一种微细粒锡石的选矿方法 |
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| 申请号 | CN201611034013.6 | 申请日 | 2016-11-23 | 公开(公告)号 | CN106583023A | 公开(公告)日 | 2017-04-26 |
| 申请人 | 昆明理工大学; | 发明人 | 冉金城; 刘全军; 邱显扬; 姚艳清; 胡佛明; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种微细粒 锡 石的选矿方法，属于矿物加工或选矿技术领域。本发明采用 水 力 旋流器 预先分级得到沉砂和溢流，然对沉砂进行浮选，得到浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿 尾矿 ；对浮选尾矿进行 磁选 得到磁选精矿和磁选尾矿；将磁选尾矿和旋流器溢流合并、浓缩，采用Falcon离心选矿机粗选，得到粗选锡石精矿和粗选锡石尾矿；粗选锡石精矿进行分级、摇床重选，得到各个粒级下的重选锡石精矿、重选锡石中矿和重选尾矿；对重选锡石中矿反浮选，得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。本发明具有锡回收率高、生产成本低、适应性强且对环境污染小的特点，适合含泥量较高的微细粒锡石的回收。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种微细粒锡石的选矿方法，其特征在于，具体步骤如下： |
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| 说明书全文 | 一种微细粒锡石的选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及一种微细粒锡石的选矿方法，特别涉及一种含泥量高的微细粒级锡石的选矿方法，属于矿物加工或选矿技术领域。 背景技术[0003] 微细粒锡石常用的选矿方法包括重选法和浮选法两种。重选法是一种常见的锡石选矿方法，但由于矿物粒度较细，采用单一重选法难以得到最终精矿产品，而摇床虽可得到较高品位的锡精矿，但由于摇床处理能力低、占地面积大等特点，在锡石选矿中应用受到限制。浮选法是处理微细粒锡石的最常用的选矿方法，但其具有药耗量大、生产成本高、浮选精矿常需摇床后进一步富集、生产流程复杂的特点，对微细粒锡石，尤其是泥化严重的锡石选别效果不佳。 [0004] CN103495493A公开了一种低品位细粒锡矿石的选矿方法，其首先对多金属原矿石进行硫化矿浮选，获得硫化矿精矿和硫化矿浮选尾矿；然后对硫化矿浮选尾矿进行磁选，以获得铁精矿和磁选尾矿；再对磁选尾矿进行旋流器脱泥处理，获得旋流器沉砂；在旋流器沉砂中再添加调整剂和捕收剂，经浮选后获得锡石精矿。但此方法采用浮选法回收锡石矿物，所用药剂种类繁杂，难以控制，且最终精矿品位仅有20% 30%，选别指标较差，细粒锡石仍难~以有效富集。 [0005] CN101884951A公开了一种细粒和微细粒锡石联合选矿工艺，此工艺采用两次浮选作业、磁选作业、脱泥脱水作业和重选作业的有效结合，对矿石性质复杂、杂质含量高、选矿难度大的10微米至37微米间的细粒和微细粒矿物选别提供了一种新的选矿模式，最终可获得锡品位50%以上的锡精矿。但此法将脱泥作业置于浮选硫化矿作业后，会导致矿泥严重影响浮选作业，矿石中原生矿泥和次生矿泥会大量吸附浮选药剂，导致硫化矿浮选指标较差，药剂成本较高的后果。 [0006] CN103551245A公开了一种复杂多金属微细粒锡石硫化矿的选矿方法，采用磁选-浮选联合工艺对复杂多金属微细粒锡石硫化矿进行综合回收，在原矿磨矿细度位-200目95%以上的条件下，采用高梯度磁选脱除其中磁性矿物，再对磁选尾矿进行硫化矿浮选，浮选尾矿进行锡石浮选，通过组合抑制剂（羧甲基纤维素钠和水玻璃）、羟肟酸类捕收剂的应用及浮选温度、药剂作用时间的控制，最终得到精矿品位和回收率均在40%以上的锡精矿。 但此法并未改变微细粒矿泥对锡石浮选的影响，锡石浮选中羟肟酸类捕收剂搅拌时间高达 20min，存在浮选成本高的问题。 发明内容[0007] 本发明目的是针对现有含泥量高的微细粒锡石选矿方法中精矿品位低、选别成本高、回收率低等问题，提供一种微细粒锡石选矿方法。 [0008] 一种微细粒锡石选矿方法，其具体步骤如下：（1）将原矿石破碎、磨矿至-0.074mm占85% 95%，然后进行旋流器分级得到沉砂和溢流； ~ （2）将步骤（1）的沉砂加水调浆至矿浆浓度为25% 35%，按每吨沉砂计，依次加入捕收剂~ 100g/t 300g/t和起泡剂20g/t 50g/t，进行硫化矿浮选，得到浮选硫化矿精矿和浮选硫化~ ~ 矿尾矿； （3）在磁场强度为0.1T 0.5T的条件下，磁选步骤（2）的硫化矿尾矿得到磁选精矿和磁~ 选尾矿； （4）将步骤（3）磁选尾矿与步骤（1）溢流合并，调节矿浆浓度为40% 50%，然后采用~ Falcon离心选矿机进行粗选，得到粗选锡石精矿和粗选锡石尾矿； （5）将步骤（4）粗选锡石精矿进行分级为粗粒级、中等粒级和细粒级，然后分别对粗粒级、中等粒级和细粒级的精矿进行摇床重选，得到粗粒级、中等粒级和细粒级的精矿、中矿和尾矿，将粗粒级、中等粒级和细粒级的精矿合并得到重选锡石精矿、将粗粒级、中等粒级和细粒级的中矿合并得到重选锡石中矿，将粗粒级、中等粒级和细粒级的尾矿合并得到重选尾矿； （6）将步骤（5）重选锡石中矿加水调浆至矿浆浓度为25% 35%，按每吨锡石中矿计，加入~ 胺类捕收剂100 200g/t，进行反浮选，得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。 ~ [0009] 所述步骤（1）溢流的粒度小于0.019mm；所述步骤（2）捕收剂为丁基黄药、乙硫氮或异戊基黄药； 所述步骤（2）起泡剂为2#油、煤油或柴油； 所述步骤（4）中Falcon离心机扩大重力倍数为200G 300G、给料速度为1.0L/min 3.0L/~ ~ min、排矿压力为1.0KPa 2.0Kpa；离心作业为两段或三段作业，各段离心作业的锡石精矿合~ 并为粗选锡石粗精矿； 所述步骤（5）中粗粒级的粒径不小于0.053mm，细粒级的粒径不大于0.037mm。 [0010] 所述步骤（6）中胺类捕收剂为十二胺或十八胺。 [0011] 本发明采用水力旋流器预先分级，得到旋流器沉砂和溢流，然后将旋流器沉砂加入浮选机进行浮选，得到浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿；浮选尾矿进入磁选机进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；将磁选尾矿和旋流器溢流合并、浓缩，采用Falcon离心选矿机进行粗选，经多段选别得到粗选锡石精矿和粗选锡石尾矿；粗选锡石精矿进行分级，分别对分级精矿进入摇床重选，得到各个粒级下的重选锡石精矿、重选锡石中矿和重选尾矿，采用胺类捕收剂对重选锡石中矿反浮选，得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。 [0012] 根据原矿性质的不同，经旋流器对含泥量高的微细粒锡石进行预先分级，脱除对浮选作业影响极大的-0.019mm粒级，可抛除产率在15%以下的极细矿泥，不仅减少了浮选硫化矿的给矿量，还提高了入选品位；浮选硫化矿尾矿进入磁选作业，脱除铁磁性矿物，不仅获得了铁精矿，而且降低了铁磁性矿物对锡石重选的影响，进一步提高了锡石入选品位；磁选尾矿和旋流器溢流合并，经浓密后进入离心选矿作业，采用Falcon离心选矿机，有效的脱除了大量轻质矿泥，不仅进一步提高了精选给矿品位，而且大大降低了摇床给矿量；离心选矿所得粗选锡石精矿进入分级作业，并将不同粒级锡石精矿分别进行摇床精选，得到重选锡石精矿、重选锡石中矿和重选尾矿，采用胺类捕收剂对重选锡石中矿反浮选，得到得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。经上述方法，可获得锡品位大于45%、回收率大于55%的重选锡石精矿及锡品位为15 20%，回收率大于15%的反浮选锡石精矿。~ [0013] 本发明的有益效果是：1）采用水力旋流器预先分级，脱除-0.019mm极细粒级以备用，提高了各有价元素的入选矿品位，抛除掉浮选、磁选和重选均难以回收的极细粒级，并采用对极细粒级选别较好的Falcon离心选矿机进行选别，降低了极细矿泥对硫化矿浮选的影响； 2）采用浮选-磁选联合流程进行其他有价元素的选别，不仅获得了硫化矿精矿和铁精矿，而且还减少了锡石选别的给矿量，提高了锡石选别给矿的品位，并有效降低了硫化矿和铁磁性矿物对锡石选别的影响； 3）采用Falcon离心选矿机进行锡石粗选，相较于原锡石浮选作业，不仅降低了药剂的消耗、减少了药剂对环境的污染，而且消除了浮选泡沫中药剂所形成的矿物絮团对重选的影响，抛除掉大量轻质脉石矿物，大大降低了摇床给矿量，并可获得和浮选相似品位的锡石粗精矿； 4）对离心所获精矿进行预先分级，使得不同粒级矿物在不同床面上进行精选，不仅可提高不同床面的分选效率，解决同一床面对不同粒级选别效果差的难题，且经试验发现，分级后对矿石性质的变化有更强的适应性，可通过各产品的产率及品位来调节Falcon离心机参数，实现锡石离心-重选的高效结合； 5）采用反浮选对锡石摇床中矿进行进一步富集，只需一种胺类捕收剂即可获得品位15 20%、回收率大于15%的锡精矿，为锡石摇床中矿的处理提供了新的参考。 ~ [0014] 6）采用上述旋流器分级、沉砂浮选硫化矿、浮选尾矿磁选除铁、磁选尾矿和旋流器溢流进行Falcon离心选别、离心选别精矿分级重选、摇床中矿反浮选的流程，对微细粒锡石具有较强适应性，可实现微细粒锡石及其他有价元素的综合回收利用。附图说明 [0015] 图1为本发明的流程示意图。 具体实施方式[0016] 下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。 [0018] 如图1所示，一种微细粒锡石选矿方法，其具体步骤如下：（1）将原矿石破碎、磨矿至-0.074mm占95%，然后经水力旋流器预先分级，脱除-0.01mm粒级，得到沉砂和溢流； （2）将步骤（1）的沉砂加水调浆至矿浆浓度为25%，按每吨沉砂计，依次加入捕收剂丁基黄药150g/t、起泡剂2#油20g/t，进行硫化矿浮选，得到产率为5.24%的浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿； （3）在磁场强度为0.1T的条件下，磁选步骤（2）的硫化矿尾矿得到磁选精矿和磁选尾矿； （4）将步骤（3）磁选尾矿与步骤（1）溢流合并，调节矿浆浓度为40%，然后采用Falcon离心选矿机进行粗选，调节离心机扩大重力倍数为200G、给料速度为3L/min、排矿压力为 2.0KPa，经三次离心作业得到粗选锡石精矿和粗选锡石尾矿； （5）根据锡石的嵌布粒度及磨矿细度，将步骤（4）粗选锡石精矿进行分级箱分级为+ 0.053mm、-0.053+0.019mm和-0.019mm三个粒级，然后分别对三个粒级的精矿进行摇床重选，得到+0.053mm、-0.053+0.019mm和-0.019mm三个粒级的精矿、中矿和尾矿，将三个粒级的精矿合并得到重选锡石精矿、将三个粒级的中矿合并得到重选锡石中矿，将三个粒级的尾矿合并得到重选尾矿； （6）将步骤（5）重选锡石中矿加水调浆至矿浆浓度为25%，按每吨锡石中矿计，加入胺类捕收剂十二胺200g/t，进行反浮选1min，得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。 [0019] 最终得到锡品位为47.88%、回收率为56.35%的重选锡石精矿及锡品位17.21%、回收率为15.41%的反浮选锡石精矿，锡总回收率达到71.76%。 [0020] 实施例2：本实施例以云锡某含锡多金属硫化矿为研究对象。 [0021] 如图1所示，一种微细粒锡石选矿方法，其具体步骤如下：（1）将原矿石破碎、磨矿至-0.074mm占91%，然后经水力旋流器预先分级，脱除-0.01mm粒级，得到沉砂和溢流； （2）将步骤（1）的沉砂加水调浆至矿浆浓度为30%，按每吨沉砂计，依次加入异戊基黄药 100g/t、起泡剂煤油50g/t，进行硫化矿浮选，得到产率为7.79%的浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿； （3）在磁场强度为0.3T的条件下，磁选步骤（2）的硫化矿尾矿得到磁选精矿和磁选尾矿； （4）将步骤（3）磁选尾矿与步骤（1）溢流合并，调节矿浆浓度为50%，然后采用Falcon离心选矿机进行粗选，调节离心机扩大重力倍数为250G、给料速度为2L/min、排矿压力为 1.5KPa，经两次离心作业得到粗选锡石精矿和粗选锡石尾矿； （5）根据锡石的嵌布粒度及磨矿细度，将步骤（4）粗选锡石精矿进行分级箱分级为+ 0.053mm、-0.053+0.019mm和-0.019mm三个粒级，然后分别对三个粒级的精矿进行摇床重选，得到+0.053mm、-0.053+0.019mm和-0.019mm三个粒级的精矿、中矿和尾矿，将三个粒级的精矿合并得到重选锡石精矿、将三个粒级的中矿合并得到重选锡石中矿，将三个粒级的尾矿合并得到重选尾矿； （6）将步骤（5）重选锡石中矿加水调浆至矿浆浓度为30%，按每吨锡石中矿计，加入胺类捕收剂十二胺100g/t，进行反浮选1.5min，得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。 [0022] 最终得到锡品位为51.60%、回收率为59.07%的重选锡石精矿及锡品位18.46%、回收率为16.11%的反浮选锡石精矿，锡总回收率达到75.18%。 [0023] 实施例3：本实施例以云南某含锡多金属硫化矿为研究对象。 [0024] 如图1所示，一种微细粒锡石选矿方法，其具体步骤如下：（1）将原矿石破碎、磨矿至-0.074mm占85%，然后经水力旋流器预先分级，脱除-0.019mm粒级，得到沉砂和溢流； （2）将步骤（1）的沉砂加水调浆至矿浆浓度为35%，按每吨沉砂计，依次加入捕收剂乙硫氮300g/t、起泡剂柴油30g/t，进行硫化矿浮选，得到产率为8.77%的浮选硫化矿精矿和浮选硫化矿尾矿； （3）在磁场强度为0.5T的条件下，磁选步骤（2）的硫化矿尾矿得到磁选精矿和磁选尾矿； （4）将步骤（3）磁选尾矿与步骤（1）溢流合并成，调节矿浆浓度为45%，然后采用Falcon离心选矿机进行粗选，调节离心机扩大重力倍数为300G、给料速度为1L/min、排矿压力为 1.0KPa，经三次离心作业得到粗选锡石精矿和粗选锡石尾矿； （5）根据锡石的嵌布粒度及磨矿细度，将步骤（4）粗选锡石精矿进行分级箱分级为+ 0.074mm、-0.074+0.037mm和-0.037mm三个粒级，然后分别对三个粒级的精矿进行摇床重选，得到+0.074mm、-0.074+0.037mm和-0.037mm三个粒级的精矿、中矿和尾矿，将三个粒级的精矿合并得到重选锡石精矿、将三个粒级的中矿合并得到重选锡石中矿，将三个粒级的尾矿合并得到重选尾矿； （6）将步骤（5）重选锡石中矿加水调浆至矿浆浓度为30%，按每吨锡石中矿计，加入胺类捕收剂十八胺150g/t，进行反浮选2min，得到反浮选锡石精矿和反浮选尾矿。 [0025] 最终得到锡品位为56.89%、回收率为59.77%的重选锡石精矿及锡品位18.49%、回收率为15.41%的反浮选锡石精矿，锡总回收率达到75.81%。 |
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