据权利要求3所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S4中，所述辅助捕收剂为磷酸三丁酯；所述起泡剂为松醇油。
9.根据权利要求1所述从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法，其特征在于，步骤S2中，浮选铜硫的具体过程为：依次加入氯化铜80克/吨、甲基异丁基甲醇黄药100克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的30克/吨做一次粗选；加入甲基异丁基甲醇黄药35克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的10克/吨做一次扫选；加入甲基异丁基甲醇黄药20克/吨、松醇油和乙硫氨酯按质量比1:1混合后的10克/吨做二次扫选；粗选泡沫做二次空白精选。
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