CN110479498B - 一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法 - Google Patents

一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法。该选矿方法包括如下步骤：S1：矿样经重选抛尾，离心重选精矿进行一次浮选粗选，一次扫选和一次空白精选得银精矿和浮选尾矿；S3：磁选浮选尾矿，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选尾矿分级为+A粒级和‑A粒级；S4：+A粒级重选，获得锡石摇床精矿等；S5：取锡石摇床精矿调浆等，作为载体矿物；S6：‑A粒级调浆等得微细粒锡石矿样；S7：将载体矿物加入微细粒锡石矿样中，加入捕收剂等得矿浆；S8：将S7所得矿浆进行浮选，获得浮选精矿和浮选尾矿。本发明提供的选矿方法该法工艺流程简单，生产成本低，浮选药剂用量低，可显著提高微细粒锡石的回收率，适应性强。

Description

一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，更具体地，涉及一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法。
技术背景
长期以来对锡矿资源的开发利用，极大地促进了世界经济的发展，但也使世界各地堆存了数以亿吨计的锡尾矿，占用了大片土地，成为环境公害之一。这些尾矿当时是作为废弃物堆存的，据测试，在数量如此巨大的所谓废物中含有大量有价成分，已有人称其为“人工矿床”。随着时间的推移，锡矿资源日益贫化，入选品位越来越低，有的接近甚至低于老尾矿，所以，能否将老尾矿作为接替资源或将锡矿山尾矿作为二次资源进行开发，已引起人们高度重视。
我国粗粒锡石的回收技术处于国际领先水平，但在微细粒锡石的回收利用方面仍存在一定不足，这是由于锡石性脆，在碎磨过程中特别容易过粉碎和泥化，产生大量的次生矿泥难以回收而进入尾矿。目前，锡尾矿中有用矿物的回收技术主要有：重选、浮选、磁选、湿法以及联合工艺等。
胡杨甲等(从玻利维亚某锡尾矿中综合回收银、锡的选矿新工艺研究)《有色金属》，2019(1)，(57-61)，采用粗粒重选、细粒浮选-重选联合的选锡工艺流程，锡主要损失在脱硫产物中，另外由于锡在细粒级中占有率较大，有一部分细泥锡石损失在尾矿中。
聂庆民等(从四川某锡尾矿中回收锡的试验研究)，《矿山机械》，2015(11)，(108-113)采用预先脱硫-锡石浮选的工艺流程回收锡、硫资源，虽然能够获得较高品位的精矿产品，但是同样存在着浮选药剂耗量大、生产成本高的问题。
肖军辉等(云南铜、锡、铁多金属尾矿综合利用试验研究)，《稀有金属》，2013(6)，(984-992)对某低品位有价多金属尾矿进行回收利用。采用浮选法回收铜，浮选尾矿经弱磁选—摇床重选回收其中的锡和铁，实现有价金属的综合回收，但对微细粒锡石回收效果较差，造成锡回收率偏低。
综上所述，在锡石选别工艺中，重选法工艺简单、生产成本低，但对微细粒锡石的选别效率低；浮选法可获得较好的指标，虽然部分工艺采取了锡石选别前的预先处理，或者采用联合的工艺流程，但是浮选成本高或合理性较差的问题仍未解决。
因此，开发一种新的选矿方法以实现对微细粒锡石的选别具有重要的研究意义和经济价值。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的选矿方法对微细粒锡石的选别存在效率低、成本高及合理性较差的缺陷或不足，提供一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法。本发明提供的选矿方法该法工艺流程简单，生产成本低，浮选药剂用量低，可显著提高微细粒锡石的回收率，适应性强。
一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法，包括如下步骤：
S1：矿样经重选，获得离心重选精矿和离心重选尾矿；
S2：离心重选精矿调浆至20～40％，依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂，进行一次浮选粗选，一次扫选和一次空白精选，中矿循序返回浮选闭路试验，获得银精矿和浮选尾矿；所述调整剂用量为30～2000g/t，捕收剂用量为50～300g/t，所述起泡剂用量为10～100g/t；
S3：磁选浮选尾矿，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选尾矿分级为+A粒级和-A粒级两个粒级；所述A粒级为0.020～0.030mm；
S4：+A粒级进行重选，获得锡石摇床精矿、锡石摇床中矿和摇床尾矿；
S5：取S4获得的锡石摇床精矿调浆至矿浆的浓度为40％～50％，添加调整剂，控制矿浆为pH 8～10，搅拌，作为载体矿物；
S6：将S3所得-A粒级调浆至矿浆浓度为30％～40％，添加调整剂，控制矿浆pH为8～10，搅拌，得微细粒锡石矿样；
S7：将S5所得载体矿物以20～25％的质量比例加入到S6所得的微细粒锡石矿样中，加入捕收剂，搅拌，得矿浆；所述捕收剂用量为500～1000g/t；
S8：将S7所得矿浆进行浮选，获得浮选精矿和浮选尾矿。
本发明采用重选和浮选工艺处理不同粒度矿石，分选效率高；然后利用锡石摇床精矿经调浆预处理后作为载体矿物，强化对微细粒颗粒的粘附效应，提高锡回收率；另外，强搅拌可使微细粒锡石获得更大的动能，增加微细粒稀土矿粒和载体矿物之间的碰撞概率和突破能垒的概率，大大提高了载体矿物背负微细粒锡石的效率。本发明的选矿方法工艺流程简短，操作简单，可获得较为理想的精矿品位、回收率等工艺指标，充分回收矿石中有价组成，实现了难以利用资源的有效回收。
本发明提供的选矿方法该法工艺流程简单，生产成本低，浮选药剂用量低，可显著提高微细粒锡石的回收率，适应性强。
应当理解的是，选矿中各添加剂的用量均以每吨(t)矿石计。
优选地，S1中利用离心选矿机进行重选。
本领域常规的捕收剂、起泡剂、调整剂均可用于本发明中。
优选地，S2中所述调整剂为硅酸钠。
优选地，S2中所述捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、1,3-二甲基丁基黄原酸钠或二丁基二硫代磷酸铵的一种或几种。
优选地，S2中所述起泡剂为甲基戊醇或甲基异丁基卡必醇中的一种或几种。
优选地，S2中所述粗选时调整剂的用量为500～2000g/t。
优选地，S2中所述粗选时捕收剂的用量为80～100g/t。
优选地，S2中所述粗选时起泡剂的用量为30～40g/t。
优选地，S2中所述扫选时捕收剂的用量为40～50g/t。
优选地，S2中所述扫选时起泡剂的用量为15～20g/t。
优选地，S3中磁选的背景磁场场强为200～300mT。
优选地，S3中所述A为0.020mm。
优选地，S4中利用摇床进行重选。
优选地，S5中所述调整剂为酸化水玻璃、碳酸钠或六偏磷酸钠中的一种或几种。
优选地，S5中所述搅拌的转速为1500～2000r/min；搅拌的时间为5～10min。
优选地，S6中所述调整剂为酸化水玻璃、碳酸钠或六偏磷酸钠中的一种或几种。
优选地，S6中所述搅拌的转速为1000～2500r/min；搅拌的时间为15～20min。
优选地，S7中所述捕收剂为C7～9异羟肟酸钠、水杨羟肟酸钠或磷酸三丁酯中的一种或几种。
优选地，S7中所述搅拌的转速为2000～3000r/min，搅拌时间为40～70min。
优选地，S8中利用浮选机进行浮选。
与现有技术相比，本发明具有如下有益效果：
(1)采用重选和浮选工艺处理不同粒度矿石，分选效率高；
(2)利用锡石摇床精矿经调浆预处理后作为载体矿物，强化对微细粒颗粒的粘附效应，对提高回收率有利；
(3)强搅拌可使微细粒锡石获得更大的动能，增加微细粒稀土矿粒和载体矿物之间的碰撞概率和突破能垒的概率，大大提高了载体矿物背负微细粒锡石的效率。
(4)工艺流程简短，操作简单，可获得较为理想的精矿品位、回收率等工艺指标，充分回收矿石中有价组成，实现了难以利用资源的有效回收。
本发明提供的选矿方法该法工艺流程简单，生产成本低，浮选药剂用量低，可显著提高微细粒锡石的回收率，适应性强。
附图说明
图1为实施例1提供的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例进一步阐述本发明。这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。下例实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照本领域常规条件或按照制造厂商建议的条件；所使用的原料、试剂等，如无特殊说明，均为可从常规市场等商业途径得到的原料和试剂。本领域的技术人员在本发明的基础上所做的任何非实质性的变化及替换均属于本发明所要求保护的范围。
实施例1
本实施例提供一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法，如图1，具体过程如下。
某锡尾矿锡含量0.49％，银品位25.30g/t，筛分取-0.074mm占100％矿样，经离心机重选，获得离心精矿和离心尾矿，离心尾矿产率为67.74％，锡品位0.19％，锡回收率26.27％。离心精矿加水调浆至30％浓度，按每吨矿石计，依次加入500克硅酸钠，80克O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和40克甲基戊醇粗选，粗选尾矿加入40克O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和20克甲基戊醇扫选，粗选精矿和扫选精矿合并为银精矿，银回收率为84.27％。浮选尾矿在背景磁场场强为230mT的条件下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，铁精矿产率0.84％，锡品位0.14％，回收率0.24％。磁选尾矿经分级，获得+0.020mm粒级和-0.20mm粒级。+0.020mm粒级进行摇床重选，获得摇床精矿、中矿和尾矿，其中，精矿产率为0.12％，锡品位为40.39％，锡回收率为9.89％；中矿产率2.14％，锡品位6.30％，锡回收率27.51％；摇床尾矿产率9.73％，锡品位0.37％，锡回收率7.35％。将-0.020mm样品置于搅拌桶内，加入适量水至浓度33％，按每吨原矿计，添加1000克模数为2.4的水玻璃，控制矿浆pH8.0，在搅拌转速1500r/min的条件下，搅拌20min后备用。选用部分摇床精矿为载体矿物，在搅拌桶内加水调浆至浓度43％，按每吨原矿计，加入1200克模数为2.4的水玻璃，控制矿浆pH 8.5，搅拌转速1500r/min，搅拌10min后，以20％的质量比例加入调浆处理备用的微细粒锡石矿样中。按每吨原矿计，再加入捕收剂水杨羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量600g/t和15g/t，搅拌转速为2500r/min，搅拌时间为50min后，转移至浮选机内浮选，获得浮选精矿和浮选尾矿，其中浮选精矿产率为0.21％，含锡40.11％，锡回收率为17.21％；浮选尾矿产率18.72％，品位0.30％，锡回收率为11.36％。
实施例2
本实施例提供一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法，如图1，具体过程如下。
某锡尾矿锡含量0.41％，银品位21.22g/t，筛分取-0.074mm占100％矿样，经离心机重选，获得离心精矿和离心尾矿，离心尾矿产率为69.70％，锡品位0.14％，锡回收率23.80％。离心精矿加水调浆至28％浓度，按每吨矿石计，依次加入1000克硅酸钠，100克1,3-二甲基丁基黄原酸钠和40克甲基戊醇粗选，粗选尾矿加入50克1,3-二甲基丁基黄原酸钠和20克甲基戊醇扫选，粗选精矿和扫选精矿合并为银精矿，银回收率为81.83％。浮选尾矿在背景磁场场强为240mT的条件下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，铁精矿产率0.91％，锡品位0.12％，回收率0.27％。磁选尾矿经分级，获得+0.020mm粒级和-0.20mm粒级。+0.020mm粒级进行摇床重选，获得摇床精矿、中矿和尾矿，其中，精矿产率为0.10％，锡品位为40.16％，锡回收率为9.80％；中矿产率2.07％，锡品位5.84％，锡回收率29.48％；摇床尾矿产率10.10％，锡品位0.34％，锡回收率8.38％。将-0.020mm样品置于搅拌桶内，加入适量水至浓度40％，按每吨原矿计，添加碳酸钠1000g，控制矿浆pH 8.5，在搅拌转速2000r/min的条件下，搅拌15min后备用。选用部分摇床精矿为载体矿物，在搅拌桶内加水调浆至浓度45％，按每吨原矿计，加入1500克碳酸钠，控制矿浆pH 9.0，搅拌转速1600r/min，搅拌10min后，以25％的质量比例加入调浆处理备用的微细粒锡石矿样中。按每吨原矿计，再加入捕收剂C7～9异羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量750g/t和15g/t，搅拌转速为2200r/min，搅拌时间为60min后，转移至浮选机内浮选，获得浮选精矿和浮选尾矿，其中浮选精矿产率为0.19％，含锡40.09％，锡回收率为18.58％；浮选尾矿产率16.41％，品位0.24％，锡回收率为9.52％。
实施例3
本实施例提供一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法，如图1，具体过程如下。
某锡尾矿锡含量0.54％，银品位34.79g/t，筛分取-0.074mm占100％矿样，经离心机重选，获得离心精矿和离心尾矿，离心尾矿产率为69.31％，锡品位0.21％，锡回收率26.95％。离心精矿加水调浆至32％浓度，按每吨矿石计，依次加入2000克硅酸钠，90克二丁基二硫代磷酸铵和30克甲基异丁基卡必醇粗选，粗选尾矿加入45克二丁基二硫代磷酸铵和15克甲基异丁基卡必醇扫选，粗选精矿和扫选精矿合并为银精矿，银回收率为88.24％。浮选尾矿在背景磁场场强为250mT的条件下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，铁精矿产率0.88％，锡品位0.15％，回收率0.24％。磁选尾矿经分级，获得+0.020mm粒级和-0.20mm粒级。+0.020mm粒级进行摇床重选，获得摇床精矿、中矿和尾矿，其中，精矿产率为0.13％，锡品位为40.58％，锡回收率为9.77％；中矿产率2.27％，锡品位6.53％，锡回收率27.45％；摇床尾矿产率10.13％，锡品位0.40％，锡回收率7.50％。将-0.020mm样品置于搅拌桶内，加入适量水至浓度34％，按每吨原矿计，添加500克六偏磷酸钠，控制矿浆pH 8.0，在搅拌转速1800r/min的条件下，搅拌18min后备用。选用部分摇床精矿为载体矿物，在搅拌桶内加水调浆至浓度42％，按每吨原矿计，加入600克六偏磷酸钠，控制矿浆pH 8.5，搅拌转速1800r/min，搅拌8min后，以20％的质量比例加入调浆处理备用的微细粒锡石矿样中。按每吨原矿计，再加入捕收剂C7～9异羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量800g/t和15g/t，搅拌转速为2500r/min，搅拌时间为60min后，转移至浮选机内浮选，获得浮选精矿和浮选尾矿，其中浮选精矿产率为0.23％，含锡40.53％，锡回收率为17.26％；浮选尾矿产率16.55％，品位0.37％，锡回收率为10.63％。
以上所述是本发明的特定示例实施方式，对于本领域的技术人员，在不脱离本发明的原理下，还可以做出若干的改进与修辞。事实上，本发明的范围由所附的权利要求及其等效限定。

Claims (10)

1.一种矽卡岩型低品位锡尾矿中回收锡与银的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1：矿样经重选，获得离心重选精矿和离心重选尾矿；
S2：离心重选精矿调浆至20～40％，依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂，进行一次浮选粗选，一次扫选和一次空白精选，中矿循序返回浮选闭路试验，获得银精矿和浮选尾矿；所述调整剂用量为30～2000g/t，捕收剂用量为50～300g/t，所述起泡剂用量为10～100g/t；
S3：磁选浮选尾矿，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选尾矿分级为+A粒级和-A粒级两个粒级；所述A粒级为0.020～0.030mm；
S4：+A粒级进行重选，获得锡石摇床精矿、锡石摇床中矿和摇床尾矿；
S5：取S4获得的锡石摇床精矿调浆至矿浆的浓度为40％～50％，添加调整剂，控制矿浆为pH 8～10，搅拌，作为载体矿物；
S6：将S3所得-A粒级调浆至矿浆浓度为30％～40％，添加调整剂，控制矿浆pH为8～10，搅拌，得微细粒锡石矿样；
S7：将S5所得载体矿物以20～25％的质量比例加入到S6所得的微细粒锡石矿样中，加入捕收剂，搅拌，得矿浆；所述捕收剂用量为500～1000g/t；
S8：将S7所得矿浆进行浮选，获得浮选精矿和浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S1中利用离心选矿机进行重选。
3.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S2中所述调整剂为硅酸钠；所述捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、1,3-二甲基丁基黄原酸钠或二丁基二硫代磷酸铵的一种或几种；所述起泡剂为甲基戊醇或甲基异丁基卡必醇中的一种或几种。
4.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S3中所述A为0.020mm。
5.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S3中磁选的背景磁场场强为200～300mT。
6.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S4中利用摇床进行重选。
7.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S5和S6中所述调整剂独立地选自酸化水玻璃、碳酸钠或六偏磷酸钠中的一种或几种。
8.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S5中所述搅拌的转速为1500～2000r/min；搅拌的时间为5～10min；S6中所述搅拌的转速为1000～2500r/min；搅拌的时间为15～20min；S7中所述搅拌的转速为2000～3000r/min，搅拌时间为40～70min。
9.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S7中所述捕收剂为C7～9异羟肟酸钠、水杨羟肟酸钠或磷酸三丁酯中的一种或几种。
10.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S8中利用浮选机进行浮选。
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