专利名称：一种微细粒锡石的选矿方法
技术领域：
本发明涉及一种选矿方法，特别涉及一种微细粒锡石的选矿方法。
背景技术：
锡石由于其性脆易碎等特殊物理性质，在碎矿、磨矿过程中极易泥化或过粉碎，产生大量的次生矿泥。特别是嵌布粒度微细的锡石，其与硫化矿或铁矿物致密共生，或者被脉石矿物包裹。若实现锡石矿物的有效单体解离，需要将矿石细磨，如此，不可避免地会产生次生矿泥，因此微细粒锡石具有难选的特点。目前我国每年损失的锡80%左右是以细泥的形式存在流失到尾矿中。锡矿选矿方法主要为重选法和浮选法两种。由于锡石比重大，与脉石矿物的密度差异较大，因而重选一直是锡石回收的主要方法。重选由于其处理成本低、无环境污染、富集比高、可获得较高品位的锡精矿等优势而被普遍采用。重选设备中应用最为广泛的是摇床，其多与跳汰机和螺旋溜槽等重选设备联合使用进行锡石的分选。浮选法主要针对细粒和微细粒锡石的回收。对于细粒和微细粒锡石选矿工艺一直以来多以单一的重选或浮选作为核心关键技术。生产实践表明，微细粒锡石单一重选摇床选别的-0. 043+0. OlOmm粒级回收率低，约 13%左右，对于-0. OlOmm粒级的锡石，重选几乎无法回收。单一的浮选则存在药剂用量大、 成本高、对环境有一定的污染、经济效益差的问题。中国专利公开号CN101884951公开了一种细粒和微细粒锡石联合选矿方法将细粒和微细粒级锡石经过沉淀浓缩后进行脱硫浮选，实现硫化矿与氧化矿的分离，然后进行浮选锡石作业，获得锡石毛精矿，再磁选、脱泥脱水和重选摇床作业，最终获得锡精矿。文中所述的新方法，即锡石脱硫浮选后直接进行锡石浮选，浮选后的锡石精矿再进行磁选和旋流器脱泥作业。这就说明在给矿中存在着大量的矿泥和部分铁矿物。而矿泥和铁矿物是锡石浮选中主要的干扰因素，不仅影响浮选效果的稳定性，而且锡石的浮选药剂耗量会非常大，生产成本也会很高。另外，锡石粗精矿进行旋流器脱泥，脱泥的稳定性会直接受到锡石浮选效果的影响，因此稳定性也难以保证。邬武进(细泥锡石浮选工艺研究，《上海第二工业大学学报》，2000 (2)，66-72)对车河选矿厂细泥锡石进行了研究，该细泥锡石是两次重选尾矿的分级溢流。由于浮选给矿中的含泥量较大，所以针对该细泥锡石进行了脱泥-浮锡和脱硫-脱泥-浮锡的两种工艺流程比较，认为后一种流程更加经济合理，精矿质量较高。该工艺对锡石的浮选也是采用的单一浮选流程，对浮选药剂的依赖性比较大。何名飞等(细粒锡石浮选研究，《矿业工程》，2008 )，四-31)提出了浮选方法回收细粒锡石。以BY-5和碳酸钠为脉石抑制剂，BY-9为捕收剂，P-86为辅助捕收剂，一次浮选可获得细品位8. 56 %，回收率61. 61 %的锡粗精矿，锡粗精矿在进行精选，锡精矿品位达到53. 58%，作业回收率81. 35%，锡总回收率50. 12%。该方法为单一的浮选方法，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。
综上所述，由于重选对微细粒锡石的选别效率低，所以研究的方向主要集中在了单一浮选技术。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。
发明内容
本发明的目的在于提供一种微细粒锡石的选矿方法，该法能耗低、设备占地面积小、选别效率高、回收率高。本发明的选矿方法由以下步骤组成 ①将原矿石磨矿至-0. 074mm占80 88 %，加水调浆至矿浆为浓度25 33 %，按每吨原矿计，依次加入500 2000克硫酸铜，100 200克丁基黄药和10 100克起泡剂 2号油，进行硫化矿浮选，获得浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿；②在背景磁场场强为0. IT的条件下，磁选浮选硫化矿尾矿，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选尾矿分级为+0. 043mm和-0. 043mm两个粒级；③+0. 043mm粒级进行螺旋溜槽重选，获得螺旋溜槽粗精矿和螺旋溜槽尾矿；螺旋溜槽粗精矿进行摇床重选，获得摇床锡石精矿和摇床尾矿；④-0. 043mm粒级进行旋流器脱泥，获得旋流器溢流和旋流器沉砂；⑤将旋流器沉砂调浆至矿浆浓度为25 33%，按每吨原矿计，依次加入500 2000克调整剂调浆，500 1500克捕收剂和20 100克起泡剂2号油，进行一次浮选粗选， 获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿；⑥浮选粗选尾矿矿浆浓度为20 30%，加入500 1000克捕收剂、10 40克起泡剂2号油进行一次浮选扫选，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；⑦浮选粗选精矿矿浆浓度为10 30%，进行一次空白精选，获得浮选粗精矿和浮选尾矿，浮选尾矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环；⑧精选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿和离心重选锡石中矿。摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿。所述调整剂为碳酸钠、水玻璃或六偏磷酸钠。所述捕收剂为苯乙烯磷酸、水杨羟肟酸铵或苯甲羟肟酸。本发明的优点是1.微细粒锡石回收之前，进行了脱硫浮选作业和磁选作业，除去影响锡石精矿质量的硫化矿和铁矿物，为锡石选别创造了良好的矿浆环境；2. +0. 043mm 粒级采用螺旋溜槽进行粗选，大大提高了单位面积的处理能力，节省了占地面积，分选效率高；3.对-0. 043mm粒级做旋流器脱泥处理，脱除-0. OlOmm以下的矿泥，减少了矿泥对后续浮选的干扰；4.采用浮选粗选和重选精选相结合回收-0. 043+0. OlOmm粒级的锡石，浮选药剂耗量少、成本低，选矿富集比达到5 10，锡石回收率高。
图1:本发明工艺流程图。
具体实施方式
为了更好的理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限于实施例。实施例1选用中国云南某地锡石原矿，主要矿物组成为锡石、磁黄铁矿、铁闪锌矿、磁铁矿、 角闪石、黑云母、石英、辉石和方解石等。原矿锡品位为0.98%。将原矿石磨矿至-0. 074mm 占82%，加水调浆至矿浆为30%浓度，按每吨原矿计，依次加入1000克硫酸铜调浆，150克丁基黄药和80克起泡剂2号油，进行硫化矿浮选，获得浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿， 其中浮选硫化矿精矿含锡0. 35%，锡回收率为10.01% ；浮选硫化矿尾矿在背景磁场场强为0. IT的条件下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，其中磁选精矿含锡0. 25%，锡回收率为2. 76% ；磁选尾矿分级为+0. 043mm和-0. 043mm两个粒级；+0. 043mm粒级进行螺旋溜槽重选，获得螺旋溜槽粗精矿和螺旋溜槽尾矿；螺旋溜槽粗精矿进行摇床重选，获得摇床锡石精矿和摇床尾矿，其中摇床锡石精矿含锡58. 23%，回收率23. 79% ；-0. 043mm粒级进行水力旋流器脱泥，获得旋流器溢流和旋流器沉砂；旋流器沉砂调浆至矿浆为26%浓度，按每吨原矿计，依次加入1000克水玻璃，1000克水杨羟肟酸铵和60克起泡剂2号油，进行一次浮选粗选，获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿；浮选粗选尾矿矿浆浓度为对％，加入600 克水杨羟肟酸铵、40克起泡剂2号油进行一次浮选扫选，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；浮选粗选精矿矿浆浓度为15%，进行一次空白精选，获得浮选粗精矿和浮选尾矿，其中浮选粗精矿锡品位为6. 20%，浮选尾矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环；浮选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿和离心重选锡石中矿，其中离心重选锡石精矿锡品位49. 08%，回收率为40. 11%，作业富集比为7. 92。摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿，锡品位为52. 13%，总回收率达到58. 83%。实施例2原矿与实施例1相同，原矿锡品位为0. 96%。将原矿石磨矿至-0. 074mm占85%， 加水调浆至矿浆为30%浓度，按每吨原矿计，依次加入1500克硫酸铜调浆，150克丁基黄药和100克起泡剂2号油，进行硫化矿浮选，获得浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿，其中浮选硫化矿精矿含锡0. 31%，锡回收率为8. 38% ；浮选硫化矿尾矿在背景磁场场强为 0. IT的条件下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，其中磁选精矿含锡0. 22%，锡回收率为2. 06% ；磁选尾矿分级为+0. 043mm和-0. 043mm两个粒级；+0. 043mm粒级进行螺旋溜槽重选，获得螺旋溜槽粗精矿和螺旋溜槽尾矿；螺旋溜槽粗精矿进行摇床重选，获得摇床锡石精矿和摇床尾矿，其中摇床锡石精矿含锡57. 03%，回收率29. 65% ；-0. 043mm粒级产品进行水力旋流器脱泥，获得旋流器溢流和旋流器沉砂；旋流器沉砂调浆至矿浆为浓度， 按每吨原矿计，依次加入1000克碳酸钠，1000克苯乙烯磷酸和60克起泡剂2号油，进行一次浮选粗选，获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿；浮选粗选尾矿矿浆浓度为对％，加入600 克苯乙烯磷酸、40克起泡剂2号油进行一次浮选扫选，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；浮选粗选精矿矿浆浓度为12%，进行一次空白精选，获得浮选粗精矿和浮选尾矿，其中浮选粗精矿锡品位为5. 80%，浮选尾矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环；浮选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿和离心重选锡石中矿，其中离心重选锡石精矿锡品位48. 08%，回收率为35. 00%，作业富集比为8.四。摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿，锡品位为51. 81%，总回收率达到64. 65%。实施例3原矿与实施例1相同，原矿锡品位为1. 08%。将原矿石磨矿至-0. 074mm占86%， 加水调浆至矿浆为浓度，按每吨原矿计，依次加入2000克硫酸铜调浆，200克丁基黄药和100克起泡剂2号油，进行硫化矿浮选，获得浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿，其中浮选硫化矿精矿含锡0. 36%，锡回收率为9. 99% ；浮选硫化矿尾矿在背景磁场场强为 0. IT的条件下进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，其中磁选精矿含锡0. 30%，锡回收率为2. 22% ；磁选尾矿分级为+0. 043mm和-0. 043mm两个粒级；+0. 043mm粒级进行螺旋溜槽重选，获得螺旋溜槽粗精矿和螺旋溜槽尾矿；螺旋溜槽粗精矿进行摇床重选，获得摇床锡石精矿和摇床尾矿，其中摇床锡石精矿含锡55. 20%，回收率30. 65% ；-0. 043mm粒级进行水力旋流器脱泥，获得旋流器溢流和旋流器沉砂；旋流器沉砂调浆至矿浆为25%浓度，按每吨原矿计，依次加入500克六偏磷酸钠，1000克苯甲羟肟酸和60克起泡剂2号油，进行一次浮选粗选，获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿；浮选粗选尾矿矿浆浓度为对％，加入600 克苯甲羟肟酸、40克起泡剂2号油进行一次浮选扫选，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；浮选粗选精矿矿浆浓度为10%，进行一次空白精选，获得浮选粗精矿和浮选尾矿，其中浮选粗精矿锡品位为5. 60%，浮选尾矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环；浮选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿和离心重选锡石中矿，其中离心重选锡石精矿锡品位47. 00%，回收率为34. 79%，作业富集比为8. 39。摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿，锡品位为50. 51%，总回收率达到65. 44% ο
权利要求
1.一种微细粒锡石的选矿方法，其特征在于由以下步骤组成①将原矿石磨矿至-0.074mm占80 88 %，加水调浆至矿浆为浓度25 33 %，按每吨原矿计，依次加入500 2000克硫酸铜，100 200克丁基黄药和10 100克起泡剂2号油，进行硫化矿浮选，获得浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿；②在背景磁场场强为0.IT的条件下，磁选浮选硫化矿尾矿，得到磁选精矿和磁选尾矿；磁选尾矿分级为+0. 043mm和-0. 043mm两个粒级；③+0.043mm粒级进行螺旋溜槽重选，获得螺旋溜槽粗精矿和螺旋溜槽尾矿；螺旋溜槽粗精矿进行摇床重选，获得摇床锡石精矿和摇床尾矿；④-0.043mm粒级进行旋流器脱泥，获得旋流器溢流和旋流器沉砂；⑤将旋流器沉砂调浆至矿浆浓度为25 33%，按每吨原矿计，依次加入500 2000克调整剂调浆，500 1500克捕收剂和20 100克起泡剂2号油，进行一次浮选粗选，获得浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿；⑥浮选粗选尾矿矿浆浓度为20 30%，加入500 1000克捕收剂、10 40克起泡剂 2号油进行一次浮选扫选，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；⑦浮选粗选精矿矿浆浓度为10 30%，进行一次空白精选，获得浮选粗精矿和浮选尾矿，浮选尾矿返回至一次浮选粗选作业形成闭路循环；⑧浮选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿和离心重选锡石中矿。摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿。
2.根据权利要求1所述的微细粒锡石的选矿方法，其特征在于所述调整剂为碳酸钠、 水玻璃或六偏磷酸钠。
3.根据权利要求1所述的微细粒锡石的选矿方法，其特征在于所述捕收剂为苯乙烯磷酸、水杨羟肟酸铵或苯甲羟肟酸。
全文摘要
一种微细粒锡石的选矿方法，其特征在于由以下步骤组成原矿石磨矿，调浆，进行硫化矿浮选；浮选硫化矿尾矿进行磁选，磁选尾矿分级为+0.043mm和-0.043mm两个粒级；+0.043mm粒级进行螺旋溜槽重选，摇床重选，获得摇床锡石精矿；-0.043mm粒级进行旋流器脱泥，获得旋流器沉砂；旋流器沉砂调浆进行一次浮选粗选、一次浮选扫选和一次浮选精选，获得浮选粗精矿；浮选粗精矿进行离心选矿机重选，获得离心重选锡石精矿，摇床锡石精矿和离心重选锡石精矿合并为总锡石精矿。本发明采用螺旋溜槽进行粗选，大大提高了单位面积的处理能力，节省了占地面积，分选效率高；采用浮选粗选和重选精选相结合，浮选药剂耗量少、成本低，选矿富集比达到5～10，锡石回收率高。
文档编号B03B7/00GK102489386SQ201110417988
公开日2012年6月13日 申请日期2011年12月13日 优先权日2011年12月13日
发明者何庆浪, 叶富兴, 李汉文, 汤玉和, 汪泰, 王成行, 童雄, 胡真, 邱显扬, 邹坚坚, 陈志强 申请人:广州有色金属研究院