CN110479499A - 一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法 - Google Patents

一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法。该选矿方法包括如下步骤:S1:将锡尾矿分级后细粒级进行浮选;S2:调浆,进行一次粗选、一次扫选和一次空白精选,获得银精矿和选硫尾矿;S3:选硫尾矿分级,细粒级进行锡石分选作业;S4:重选,获得离心粗精矿和离心尾矿;S5:磁选离心粗精矿,得到铁精矿和磁选尾矿;S6:对磁选尾矿进行一次浮选粗选,获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿;S7:对浮选粗选尾矿进行一次浮选扫选,获得扫选精矿和扫选尾矿;S8:对浮选粗选精矿进行三次空白精选获得锡粗精矿;S9:锡粗精矿经重选获得锡精矿和锡中矿。该选矿方法能耗低,设备占地面积小,选别效率高。

Description

一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,更具体地,涉及一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法。
技术背景
作为支柱产业的基础,锡资源被大量开采利用,储量逐年减少,而尾矿量则以惊人的速度增长,这些尾矿的丢存与闲置占用大量的土地资源、污染环境、造成资源的严重浪费。随着锡矿资源的日益缺乏,对锡尾矿进行二次利用,回收其中有价成分可避免资源浪费、保护环境,除去尾矿堆积带来的安全隐患。
我国锡尾矿有着品位低、粒度细、易选粒级单体颗粒少、含泥量大、矿物组成复杂、脉石含量高等特点,导致从锡尾矿中回收有用矿物十分困难。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。
王进明等(重选—浮选工艺回收云南某硫化铅尾矿中的微细粒锡石),《有色金属》,2019(2),(29-34)采用重选—浮选联合工艺对微细粒级锡石进行回收研究。首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥,离心精矿进行反浮选脱硫,脱硫精矿进行微细粒正浮选。
吕昊子等(含硫低品位锡尾矿的综合利用),《武汉工程大学学报》,2015(5),(11-17)采用浮选预先三段浮选脱硫,浮硫尾矿通过浮选闭路流程进一步选别锡。脱硫过程中,部分锡进入到硫粗精矿中,采用再磨处理完成锡和硫的进一步分离。
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。
关于锡石的选矿文献报道中,多进行脱泥作业,但将这些方法应用于石英脉带型锡尾矿中微细粒锡石的选矿时,由于该类型锡尾矿较多的分布于细粒级,存在作业量大,分选效果不佳的问题。
因此,开发一种针对石英脉带型锡尾矿,作业量小,分选效果好的的选矿方法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应用于石英脉带型锡尾矿中微细粒锡石的选矿时存在作业量大,分选效果不佳的缺陷和不足,提供一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法。本发明预先两次脱除锡含量较低的粗粒级,减少后续作业量,提高生产能力;然后在微细粒锡石回收之前,进行了脱硫浮选作业、重选作业、磁选作业,除去影响锡石精矿质量的硫化矿、细泥和铁矿物;再采用浮选与重选处理锡粗精矿,选矿指标好,可实现低品位矿石中有价元素的综合回收。本发明的选矿方法能耗低,设备占地面积小,选别效率高。
一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法,包括如下步骤:
S1:将锡尾矿分级成+A粒级和-A粒级,+A粒级预先抛尾,-A粒级进行硫化矿浮选;所述A为0.20~0.30mm;
S2:浮选后加水调浆至矿浆浓度为25~33%,依次加入捕收剂和起泡剂,进行一次粗选、一次扫选和一次空白精选循序返回浮选闭路试验,获得银精矿和浮硫尾矿;所述捕收剂的用量为50~300g/t,所述起泡剂的用量为10~100g/t;
S3:浮硫尾矿分级为+B粒级和-B粒级,+B粒级预先抛尾,-B粒级进行锡石分选作业;所述B为0.070~0.080mm;
S4:-B粒级分选作用后进行重选,获得离心粗精矿和离心尾矿;
S5:磁选离心粗精矿,得到铁精矿和磁选尾矿;
S6:磁选尾矿经浓缩后调浆至25~33%,依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂,进行一次浮选粗选,获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿;所述调整剂的用量为50~2000g/t;捕收剂的用量为500~3000g/t;起泡剂的用量为10~100g/t;
S7:向浮选粗选尾矿加入捕收剂进行一次浮选扫选,获得扫选精矿和扫选尾矿,扫选精矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环;所述捕收剂的用量为300~1000g/t;
S8:对浮选粗选精矿进行三次空白精选,中矿顺序返回,最终获得锡粗精矿和浮选尾矿;
S9:锡粗精矿经重选获得锡精矿和锡中矿。
本发明预先两次脱除锡含量较低的粗粒级,减少后续作业量,提高生产能力;然后在微细粒锡石回收之前,进行了脱硫浮选作业、重选作业、磁选作业,除去影响锡石精矿质量的硫化矿、细泥和铁矿物;再采用浮选与重选处理锡粗精矿,选矿指标好,可实现低品位矿石中有价元素的综合回收。
本发明的选矿方法能耗低,设备占地面积小,选别效率高。
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中所述A为0.25mm。
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中所述捕收剂为1,3-二甲基丁基黄原酸钠或1,3-二甲基丁基黄原酸钾中的一种或几种。
优选地,S2中所述起泡剂为甲基戊醇。
优选地,S2中一次粗选时加入的捕收剂的用量为50~300g/t,起泡剂的用量为30~40g/t。
优选地,S2中一次扫选时加入的捕收剂的用量为40~50g/t;起泡剂的用量为15~20g/t。
优选地,S3中所述B为0.075mm。
优选地,S4中利用离心选矿机进行重选。
优选地,S5中所述磁选选用的磁场强度为230~250mT。
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,S6中所述起泡剂为2号油。
优选地,S6中一次浮选粗选时加入的调整剂的用量为50~1000g/t;捕收剂的用量为1500~3000g/t;起泡剂的用量为10~100g/t。
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中一次浮选扫选时加入的捕收剂的用量为300~1500g/t。
优选地,S7中浮选粗选尾矿的矿浆浓度为25~33%。
优选地,S8中浮选粗选精矿矿浆浓度为10~30%。
优选地,S9中利用离心机进行重选。
优选地,所述选矿方法最终综合回收银、锡和铁。
与现有技术相比,本发明具有如下有益效果:
(1)预先脱除锡含量较低的粗粒级,减少后续作业量,提高生产能力;
(2)微细粒锡石回收之前,进行了脱硫浮选作业、重选作业、磁选作业,除去影响锡石精矿质量的硫化矿、细泥和铁矿物;
(3)采用浮选与重选处理锡粗精矿,选矿指标好;
(4)实现低品位矿石中有价元素的综合回收。
本发明的选矿方法能耗低,设备占地面积小,选别效率高。
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
本实施例提供一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法,如图1,其过程如下。
某锡尾矿锡品位0.34%,铁品位12.50%和银品位25.30g/t,锡石以微细粒为主。矿样经搅拌调浆后进行分级作业,分级成+0.25mm和-0.25mm两个粒级。其中,+0.25mm粒级产率为16.09%,锡品位0.17%,锡回收率为7.97%。-0.25mm粒级加水调浆至矿浆为30%浓度,按每吨矿石计,依次加入80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40克1,3-二甲基丁基黄原酸钠和20克甲基戊醇扫选;粗选精矿与扫选精矿合并为硫粗精矿,银回收率为85.35%。选硫尾矿分级为+0.075mm和-0.075mm两个粒级,-0.075mm经离心选矿机重选获得离心粗精矿和离心尾矿。离心粗精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,磁选精矿中铁回收率为35.45%,磁选尾矿进行锡石浮选,粗选药剂制度为:捕收剂C7~9异羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量2500g/t和30g/t,酸化水玻璃用量1000g/t,2号油用量16g/t;扫选药剂制度为:捕收剂C7~9异羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量750g/t和15g/t;再进行三次空白精选。经一粗一扫三精,获得浮选尾矿和浮选精矿。浮选精矿经离心重选,获得产率为0.14%,锡品位为40.25%,锡回收率为16.57%的锡精矿,及产率为1.97%,锡品位为4.31%,锡回收率为25.27%的锡中矿。
实施例2
本实施例提供一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法,其过程如下。
某锡尾矿锡品位0.40%,铁品位15.42%和银品位22.33g/t。矿样经搅拌调浆后进行分级作业,分级成+0.25mm和-0.25mm两个粒级。-0.25mm粒级加水调浆至矿浆为29%浓度,按每吨矿石计,依次加入100克1,3-二甲基丁基黄原酸钠和30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15克甲基戊醇扫选;粗选精矿与扫选精矿合并为硫粗精矿,银回收率为89.35%。选硫尾矿分级为+0.075mm和-0.075mm两个粒级,-0.075mm经离心选矿机重选获得离心粗精矿和离心尾矿。离心粗精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,磁选精矿中铁回收率为42.19%,磁选尾矿进行锡石浮选,粗选药剂制度为:捕收剂水杨羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量800g/t和30g/t,碳酸钠用量900g/t,2号油用量15g/t;扫选药剂制度为:捕收剂水杨羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量400g/t和15g/t;再进行三次空白精选。经一粗一扫三精,获得浮选精矿和浮选尾矿。浮选精矿经离心重选,获得产率为0.15%,锡品位为41.59%,锡回收率为15.59%的锡精矿,及产率为2.07%,锡品位为4.63%,锡回收率为23.96%的锡中矿。
实施例3
本实施例提供一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法,其过程如下。
某锡尾矿锡品位0.49%,铁品位11.39%和银品位35.23g/t。矿样经搅拌调浆后进行分级作业,分级成+0.25mm和-0.25mm两个粒级。-0.25mm粒级加水调浆至矿浆为30%浓度,按每吨矿石计,依次加入90克1,3-二甲基丁基黄原酸钾和30克甲基戊醇粗选,粗选尾矿加入45克1,3-二甲基丁基黄原酸钾和15克甲基戊醇扫选;粗选精矿与扫选精矿合并为硫粗精矿,银回收率为93.25%。选硫尾矿分级为+0.075mm和-0.075mm两个粒级,-0.075mm经离心选矿机重选获得离心粗精矿和离心尾矿。离心粗精矿在背景磁场场强为25mT的条件下进行磁选,得到磁选精矿和磁选尾矿,磁选精矿中铁回收率为37.48%,磁选尾矿进行锡石浮选,粗选药剂制度为:捕收剂C7~9异羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量2500g/t和30g/t,六磷偏酸钠用量90g/t,2号油用量15g/t;扫选药剂制度为:捕收剂C7~9异羟肟酸钠和磷酸三丁酯用量1000g/t和15g/t;精扫药剂制度为:C7~9异羟肟酸钠用量1000g/t,2号油15g/t,再进行三次空白精选。经一粗一扫三精,获得浮选精矿和浮选尾矿。浮选精矿经离心重选,获得产率为0.27%,锡品位为41.47%,锡回收率为22.85%的锡精矿,及产率为2.11%,锡品位为6.32%,锡回收率为27.21%的锡中矿。
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)

1.一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1:将锡尾矿分级成+A粒级和-A粒级,+A粒级预先抛尾,-A粒级进行硫化矿浮选;所述A为0.20~0.30mm;
S2:浮选后加水调浆至矿浆浓度为25~33%,依次加入捕收剂和起泡剂,进行一次粗选、一次扫选和一次空白精选循序返回浮选闭路试验,获得银精矿和浮硫尾矿;所述捕收剂的用量为50~300g/t,所述起泡剂的用量为10~100g/t;
S3:浮硫尾矿分级为+B粒级和-B粒级,+B粒级预先抛尾,-B粒级进行锡石分选作业;所述B为0.070~0.080mm;
S4:-B粒级分选作用后进行重选,获得离心粗精矿和离心尾矿;
S5:磁选离心粗精矿,得到铁精矿和磁选尾矿;
S6:磁选尾矿经浓缩后调浆至25~33%,依次加入调整剂、捕收剂和起泡剂,进行一次浮选粗选,获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿;所述调整剂的用量为50~2000g/t;捕收剂的用量为500~3000g/t;起泡剂的用量为10~100g/t;
S7:向浮选粗选尾矿加入捕收剂进行一次浮选扫选,获得扫选精矿和扫选尾矿,扫选精矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环;所述捕收剂的用量为300~1000g/t;
S8:对浮选粗选精矿进行三次空白精选,中矿顺序返回,最终获得锡粗精矿和浮选尾矿;
S9:锡粗精矿经重选获得锡精矿和锡中矿。
2.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,S1中所述A为0.25mm。
3.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,S2中所述捕收剂为1,3-二甲基丁基黄原酸钠或1,3-二甲基丁基黄原酸钾中的一种或几种;S2中所述起泡剂为甲基戊醇。
4.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,S3中所述B为0.075mm。
5.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,S4中利用离心选矿机进行重选。
6.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,S5中所述磁选选用的磁场强度为230~250mT。
7.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,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;S6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;S6中所述起泡剂为2号油。
8.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。
9.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,S9中利用离心机进行重选。
10.根据权利要求1所述选矿方法,其特征在于,所述选矿方法最终综合回收银、锡和铁。
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Assignee: Dongguan Linxi Intelligent Technology Co.,Ltd.

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Assignee: Huizhou qingleyuan Intelligent Technology Co.,Ltd.

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Denomination of invention: A method for comprehensive recovery of silver, tin, and iron from quartz vein type tin tailings

Granted publication date: 20210928

License type: Common License

Record date: 20230919

Application publication date: 20191122

Assignee: Foshan chopsticks Technology Co.,Ltd.

Assignor: Institute of resource utilization and rare earth development, Guangdong Academy of Sciences

Contract record no.: X2023980042086

Denomination of invention: A method for comprehensive recovery of silver, tin, and iron from quartz vein type tin tailings

Granted publication date: 20210928

License type: Common License

Record date: 20230919

Application publication date: 20191122

Assignee: Foshan WanChen Technology Co.,Ltd.

Assignor: Institute of resource utilization and rare earth development, Guangdong Academy of Sciences

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Denomination of invention: A method for comprehensive recovery of silver, tin, and iron from quartz vein type tin tailings

Granted publication date: 20210928

License type: Common License

Record date: 20230919

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Application publication date: 20191122

Assignee: Bainuo Zhongcheng (Chongqing) Electronic Technology Co.,Ltd.

Assignor: Institute of resource utilization and rare earth development, Guangdong Academy of Sciences

Contract record no.: X2023980042504

Denomination of invention: A method for comprehensive recovery of silver, tin, and iron from quartz vein type tin tailings

Granted publication date: 20210928

License type: Common License

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