一种高锡多金属硫化矿的选矿方法
【专利摘要】本发明涉及一种高锡多金属硫化矿的选矿方法，属于矿物加工工程【技术领域】。该高锡多金属硫化矿经棒磨排矿、经过水力旋流器分级得到溢流和沉砂，溢流进入到铜铅混合浮选，沉砂经高频振动细筛再次分级，水力旋流器溢流和高频振动细筛分级的筛下产品合并得到粒度为0.074mm以下占60%的磨矿产品进入浮选作业；将磨矿产品分步进行浮选、磁选、重选后分别产出铅精矿、铜精矿、锌精矿、磁黄铁矿、低砷硫精矿、高品位锡精矿、锡精矿和锡富中矿。该方法可最大限度的回收锡矿物，同时所有有价硫化金属矿物的回收得到兼顾，将矿石中有价矿物最大限度的回收，提高矿产资源综合回收利用率。
【专利说明】一种高锡多金属硫化矿的选矿方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种高锡多金属硫化矿的选矿方法，属于矿物加工工程【技术领域】。
【背景技术】
[0002]我国含锡硫化矿石锡矿物嵌布粒度粗细不均，锡矿物性质很脆极易在磨矿过程中形成矿泥而无法回收。这就要求磨矿分级过程采用选择性粗磨、高效分级、粗粒再磨的方法尽可能的避免锡石过粉碎，同时对原生锡矿泥及无法避免产生的矿泥采用浮选方法可有效回收。
[0003]目前含锡多金属硫化矿的选矿以浮-重联合、一次磨矿的工艺为主，磨矿分级采用传统磨矿分级工艺，采用钢球球磨机磨矿，得到0.074mm以下占70%以上粒度的产品以利于浮选回收铜、铅、锌等硫化物，浮选尾矿采用重选方法回收锡矿物。此工艺有着流程简单、浮选回收率高、易于操作的优点，但也存在着以下问题:(1)磨矿产品粒度分布不均，粗粒级与超细粒级矿泥多，密度大的矿物存在严重过粉碎的问题；(2)锡矿物回收率低，细粒锡石无有效方法回收；(3)仅适用于铜铅锌含量高、锡含量低的硫化矿石。
【发明内容】
[0004]针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种高锡多金属硫化矿的选矿方法。该选矿方法将常规的高锡多金属硫化矿磨矿粒度为0.074mm以下占70%以上，变为磨矿粒度为0.074mm以下占60%的选择性磨矿，因此可最大限度的回收其中的锡石及硫化物，本发明通过以下技术方案实现。
[0005]一种高锡多金属硫化矿的选矿方法，其具体步骤如下:
步骤1:首先将高锡多金属硫化矿原矿破碎至15?20mm以下粒度，然后将破碎后的高锡多金属硫化矿进入棒磨机开路磨矿，棒磨排矿经过水力旋流器分级得到溢流和沉砂，溢流进入到铜铅混合浮选，沉砂经高频振动细筛再次分级，筛上产品进入溢流型钢锻球磨机再磨，筛下产品进入铜铅混合浮选，钢锻球磨机排矿产品与棒磨机排矿合并回到水力旋流器形成闭路分级，其中水力旋流器溢流和高频振动细筛分级的筛下产品合并得到粒度为
0.074mm以下占60%的磨矿产品进入浮选作业；
步骤2:步骤I得到的磨矿产品进入铜铅混合浮选，浮选中矿进入小型球磨机再磨后继续通过铜铅混合浮选再选，产出的铜铅混合精矿采用两段摇床进行分离得到铅精矿、铜精矿和铜铅浮选尾矿；产出的铜铅浮选尾矿进行锌浮选产出锌精矿、锌中矿和锌尾矿，粗选得到的锌中矿采用立式搅拌磨再磨再选产出锌精矿；
步骤3:步骤2得到的锌尾矿经磁选后将磁黄铁矿选出，然后依次经浓密机浓缩、脱硫浮选后得到硫砷混合精矿和含硫4wt.%脱硫尾矿，硫砷混合精矿经硫砷分离浮选后得到含砷低于0.5wt.%低砷硫精矿和高砷尾矿,脱硫尾矿采用三段摇床选出粒度较粗的高品位锡精矿，摇床选出的中矿再磨后经复洗摇床选出高品位锡精矿；摇床出来的尾矿采用螺旋分级机与大型倾斜板浓密箱分级浓缩，粗粒级为抛弃尾矿；粒度为1(Γ40μπι的中间粒级采用悬振锥面圆盘选矿机粗选、摇床精选产出锡精矿；细粒级经小口径水力旋流器浓缩分级产出浓度为25%的沉砂和溢流，沉砂采用锡浮选(采用BY-9与P86的锡石捕收剂浮选)产出锡富中矿，溢流采用大面积绒毯溜槽回收、皮带摇床精选产出锡富中矿。
[0006]所述高锡多金属硫化矿含锡较高，以二氧化锡为主，品位达到0.5^1wt.%。
[0007]所述步骤I中的高频振动细筛筛孔尺寸为0.2^0.3mm。
[0008]所述步骤2中的铜铅混合精矿采用摇床分离工艺时，铜铅混合精矿中含铜ll?15wt.%,铅品位 5?15wt.%。
[0009]所述步骤3中的硫砷混合精矿矿经硫砷分离浮选采用药剂抑制砷矿物，如腐殖酸钠、双氧水、水玻璃等药剂抑制砷矿物。
[0010]所述步骤3中摇床出来的尾矿再经分级、浓缩进行窄粒级的不同方法的选别，采用的磨矿分级方法可克服锡矿物性脆易过粉碎而产生过多矿泥，且对难以避免的矿泥采用高效锡石浮选与绒毯溜槽的方法，实现锡矿物的全粒级高效回收。
[0011]本发明选用高锡多金属硫化矿粒度为0.074mm以下占60%为选别物料的原理为:经两段磨矿两段分级使选别物料充分解离而不过粉，用浮选重选联合方法综合回收铅锌铜锡等多种金属，特别是锡取得很好的效果。
[0012]本发明的有益效果是:(1)高锡多金属硫化矿在磨矿过程中尽可能避免过粉碎，同时对原生矿泥及部分难以避免产生的矿泥采用浮选方法回收，可最大限度的回收锡矿物，同时所有有价硫化金属矿物的回收得到兼顾，将矿石中有价矿物最大限度的回收，提高矿产资源综合回收利用率；(2)产出的锡精矿由原来的锡精矿变为高品位锡精矿和低品位富中矿，锡回收率提高了 20%以上，铜回收率提高了 2%以上，铅锌回收率基本保持在原有水平，硫回收率达90%。
【专利附图】
【附图说明】
[0013]图1是本发明工艺流程图。
【具体实施方式】
[0014]下面结合附图和【具体实施方式】，对本发明作进一步说明。
[0015]实施例1
以云南某高锡多金属硫化矿为例进行选矿，该云南某含锡硫化矿包括以下质量百分比组分:锡 0.56wt.%、铜 0.24wt.wt.%、铅 0.15wt.%、锋 0.91wt.%、硫 19.56wt.%、锡石
0.54wt.%、黝锡矿 0.05wt.%、黄铜矿 0.62wt.%、高铁闪锌矿 0.72wt.%、磁黄铁矿 51.04wt.%、菱铁矿1.66wt.%、石英8.43wt.%、碳酸盐类矿物7.62wt.%、黑云母为6.93wt.%、绿泥石3.87wt.%o
[0016]如图1所示，该高锡多金属硫化矿的选矿方法，其具体步骤如下:
步骤1:首先将高锡多金属硫化矿原矿破碎至15?20mm以下粒度，然后将破碎后的高锡多金属硫化矿进入棒磨机开路磨矿，棒磨排矿经过水力旋流器分级得到溢流和沉砂，溢流进入到铜铅混合浮选，沉砂经高频振动细筛再次分级，筛上产品进入溢流型钢锻球磨机再磨，筛下产品进入铜铅混合浮选，钢锻球磨机排矿产品与棒磨机排矿合并回到水力旋流器形成闭路分级，其中水力旋流器溢流和高频振动细筛分级的筛下产品合并得到粒度为0.074mm以下占60%的磨矿产品进入浮选作业，其中高频振动细筛筛孔尺寸为0.2^0.3mm。；步骤2:步骤I得到的磨矿产品进入铜铅混合浮选，浮选中矿进入小型球磨机再磨后继续通过铜铅混合浮选再选，产出的铜铅混合精矿采用两段摇床进行分离得到铅精矿、铜精矿和铜铅浮选尾矿；产出的铜铅浮选尾矿进行锌浮选产出锌精矿、锌中矿和锌尾矿，粗选得到的锌中矿采用立式搅拌磨再磨再选产出锌精矿；其中铜铅混合精矿中含铜If 12wt.%，铅品位5?1wt.%。；
步骤3:步骤2得到的锌尾矿经磁选后将磁黄铁矿选出，然后依次经浓密机浓缩、脱硫浮选后得到硫砷混合精矿和含硫4wt.%脱硫尾矿，硫砷混合精矿经硫砷分离浮选后得到含砷低于0.5wt.%低砷硫精矿和高砷尾矿,脱硫尾矿采用三段摇床选出粒度较粗的高品位锡精矿，摇床选出的中矿再磨后经复洗摇床选出高品位锡精矿；摇床出来的尾矿采用螺旋分级机与大型倾斜板浓密箱分级浓缩，粗粒级为抛弃尾矿；粒度为1(Γ40μπι的中间粒级采用悬振锥面圆盘选矿机粗选、摇床精选产出锡精矿；细粒级经小口径水力旋流器浓缩分级产出浓度为25%的沉砂和溢流，沉砂采用锡浮选(采用ΒΥ-9与Ρ86的锡石捕收剂浮选)产出锡富中矿，溢流采用大面积绒毯溜槽回收、皮带摇床精选产出锡富中矿。
[0017]该云南某含锡硫化矿采用原工艺流程磨矿分级为为两段两闭路，分级设备为螺旋分级机和水力旋流器，磨矿介质为钢球，磨矿粒度-0.074mm占70%，原工艺流程铜铅锌浮选指标较好，但锡回收率仅50.3wt.%，锡精矿品位为35wt.%。
[0018]采用本发明的选矿方法产出高品位锡精矿35wt.%、低品位富中矿含锡3.5wt.%两种产品，锡回收率达到72.5%，提高了 22.2%。铜回收率由75%提高到了 77.5%，铅锌回收率基本保持在原有水平，硫回收率达90%，极大的提高了资源利用率和企业的经济效益。
[0019]实施例2
以广西某高锡多金属硫化矿为例进行选矿，该广西某高锡多金属硫化矿包括以下质量百分比组分:锡0.73wt.%、铅0.79wt.%、锌1.5wt.%、硫18.2wt.%，原矿锡石嵌布粒度在8^180微米之间，破碎至3毫米以下解离程度达90%以上的含锡颗粒锡金属分布达90%。
[0020]如图1所不，该闻锡多金属硫化矿的选矿方法，其具体步骤如下:
步骤1:首先将高锡多金属硫化矿原矿破碎至15?20mm以下粒度，然后将破碎后的高锡多金属硫化矿进入棒磨机开路磨矿，棒磨排矿经过水力旋流器分级得到溢流和沉砂，溢流进入到铜铅混合浮选，沉砂经高频振动细筛再次分级，筛上产品进入溢流型钢锻球磨机再磨，筛下产品进入铜铅混合浮选，钢锻球磨机排矿产品与棒磨机排矿合并回到水力旋流器形成闭路分级，其中水力旋流器溢流和高频振动细筛分级的筛下产品合并得到粒度为
0.074mm以下占60%的磨矿产品进入浮选作业，其中高频振动细筛筛孔尺寸为0.2^0.3mm。；步骤2:步骤I得到的磨矿产品进入铜铅混合浮选，浮选中矿进入小型球磨机再磨后继续通过铜铅混合浮选再选，产出的铜铅混合精矿采用两段摇床进行分离得到铅精矿、铜精矿和铜铅浮选尾矿；产出的铜铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿、锌中矿和锌尾矿，粗选得到的锌中矿采用立式搅拌磨再磨再选产出锌精矿，其中铜铅混合精矿中含铜12?15wt.%，铅品位 10?15wt.%。；
步骤3:步骤2得到的锌尾矿经磁选后将磁黄铁矿选出，然后依次经浓密机浓缩、脱硫浮选后得到硫砷混合精矿和含硫4wt.%脱硫尾矿，硫砷混合精矿经硫砷分离浮选后得到含砷低于0.5wt.%低砷硫精矿和高砷尾矿,脱硫尾矿采用三段摇床选出粒度较粗的高品位锡精矿，摇床选出的中矿再磨后经复洗摇床选出高品位锡精矿；摇床出来的尾矿采用螺旋分级机与大型倾斜板浓密箱分级浓缩，粗粒级为抛弃尾矿；粒度为1(Γ40μπι的中间粒级采用悬振锥面圆盘选矿机粗选、摇床精选产出锡精矿；细粒级经小口径水力旋流器浓缩分级产出浓度为25%的沉砂和溢流，沉砂采用锡浮选(采用ΒΥ-9与Ρ86的锡石捕收剂浮选)产出锡富中矿，溢流采用大面积绒毯溜槽回收、皮带摇床精选产出锡富中矿。
[0021]该广西某高锡多金属硫化矿的采用本发明的浮选结果为:铅精矿品位55wt.%，铅回收率82%，锌精矿品位43wt.%，锌回收率85%，高品位锡精矿40wt.%，富中矿品位为
3.2wt.%，锡精矿回收率达到75%。
[0022]实施例3
以广西某高锡多金属硫化矿为例进行选矿，该广西某高锡多金属硫化矿包括以下质量百分比组分-M 1.53wt.%、铅 0.78wt.%、锑 0.69wt.%、锌 2.5wt.%、硫 17.2wt.%，原矿锡石嵌布粒度较粗，在35-250微米之间，破碎至3毫米以下解离程度达85%以上的含锡颗粒锡金属分布达90%。
[0023]如图1所不为该闻锡多金属硫化矿的选矿方法，其具体步骤如下:
步骤1:首先将高锡多金属硫化矿原矿破碎至15?20mm以下粒度，然后将破碎后的高锡多金属硫化矿进入棒磨机开路磨矿，棒磨排矿经过水力旋流器分级得到溢流和沉砂，溢流进入到铜铅混合浮选，沉砂经高频振动细筛再次分级，筛上产品进入溢流型钢锻球磨机再磨，筛下产品进入铜铅混合浮选，钢锻球磨机排矿产品与棒磨机排矿合并回到水力旋流器形成闭路分级，其中水力旋流器溢流和高频振动细筛分级的筛下产品合并得到粒度为
0.074mm以下占60%的磨矿产品进入浮选作业，其中高频振动细筛筛孔尺寸为0.2^0.3mm。；步骤2:步骤I得到的磨矿产品进入铜铅混合浮选，浮选中矿进入小型球磨机再磨后继续通过铜铅混合浮选再选，产出的铜铅混合精矿采用两段摇床进行分离得到铅精矿、铜精矿和铜铅浮选尾矿；产出的铜铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿、锌中矿和锌尾矿，粗选得到的锌中矿采用立式搅拌磨再磨再选产出锌精矿，其中铜铅混合精矿中含铜12?13wt.%，铅品位8?1wt.%。；
步骤3:步骤2得到的锌尾矿经磁选后将磁黄铁矿选出，然后依次经浓密机浓缩、脱硫浮选后得到硫砷混合精矿和含硫4wt.%脱硫尾矿，硫砷混合精矿经硫砷分离浮选后得到含砷低于0.5wt.%低砷硫精矿和高砷尾矿,脱硫尾矿采用三段摇床选出粒度较粗的高品位锡精矿，摇床选出的中矿再磨后经复洗摇床选出高品位锡精矿；摇床出来的尾矿采用螺旋分级机与大型倾斜板浓密箱分级浓缩，粗粒级为抛弃尾矿；粒度为1(Γ40μπι的中间粒级采用悬振锥面圆盘选矿机粗选、摇床精选产出锡精矿；细粒级经小口径水力旋流器浓缩分级产出浓度为25%的沉砂和溢流，沉砂采用锡浮选(采用ΒΥ-9与Ρ86的锡石捕收剂浮选)产出锡富中矿，溢流采用大面积绒毯溜槽回收、皮带摇床精选产出锡富中矿。
[0024]该广西某高锡多金属硫化矿的采用本发明的浮选结果为:铅锑精矿品位61wt.%，铅锑回收率85%，锌精矿品位42wt.%，锌回收率88%，高品位锡精矿45wt.%，富中矿品位为
3.2wt.%，锡精矿回收率达到85%。
【权利要求】
1.一种高锡多金属硫化矿的选矿方法，其特征在于具体步骤如下: 步骤1:首先将高锡多金属硫化矿原矿破碎至15?20mm以下粒度，然后将破碎后的高锡多金属硫化矿进入棒磨机开路磨矿，棒磨排矿经过水力旋流器分级得到溢流和沉砂，溢流进入到铜铅混合浮选，沉砂经高频振动细筛再次分级，筛上产品进入溢流型钢锻球磨机再磨，筛下产品进入铜铅混合浮选，钢锻球磨机排矿产品与棒磨机排矿合并回到水力旋流器形成闭路分级，其中水力旋流器溢流和高频振动细筛分级的筛下产品合并得到粒度为0.074mm以下占60%的磨矿产品进入浮选作业； 步骤2:步骤I得到的磨矿产品进入铜铅混合浮选，浮选中矿进入小型球磨机再磨后继续通过铜铅混合浮选再选，产出的铜铅混合精矿采用两段摇床进行分离得到铅精矿、铜精矿和铜铅浮选尾矿；产出的铜铅浮选尾矿进行锌浮选产出锌精矿、锌中矿和锌尾矿，粗选得到的锌中矿采用立式搅拌磨再磨再选产出锌精矿; 步骤3:步骤2得到的锌尾矿经磁选后将磁黄铁矿选出，然后依次经浓密机浓缩、脱硫浮选后得到硫砷混合精矿和脱硫尾矿，硫砷混合精矿经硫砷分离浮选后得到低砷硫精矿和高砷尾矿，脱硫尾矿采用三段摇床选出粒度较粗的高品位锡精矿，摇床选出的中矿再磨后经复洗摇床选出高品位锡精矿；摇床出来的尾矿采用螺旋分级机与大型倾斜板浓密箱分级浓缩，粗粒级为抛弃尾矿；粒度为10?40 μ m的中间粒级采用悬振锥面圆盘选矿机粗选、摇床精选产出锡精矿；细粒级经小口径水力旋流器浓缩分级产出沉砂和溢流，沉砂采用锡浮选产出锡富中矿，溢流采用大面积绒毯溜槽回收、皮带摇床精选产出锡富中矿。
2.根据权利要求1所述的高锡多金属硫化矿的选矿方法，其特征在于:所述高锡多金属硫化矿含锡较高，以二氧化锡为主，品位达到0.5^1wt.%。
3.根据权利要求1所述的高锡多金属硫化矿的选矿方法，其特征在于:所述步骤I中的高频振动细筛筛孔尺寸为0.2"0.3mm。
4.根据权利要求1所述的高锡多金属硫化矿的选矿方法，其特征在于:所述步骤2中的铜铅混合精矿采用摇床分离工艺时，铜铅混合精矿中含铜If 15wt.%，铅品位5?15wt.%。
5.根据权利要求1所述的高锡多金属硫化矿的选矿方法，其特征在于:所述步骤3中的硫砷混合精矿矿经硫砷分离浮选采用药剂抑制砷矿物。
【文档编号】B03B7/00GK104226463SQ201410362064
【公开日】2014年12月24日 申请日期:2014年7月28日 优先权日:2014年7月28日
【发明者】覃伟暖, 黄伟忠, 磨学诗, 邓位鹏, 农升勤, 姚贵明 申请人:蒙自矿冶有限责任公司