CN113976304A

CN113976304A - 一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法

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Publication number: CN113976304A
Application number: CN202111257268.XA
Authority: CN
Inventors: 汪泰; 邹坚坚; 陈明波; 刘殿文; 胡真; 李汉文; 王成行; 姚艳清; 李沛伦; 付华; 李强; 杨凯志
Original assignee: Kunming University of Science and Technology; Institute of Resource Utilization and Rare Earth Development of Guangdong Academy of Sciences
Current assignee: Kunming University of Science and Technology; Institute of Resource Utilization and Rare Earth Development of Guangdong Academy of Sciences
Priority date: 2021-10-27
Filing date: 2021-10-27
Publication date: 2022-01-28
Anticipated expiration: 2041-10-27
Also published as: CN113976304B

Abstract

本发明提供了一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法。该方法首先将矽卡岩型锡尾矿脱泥、重选预富集后，经过一次粗选、两次扫选、两次空白精选得到铋硫精矿和浮硫尾矿，再进行重选二次富集得到钨锡混合精矿和摇床尾矿，经过一次粗选、两次扫选、两次空白精选得到钨精矿和锡精矿，最后经强磁选分离得到硅砂混合料和含铁杂质。该选矿方法实现了矽卡岩型锡尾矿中有价元素钨、锡、铋、硅的综合回收，获得了高品位和高回收率的钨精矿和锡精矿，实现了矽卡岩型锡尾矿的综合资源化利用。

Description

一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法

技术领域

本发明属于矿石资源化利用技术领域。更具体地，涉及一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法。

背景技术

我国尾矿占一般工业固废的30％以上，但尾矿的资源利用率不到30％，不仅造成严重的资源浪费，而且给周边生态环境也带来了重大隐患。而由于尾矿有价元素种类多、嵌布粒度细、共生关系复杂等特征，导致其综合回收难、分离效果差、无害化处置成本高，这些均对尾矿资源综合利用造成了一定程度的阻碍。

锡矿石性脆，在磨矿过程中会产生大量的细粒级锡石和锡矿泥，这些细粒级的锡矿物和锡矿泥在行选矿设备选别的过程中，由于回收技术手段的限制而成为尾矿排入尾矿库存放，存放的尾矿既造成资源浪费又污染环境。随着世界对有价元素需求量的日益增大和利用选矿设备能开采的锡矿日益减少，从锡尾矿中综合回收有价元素的选矿方法已成为当前研究热点，如专利CN201910661519.7提供了一种从石英脉带型锡尾矿中综合回收银、锡和铁的方法，专利CN202011287322.0提供了一种低品位锡老尾矿回收锡金属的方法。然而，矽卡岩型锡尾矿中的有价组分多、品位低，且有用矿物嵌布的关系较为复杂，导致其资源的综合利用十分困难。

因此，现有从锡尾矿中回收有价元素的方案并无法适用于矽卡岩型锡尾矿的资源化利用，亟需针对性开发一种从矽卡岩型锡尾矿中回收有价元素的方法。

发明内容

本发明针对上述现有锡尾矿综合回收方法的不足，旨在提供一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法。

本发明上述目的通过以下技术方案实现：

本发明提供了一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法，包括以下步骤：

S1.脱泥：将矽卡岩型锡尾矿调浆、脱泥，获得沉砂；

S2.重选预富集：将S1所得沉砂进行离心，获得重选混合精矿和重选尾矿；

S3.浮选铋硫：依次向S2所得重选混合精矿中加入调整剂、捕收剂、起泡剂做一次粗选，加入捕收剂、起泡剂做一次扫选，加入捕收剂、起泡剂做二次扫选，最后对扫选泡沫做两次空白精选，获得铋硫精矿和浮硫尾矿；

S4.重选二次富集：将S3所得浮硫尾矿进行精选作业，获得钨锡混合精矿和摇床尾矿；

S5.钨锡浮选分离：依次向S4所得钨锡混合精矿中加入调整剂、捕收剂做一次粗选，加入捕收剂做一次扫选，加入捕收剂做二次扫选，最后对扫选泡沫做两次空白精选，获得钨精矿和锡精矿；

S6：重选尾矿强磁选：将S2所得重选尾矿和S4所得摇床尾矿进行强磁分离作业，获得硅砂混合料和含铁杂质；

其中，S3所述捕收剂为N，N-双羟乙基-二硫代氨基甲酸二羟乙基胺盐和N，N’-亚丙基硫脲的混合物。

矽卡岩型锡尾矿中的有价组分多、品位低，且有用矿物嵌布的关系较为复杂，因此，矽卡岩型锡尾矿的综合利用方法需要针对性开发，才能有效实现钨锡铋硫等有价元素的高倍富集和精细化分离。本发明对矽卡岩型锡尾矿的特性进行针对性研究，特定控制选矿方法中各个环节使用的药剂种类及用量，配合选矿过程特定的工艺操作环节及参数的设定，整个工艺作为一个整体，各个环节相互协调相互影响，共同实现矽卡岩型锡尾矿中有价元素钨、锡、铋、硅的综合回收，获得高品位和高回收率的钨精矿和锡精矿，大幅降低尾矿排放量，不仅具有良好的经济效益，而且还能扩充尾矿库的容量，延长尾矿库的寿命。

S3所采用的捕收剂是新型高选择性的浮选药剂，对重选混合精矿中铋、硫矿物的捕收能力较强，而对钨锡矿物的捕收能力弱，因此，该捕收剂可实现对重选混合精矿中自然铋、黄铁矿和难浮的磁黄铁矿等矿物的选择性捕收，以及对硫的有效脱除，从而实现铋硫与钨锡的有效分离，避免硫矿物对钨锡精矿品质产生不利影响，该效果显著优于常规药剂丁基黄药、乙硫氮等。

优选地，S1所述调浆为将矽卡岩型锡尾矿调浆配制成浓度为30～40％的矿浆。最优选为35％。

优选地，S1所述脱泥为脱除-10微米的矿泥。最优选地，所述脱泥在水力旋流器中进行。

优选地，S2所述离心的离心加速度为45～55G，最优选为50G。

优选地，所述离心在Knelson离心选矿机中进行。

优选地，S3所述捕收剂中，N，N-双羟乙基-二硫代氨基甲酸二羟乙基胺盐和N，N’-亚丙基硫脲的质量比为1：1.5～2.5。本发明对S3所用捕收剂成分的用量比进行特定控制，可有利于对铋硫矿物的选择性捕收，而其中任意一种成分用量过多或过少都会对铋的回收率、硫的脱除率产生不利影响。

最优选地，N，N-双羟乙基-二硫代氨基甲酸二羟乙基胺盐和N，N’-亚丙基硫脲的质量比为1：2。

优选地，S3所述起泡剂为萜烯醇、甲基戊醇、丙二醇烷基醚的混合物；或萜烯醇、乙硫氨酯的混合物。所述起泡剂与捕收剂配合使用，协同发挥加强矿化泡沫稳定性的功效。

进一步优选地，S3所述起泡剂中，萜烯醇、甲基戊醇、丙二醇烷基醚的质量比0.8～1.2：0.8～1.2：0.8～1.2；或萜烯醇、乙硫氨酯的质量比为1.5～2.5：1。

最优选地，萜烯醇、甲基戊醇、丙二醇烷基醚的质量比1：1：1；或萜烯醇、乙硫氨酯的质量比为2：1。

优选地，S3所述调整剂为硫酸或草酸。

优选地，S4所述精选作业在细泥摇床中进行。

优选地，S5所述调整剂为硅酸钠、六偏磷酸钠、硫酸铝钾、硝酸铅中的2～4种。硅酸钠、六偏磷酸钠、硫酸铝钾可吸附在锡石矿物的表面，增加锡石的亲水性，降低锡石的可浮性，而硝酸铅(活化作用)会吸附在黑钨矿的表面，有利于捕收剂(苯甲羟肟酸)在黑钨矿表面的吸附，增加其可浮性，多种药剂搭配可更好实现钨矿物和锡矿物的有效分离。

进一步优选地，所述调整剂为硅酸钠：硝酸铅＝10：1；或硅酸钠：六偏磷酸钠：硝酸铅＝10：1：1；或硅酸钠：硫酸铝钾＝10：1；或硅酸钠：硫酸铝钾：硝酸铅＝10：1：1。

优选地，S5所述捕收剂为塔尔皂、氧化石蜡皂、苯甲羟肟酸中的两种或三种。塔尔皂和氧化石蜡皂可选择性吸附在白钨矿的表面，增加其可浮性；苯甲羟肟酸可吸附在黑钨矿表面，增加钨的回收率。

进一步优选地，所述捕收剂为塔尔皂：氧化石蜡皂：苯甲羟肟酸＝5：5：1；或氧化石蜡皂：苯甲羟肟酸＝5：1；或塔尔皂：氧化石蜡皂：苯甲羟肟酸＝4：4：1；或塔尔皂：苯甲羟肟酸＝5：1。

优选地，S3所述浮选铋硫的具体过程为：S3所述浮选铋硫的具体过程为：向每吨S2所得重选混合精矿中依次加入调整剂800～1000克、捕收剂70～90克、起泡剂20～30克做一次粗选，加入捕收剂20～30克、起泡剂5～15克做一次扫选，再加入捕收剂15～25克、起泡剂5～15克做二次扫选，最后对扫选泡沫做两次空白精选，获得铋硫精矿和浮硫尾矿。

优选地，S5所述钨锡浮选分离的具体过程为：向每吨S4所得钨锡混合精矿中依次加入调整剂1000～1500克、捕收剂500～600克做一次粗选，加入捕收剂150～200克做一次扫选，加入捕收剂100～150克做二次扫选，最后对扫选泡沫做两次空白精选，获得钨精矿和锡精矿。

优选地，S6所述强磁分离作业所使用的磁场场强为0.6～1T。最优选为0.8T。

优选地，S6所述强磁分离作业在高梯度强磁选机中进行。

本发明具有以下有益效果：

本发明对矽卡岩型锡尾矿中的低品位钨锡等有价矿物进行高效预富集，实现了矽卡岩型锡尾矿中有价元素钨、锡、铋、硅的综合回收，获得了高品位(65.18～66.02％)和高回收率(60.36～61.89％)的钨精矿，以及高品位(50.63～53.05％)和高回收率(62.57～63.12％)的锡精矿，大幅降低了尾矿排放量，具有良好的经济效益，实现了矽卡岩型锡尾矿的资源化利用和无害化处置。

附图说明

图1是实施例1的流程示意图。

具体实施方式

以下结合说明书附图和具体实施例来进一步说明本发明，但实施例并不对本发明做任何形式的限定。除非特别说明，本发明采用的试剂、方法和设备为本技术领域常规试剂、方法和设备。

除非特别说明，以下实施例所用试剂和材料均为市购。

矽卡岩型锡尾矿：产自云南，主要矿物组成为钙铝榴石、钙铁榴石、绿泥石、长石、石英、白钨矿、锡石、自然铋、辉铋矿和黄铁矿等，原矿Sn品位为0.085％、WO₃品位为0.080％、Bi品位为0.050％、S品位为1.35％、SiO₂品位56.50％。

实施例1一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法

一、选矿方法

从矽卡岩型锡尾矿中回收钨锡铋硅的流程示意图如图1所示，具体过程为：

S1.脱泥：将矽卡岩型锡尾矿调浆配制成浓度为35％的矿浆，在水力旋流器中脱除-10微米的矿泥，获得沉砂；

S2.重选预富集：将S1所得沉砂在Knelson离心选矿机中以50G的离心加速度进行离心，获得重选混合精矿和重选尾矿；

S3.浮选铋硫：对S2所得重选混合精矿按表1中的药剂及用量做一次粗选、两次扫选后，再将扫选泡沫做两次空白精选，获得铋硫精矿和浮硫尾矿；

S4.重选二次富集：将S3所得浮硫尾矿在细泥摇床中进行精选作业，获得钨锡混合精矿和摇床尾矿；

S5.钨锡浮选分离：按表1中的药剂及用量对S4所得钨锡混合精矿做一次粗选、两次扫选后，再将扫选泡沫做两次空白精选，获得钨精矿和锡精矿；

S6：重选尾矿强磁选：将S2所得重选尾矿和S4所得摇床尾矿在高梯度强磁选机中进行强磁分离作业，磁场场强为0.6～1T，获得硅砂混合料和含铁杂质。

二、选矿结果

获得Bi品位7.11％、回收率71.85％的铋硫精矿，硫脱除率96.92％；WO₃品位65.35％、回收率61.89％的钨精矿；Sn品位50.63％、回收率63.12％的锡精矿；SiO₂品位81.59％、产率54.91％的硅砂混合料。

实施例2一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S1的矿浆浓度为30％，S2离心加速度为55G，S3和S5所用药剂及用量如表1所示，S6的磁场场强为0.6T。

二、选矿结果

获得Bi品位7.89％、回收率71.35％的铋硫精矿，硫脱除率98.77％；WO₃品位65.58％、回收率60.36％的钨精矿；Sn品位52.30％、回收率62.57％的锡精矿；SiO₂品位81.65％、产率55.65％的硅砂混合料。

实施例3一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S1的矿浆浓度为40％，S2离心加速度为45G，S3和S5所用药剂及用量如表1所示，S6的磁场场强为1T。

二、选矿结果

获得Bi品位7.58％、回收率71.88％的铋硫精矿，硫脱除率98.25％；WO₃品位65.18％、回收率61.05％的钨精矿；Sn品位53.05％、回收率62.68％的锡精矿；SiO₂品位82.07％、产率55.07％的硅砂混合料。

实施例4一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S3和S5所用药剂及用量如表2所示。

二、选矿结果

获得Bi品位7.67％、回收率70.58％的铋硫精矿，硫脱除率98.50％；WO₃品位66.02％、回收率61.57％的钨精矿；Sn品位52.59％、回收率62.87％的锡精矿；SiO₂品位82.72％、产率55.56％的硅砂混合料。

对比例1

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S3所述捕收剂中，N，N-双羟乙基-二硫代氨基甲酸二羟乙基胺盐和N，N’-亚丙基硫脲的质量比为1：1。

二、选矿结果

获得Bi品位7.13％、回收率65.81％的铋硫精矿，硫脱除率93.80％；WO₃品位65.21％、回收率60.33％的钨精矿；Sn品位50.17％、回收率61.18％的锡精矿；SiO₂品位82.72％、产率57.19％的硅砂混合料。

对比例2

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S3所述捕收剂中，N，N-双羟乙基-二硫代氨基甲酸二羟乙基胺盐和N，N’-亚丙基硫脲的质量比为1：4。

二、选矿结果

获得Bi品位7.09％、回收率65.25％的铋硫精矿，硫脱除率92.93％；WO₃品位65.54％、回收率60.67％的钨精矿；Sn品位50.74％、回收率61.80％的锡精矿；SiO₂品位82.91％、产率57.12％的硅砂混合料。

对比例3

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S3和S5所用药剂及用量如表2所示。

二、选矿结果

获得Bi品位6.58％、回收率65.25％的铋硫精矿，硫脱除率90.13％；WO₃品位45.25％、回收率58.80％的钨精矿；Sn品位32.76％、回收率53.38％的锡精矿；SiO₂品位75.82％、产率58.81％的硅砂混合料。

对比例4

一、选矿方法

同实施例1，区别在于，S3和S5所用药剂及用量如表2所示。

二、选矿结果

获得Bi品位6.44％、回收率62.50％的铋硫精矿，硫脱除率90.25％；WO₃品位43.83％、回收率61.12％的钨精矿；Sn品位43.30％、回收率58.12％的锡精矿；SiO₂品位76.20％、产率58.25％的硅砂混合料。

表1实施例1～3中S3、S5所用药剂及用量(克/吨混合精矿)

表2实施例4、对比例3和4中S3、S5所用药剂及用量(克/吨混合精矿)

汇总实施例1～4和对比例1～4最终得到的铋硫精矿、钨精矿、锡精矿、硅砂混合料的品位和回收率，以及硫的脱除率，得到表3：

表3

对比实施例1～4和对比例1～2的结果可知，实施例1～4铋硫精矿中Bi的回收率和硫的脱除率显著高于对比例1～2，可见，本发明对S3所用捕收剂成分的用量比进行特定控制，可有利于对铋硫矿物的选择性捕收，从而实现铋硫与钨锡的有效分离。

对比实施例1～4和对比例3～4获得的铋硫精矿中Bi品位和回收率、钨精矿中WO₃品位和回收率、锡精矿中Sn品位和回收率、硅砂混合料中SiO₂品位和回收率、硫的脱除率可知，实施例1～4有价元素的品位和回收率在整体水平上，显著高于使用常规药剂的对比例3～4，说明本发明选择特定的药剂用于矽卡岩型锡尾矿中钨锡铋硅的回收，能获得高品位和高回收率的铋硫精矿、钨精矿、锡精矿和硅砂混合料。

上述实施例为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他的任何未背离本发明的精神实质与原理下所作的改变、修饰、替代、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种从矽卡岩型锡尾矿综合回收钨锡铋硅的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1.脱泥：将矽卡岩型锡尾矿调浆、脱泥，获得沉砂；

2.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S3所述捕收剂中，N，N-双羟乙基-二硫代氨基甲酸二羟乙基胺盐和N，N’-亚丙基硫脲的质量比为1：1.5～2.5。

3.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S3所述起泡剂为萜烯醇、甲基戊醇、丙二醇烷基醚的混合物；或萜烯醇、乙硫氨酯的混合物。

4.根据权利要求3所述方法，其特征在于，所述起泡剂中，萜烯醇、甲基戊醇、丙二醇烷基醚的质量比0.8～1.2：0.8～1.2：0.8～1.2；或萜烯醇、乙硫氨酯的质量比为1.5～2.5：1。

5.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S3所述调整剂为硫酸或草酸。

6.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S5所述调整剂为硅酸钠、六偏磷酸钠、硫酸铝钾、硝酸铅中的2～4种。

7.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S5所述捕收剂为塔尔皂、氧化石蜡皂、苯甲羟肟酸中的2～3种。

8.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S3所述浮选铋硫的具体过程为：向每吨S2所得重选混合精矿中依次加入调整剂800～1000克、捕收剂70～90克、起泡剂20～30克做一次粗选，加入捕收剂20～30克、起泡剂5～15克做一次扫选，再加入捕收剂15～25克、起泡剂5～15克做二次扫选，最后对扫选泡沫做两次空白精选，获得铋硫精矿和浮硫尾矿。

9.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S5所述钨锡浮选分离的具体过程为：向每吨S4所得钨锡混合精矿中依次加入调整剂1000～1500克、捕收剂500～600克做一次粗选，加入捕收剂150～200克做一次扫选，加入捕收剂100～150克做二次扫选，最后对扫选泡沫做两次空白精选，获得钨精矿和锡精矿。

10.根据权利要求1所述方法，其特征在于，S5所述强磁分离作业所使用的磁场场强为0.6～1T。