磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法与流程

本发明涉及选矿
技术领域：
，尤其是一种磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法，涉及一种锡石与多金属硫化矿物共生并且矿物以粗粒为主的不均匀嵌布的矿石。
背景技术：
：锡石与多金属硫化矿物共生并且矿物以粗粒为主的不均匀嵌布的矿石是我国重要的特富矿石，价值重大。在选矿技术方面存在重选收锡石适宜在较粗的粒度入选与浮选硫化矿需要较细的粒度入选的矛盾，常常顾此失彼使选矿指标不够理想。是该类矿石的选矿难题。过去曾提出台浮和前重用摇床实现锡石在较粗入选粒度下实现锡石与脉石分离的两个方案。台浮存在严重污染环境和严重干扰硫化矿分离浮选的问题。前重用摇床实现锡石与脉石分离因为摇床处理能力低造成前重过于庞大。总之这个难题一直没有解决。技术实现要素：针对重选收锡石和浮选硫化矿入选粒度上的矛盾，本发明提供一种磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法，能充分防止锡石过粉碎。方法紧凑、高效率。本发明采用如下技术方案，一种磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法，所选矿物组成及质量百分含量％为，金属矿物类质量百分含量为％：锡石2.05，铁闪锌矿18.00，脆硫锑铅矿12.70，单斜磁黄铁矿35.30，六方磁黄铁矿1.5，毒砂5.5，胶状黄铁矿1.00，黄铁矿6.00，白铁矿1.00，硫锑铁矿与自然锑0.60，硫锑铅矿0.10，黄锡矿与其它锡复硫盐0.18，方铅矿0.15，黄铜矿0.05，银黝铜矿+深红银矿+辉锑银矿0.04；脉石矿物类质量百分含量为％：石英6.20，方解石4.80，菱锰铁矿1.00，菱铁矿1.50，绢云母0.80，铁白云石0.10，炭质0.70，电气石0.250，萤石0.10，绿帘石0.43；由以下步骤组成：(1)原矿石进入磨矿机ⅰ磨碎，磨矿机ⅰ与筛分机ⅰ组成闭路，磨矿机ⅰ排矿筛分成+0.6mm、0.6～0.4mm、0.4～0.3mm、-0.3mm四个级别，+0.6mm级返回磨矿机ⅰ再磨，0.6～0.4mm级、0.4～0.3mm级分别进入水力分选器选别，获得富含锡石的，含很少脉石的粗精矿和含很少锡石的尾矿，-0.3mm级进入筛分机iv，筛分成0.3～0.2mm级和-0.2mm级，0.3～0.2mm级进入水力分选器选别，获得富含锡石的，含很少脉石的粗精矿和含很少锡石的尾矿；(2)将步骤(1)获得的0.6～0.4mm级、0.4～0.3mm级、0.3～0.2mm级的粗精矿合并进入磨矿机ⅱ磨碎，磨矿机ⅱ与筛分机ⅱ组成闭路，获得-0.15mm级物料，进入磁选和脱硫浮选作业，获得锡精矿和硫化矿混合精矿；磨矿机ⅱ与筛分机ⅱ闭路的筛分粒度由浮选作业要求和矿物解离粒度确定。浮选流程可以是混合浮选，也可以是等可浮，也可以是优先浮选。根据需要而定。不管什么流程都要满足脱干净硫化矿物的要求。(3)步骤(1)的水力分选器尾矿再经过磨矿机ⅲ和筛分机ⅲ闭路磨至-0.2mm后，与筛分机iv的-0.2mm级物料合并，进入“磁-浮-重”的后续选矿作业。步骤(1)中磨矿机ⅰ与筛分机i组成闭路，筛分成0.6～0.4mm级、0.4～0.3mm级和用筛分机iv筛分成0.3～0.2mm级，然后分别用水力分选器实现锡石与脉石分离。步骤(1)获得的粗精矿磨碎后用磁选和脱硫浮选脱出硫化矿物后，直接获得锡精矿，不再用摇床进行锡石与脉石分离。步骤(1)的关键是把磨矿机ⅰ排矿精确地筛分成0.6～0.4mm，0.4～0.3mm，0.3～0.2mm级。筛分级别过宽或者因筛分效率过低而造成粗细混杂，就会影响水力分选器的选别指标。所述的磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法用的水力分选器，所述水力分选器包括给矿斗、分选室、尾矿槽、活接头、给水管、开关、精矿槽和流量计，其结构和连接关系为：所述给矿斗通过给矿管与分选室连接，分选室下部与给水管连接，分选室的上部与尾矿槽连接，给水管通过活接头与流量计连接，流量计与开关连接，给水管的下部与精矿槽连接，矿浆从给矿斗①给入，进入分选室②，在上升水流作用下，比重小的石英、方解石等脉石矿物随水流冲向上方，由伞型排矿口排出，经尾矿槽③收集，比重大的锡石则沿着给水管⑤下沉进入精矿收集槽⑦，上升水流由开关控制⑥，流速由流量计⑧显示，所述水力分选器上升水流速与入选物料的关系为：当入选物料为0.6～0.4mm的锡石硫化矿时，控制上升水流速度为140毫米/秒；当入选物料为0.4～0.3mm锡石硫化矿时，控制上升水流速度为107～100毫米/秒；当入选物料为0.3～0.2mm锡石硫化矿时，控制上升水流速度为60毫米/秒。与现有技术相比，本发明具有如下突出的有益效果：1、解决了现有选矿技术中锡石在选矿过程中因为过粉碎而使选矿回收率下降的难题。2、本发明是在磨矿回路中边磨矿边筛分边选矿实现锡石与脉石分离。具有工艺紧凑、高效率和充分地防止过粉碎的特点。3、整个过程不使用药剂。对于锡石与多金属硫化矿物共生的矿石来说，对后续的浮选作业不会造成任何干扰。4、特别适用于以粗粒为主的粗细不均匀嵌布的锡石与铅锌硫化矿物共生的矿石。不但最大限度地防止锡石的过粉碎，而且能够根据需要满足铅锌硫化矿浮选作业的入选粒度。因此不但能够提高锡的选矿指标，而且同时提高铅锌的选矿指标和降低生产成本。附图说明图1是本发明所述的磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法的原则流程图。图2是水力分选器结构示意图。图中标记为：①给矿斗、②分选室、③尾矿槽、④活接、⑤给水管、⑥开关、⑦精矿槽、⑧流量计、脉石、·锡石。具体实施方式下面通过实施例对本发明的技术方案作进一步详细描述。实施例1本实施例是本发明所述的磨矿回路中选矿分离锡石与脉石的方法的一个实例，选别的矿石为锡石和铅锑银锌金属硫化矿共生的矿石。其特性如表1—表4所示。表1矿物组成多元素分析结果组分snznpbsbfesasagau含量(％)1.7910.105.214.8033.4528.622.38156.90.30组分incdcucsio2caoal2o3mgotio2含量(％)0.0310.070.051.196.582.850.350.210.29注：au、ag含量单位为g/t。表2物相分析结果(％)注：酸溶锡是指黄锡矿等含锡硫化矿物中的锡。它们会随铅锌硫化矿物浮游而损失。表3矿物组成及含量表4原矿破碎到-1.2mm锡石解离度主要矿物呈以粗粒为主的粗细不均匀嵌布。原矿破碎到-1.2mm时，锡石单体解离达81.1％，铁闪锌矿单体解离75.7％，脆硫锑铅矿单体解离度85.4％。本发明处理该矿石的原矿锡品位为2.68％，是二段磨矿机的排矿，具体实施步骤如下：(1)将现厂二段磨矿机的排矿筛分为+0.6mm、0.6～0.4mm、0.4～0.3mm、0.3～0.2mm、-0.2mm五级。(2)+0.6mm级返回再磨。(3)-0.2mm级进入“磁-浮-重”选别作业。(4)0.6～0.4mm级、0.4～0.3mm级、0.3～0.2mm级分别进入水力分选器选别。(5)0.6～0.4mm级水力分选器选别，上升水流速140mm/秒，获得如下指标：粗精矿产率35.04％，锡品位8.77％，锡回收率91.28％，二氧化硅含量1.65％。(6)0.4～0.3mm级水力分选器选别，上升水流速107mm/秒，获得如下指标：粗精矿产率56.82％，锡品位7.47％，锡回收率96.73％，二氧化硅含量1.14％。(7)0.3～0.2mm级水力分选器选别上升水流速60mm/秒，获得如下指标：粗精矿产率50.40％，锡品位9.01％，锡回收率96.21％，二氧化硅含量1.20％。(8)三级水力分选综合指标如下：粗精矿产率51.14％，锡品位8.09％，二氧化硅含量1.22％。(9)将三级粗精矿合并磨碎至-0.15mm，用常规脱硫浮选和磁选脱出硫化矿获得锡品位66.92％的锡精矿，锡回收率97.5％。(10)最终试验指标为：锡精矿锡品位66.92％，锡回收率93.41％(95.81％x97.5％＝93.41％)。实施例2本实施例处理的矿石与实施例1处理的矿石为同类矿石。原矿锡品位为2.68％，是一段磨矿机的排矿。具体实施步骤如下：(1)将现厂一段磨矿机的排矿筛分为+0.6mm、0.6～0.4mm、0.4～0.3mm、0.3～0.2mm、-0.2mm五级。(2)+0.6mm级返回磨矿机再磨。(3)0.6～0.4mm级物料进入水力分选器。上升水流速度140mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率39.18％，锡品位9.44％，锡回收率92.66％，二氧化硅含量1.49％。(4)0.4～0.3mm级物料进入水力分选器上升水流速度100mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率45.18％，锡品位7.22％，锡回收率94.30％，二氧化硅含量0.98％。(5)0.3～0.2mm级物料进入水力分选器，上升水流速度60mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率43.54％，锡品位7.11％，锡回收率93.71％，二氧化硅含量0.94％。(6)三级水力分选综合指标如下：粗精矿产率43.22％，锡品位7.68％，锡回收率93.75％，二氧化硅含量1.08％。(7)将三级粗精矿合并磨碎至-0.15mm，用常规磁选选出磁性物，用常规浮选浮出硫化矿物，获得锡精矿锡品位65.3％，锡回收率96.81％。(8)最终试验指标为：锡精矿锡品位65.3％，锡回收率90.76％。实施例3本实施例处理的矿石与实施例1为同类矿石。原矿锡品位1.01％，是一段磨矿排矿。实施步骤如下：(1)将现厂一号磨机排矿筛分为+0.6mm、0.6～0.4mm、0.4～0.3mm、0.3～0.2mm、-0.2mm五级。(2)+0.6mm级返回磨矿机再磨。(3)0.6～0.4mm级物料进入水力分选器。上升水流速140mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率36.69％，锡品位4.15％，锡回收率90.24％，二氧化硅含量1.29％。(4)0.4～0.3mm级物料进入水力分选器。上升水速100mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率51.21％，锡品位3.22％，锡回收率92.33％，二氧化硅含量0.92％。(5)0.3～0.2mm级物料进入水力分选器。上升水速60mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率48.38％，锡品位3.29％，锡回收率93.68％，二氧化硅含量0.80％。(6)三级水力分选综合指标如下：粗精矿产率48.39％，锡品位3.33％，锡回收率92.59％，二氧化硅含量0.90％。(7)将三级粗精矿合并磨碎至-0.15mm，用常规磁选选出磁性物，用常规浮选浮出硫化矿物，获得锡精矿锡品位53.31％，锡回收率96.99％。(8)最终试验指标为：锡精矿锡品位53.31％。锡回收率89.80％。实施例4本实施例处理的矿石与实施例1为同类矿石。原矿锡品位1.01％，是二段磨矿排矿。实施步骤如下：(1)将现厂二段磨矿机排矿合并筛分为+0.6mm、0.6～0.4mm、0.4～0.3mm、0.3～0.2mm、-0.2mm五级。(2)+0.6mm级返回磨矿机再磨。(3)0.6-0.4mm级进入水力分选器，上升水流速140mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率33.08％，锡品位2.60％，锡回收率87.09％，二氧化硅含量0.96％。(4)0.4～0.3mm级物料进入水力分选器，上升水流速100mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率41.50％，锡品位2.68％，锡回收率91.33％，二氧化硅含量1.32％。(5)0.3～0.2mm级物料进入水力分选器，上升水流速60mm/秒。获得如下指标：粗精矿产率56.59％，锡品位2.73％，锡回收率95.88％，二氧化硅含量0.69％。(6)三级水力分选综合指标如下：粗精矿产率47.39％，锡品位2.70％，锡回收率93.47％，二氧化硅含量0.97％。(7)将三级粗精矿合并磨碎至-0.15mm，用常规磁选选出磁性物，用常规浮选浮出硫化矿物，获得锡精矿锡品位54.18％，锡回收率96.34％。最终试验指标为：锡精矿锡品位54.18％，锡回收率90.05％。当前第1页12