一种银铜锡多金属矿的收锡方法 |
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| 申请号 | CN202410057579.9 | 申请日 | 2024-01-16 | 公开(公告)号 | CN117563759B | 公开(公告)日 | 2024-04-05 |
| 申请人 | 中国矿业大学(北京); 广西华锡有色金属股份有限公司; | 发明人 | 孙晓豪; 邱鸿鑫; 吴伯增; 胡明振; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种 银 铜 锡 多金属矿的收锡方法。本发明的银铜锡多金属矿的收锡方法，采用旋流器预先分级，降低了微细粒矿物颗粒对后续重选的干扰，提高了选别效率；旋流器预先分级‑四段摇床收锡的联动工艺，可实现精准的窄粒级摇床分选，提高细粒锡石的归队率。“能收早收、能丢早丢”，对于易于重选回收的部分锡石，提前回收，降低对后续工艺的干扰。采用该方法可有效提高锡石回收率，实现锡石的全粒级综合回收，重选粗粒锡石回收率大于80%，浮选细粒锡石回收率大于70%。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种银铜锡多金属矿的收锡方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种银铜锡多金属矿的收锡方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种银铜锡多金属矿的收锡方法。 背景技术[0002] 锡石常与硫化矿紧密嵌布，锡石与硫化矿可磨性差异大，导致锡石在磨矿过程中易过粉碎。粗粒锡石分选时，大量的微细粒矿泥的存在会恶化分选环境，间接导致锡资源流失。因此，亟需一种回收全粒级锡石的工艺，以解决上述问题。 [0003] 现有技术一公开了一种低品位细粒锡矿石的选矿方法，该方法通过预先脱硫，然后对脱硫尾矿进行磁选除铁，再进行旋流器脱泥处理，最后采用浮选回收细粒锡石，该工艺最终锡精矿品位仅为20% 30%，且对矿泥中锡石并未进行回收。现有技术二公开了一种锡石~细泥浮选工艺，该工艺通过集中所有的细粒矿浆，脱水后进行全粒级锡石浮选，然后浮选尾矿进行重选摇床回收，该工艺虽可以处理细粒级锡石，但是其全粒级浮选过程中，由于含泥量高，药剂消耗大，回收成本高。 [0004] 当前，针对不同粒级锡石综合回收工艺关注较少。因此，开发适应于不同粒级的锡石选矿回收工艺尤为重要。 [0005] 有鉴于此，特提出本发明。 发明内容[0006] 本发明的一个目的在于提供一种银铜锡多金属矿的收锡方法，以解决现有技术中的锡石回收率低，锡精矿品位低的技术问题；本发明的方法可提高锡石的回收率，提高锡精矿的品位。 [0007] 为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案： [0008] 一种银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0009] 将矿物原料进行第一分级处理，得到第一细砂相和第一粗砂相； [0010] 对所述第一粗砂相进行第一摇床处理，得到第一精矿、第一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿；对所述第一细砂相进行第二分级处理，得到第二细砂相和第二粗砂相； [0011] 对所述第二粗砂相进行第二摇床处理，得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿；对所述第二细砂相进行第一脱硫浮选和锡石浮选； [0012] 将所述第一粗精矿和所述第二粗精矿合并后进行摇床精选处理，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿； [0013] 将所述第一次精矿和所述第二次精矿混合后进行研磨分级和第二脱硫浮选，浮选尾矿再进行复洗摇床处理，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与所述第一摇床处理和所述第二摇床处理得到的分级产物一一对应合并； [0014] 所述第一中矿、所述第二中矿和所述第三中矿混合后进行第三摇床处理，得到粗精矿B、中矿B以及尾矿B；所述中矿B经过研磨处理后进行第四摇床处理，得到的中矿C返回进行第三摇床处理，粗精矿C返回进行所述摇床精选处理。 [0015] 在一种实施方式中，所述矿物原料中的锡的质量含量为0.63% 0.98%。~ [0016] 在一种实施方式中，所述第一粗砂相的粒度大于0.074mm，所述第一细砂相的粒度小于0.074mm；所述第二细砂相粒度小于0.038mm，所述第二粗砂相的粒度大于0.038mm且小于0.074mm。 [0017] 在一种实施方式中，所述第一分级处理采用第一旋流器，所述第一旋流器的运行压力为0.05 0.15Mpa。~ [0018] 在一种实施方式中，所述第二分级处理采用第二旋流器，所述第二旋流器的运行压力为0.1 0.2Mpa。~ [0019] 在一种实施方式中，所述第一摇床处理的冲程为18 20mm，冲次为260 280r/min。~ ~ [0020] 在一种实施方式中，所述第一粗砂相进行第一摇床处理的浓度为20% 30%。~ [0021] 在一种实施方式中，所述第二摇床处理的冲程为8 14mm，冲次为300 400r/min。~ ~ [0022] 在一种实施方式中，所述第二粗砂相进行第二摇床处理的浓度为15% 25%。~ [0023] 在一种实施方式中，所述锡石浮选采用旋流‑微泡浮选柱，所述旋流‑静态微泡浮选柱的循环压力为0.15 0.30Mpa，充气量为1200 2600L/h，泡沫层厚度为10 20cm。~ ~ ~ [0024] 在一种实施方式中，所述锡石浮选的矿浆的浓度为35% 40%，所述锡石浮选的矿浆~的pH为6 7。 ~ [0025] 在一种实施方式中，所述锡石浮选采用的锡石捕收剂包括苯甲羟肟酸，所述锡石捕收剂的用量为60 300g/t。~ [0026] 在一种实施方式中，所述研磨分级得到的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为80% 85%。~ [0027] 在一种实施方式中，所述第三摇床处理之前，将混合物料先进行磨矿处理；所述磨矿处理后的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为65% 70%。~ [0028] 在一种实施方式中，所述第二脱硫浮选的矿浆的浓度为30% 35%。~ [0029] 在一种实施方式中，所述第二脱硫浮选采用浮选捕收剂和起泡剂；所述浮选捕收剂包括丁基黄药和戊基黄药，所述丁基黄药和戊基黄药的质量比为（0.8 1）:1，所述浮选捕~收剂的用量为50 300g/t；所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量为20 45g/t。 ~ ~ [0030] 与现有技术相比，本发明的有益效果为： [0031] 采用旋流器预先分级，降低了微细粒矿物颗粒对后续重选的干扰，提高了选别效率；旋流器预先分级‑四段摇床收锡的联动工艺，可实现精准的窄粒级摇床分选，提高细粒锡石的归队率。“能收早收、能丢早丢”，对于易于重选回收的部分锡石，提前回收，降低对后续工艺的干扰。采用该方法可有效提高锡石回收率，实现锡石的全粒级综合回收，重选粗粒锡石回收率大于80%，浮选细粒锡石回收率大于70%。 具体实施方式[0032] 下面将结合实施例对本发明的实施方案进行详细描述，但是本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规产品。 [0033] 本发明涉及一种银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0034] 将矿物原料进行第一分级处理，得到第一细砂相和第一粗砂相。 [0035] 对所述第一粗砂相进行第一摇床处理，得到第一精矿、第一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿；对所述第一细砂相进行第二分级处理，得到第二细砂相和第二粗砂相。 [0036] 对所述第二粗砂相进行第二摇床处理，得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿；对所述第二细砂相进行第一脱硫浮选和锡石浮选。 [0037] 将所述第一粗精矿和所述第二粗精矿合并后进行摇床精选处理，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿。 [0038] 将所述第一次精矿和所述第二次精矿混合后进行研磨分级和第二脱硫浮选，浮选尾矿再进行复洗摇床处理，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与所述第一摇床处理和所述第二摇床处理得到的分级产物一一对应合并。 [0039] 所述第一中矿、所述第二中矿和所述第三中矿混合后进行第三摇床处理，得到粗精矿B、中矿B以及尾矿B；所述中矿B经过研磨处理后进行第四摇床处理，得到的中矿C返回进行第三摇床处理，粗精矿C返回进行所述摇床精选处理。 [0040] 采用旋流器预先分级，降低了微细粒矿物颗粒对后续重选的干扰，提高了选别效率；旋流器预先分级‑四段摇床收锡的联动工艺，可实现精准的窄粒级摇床分选，提高细粒锡石的归队率。“能收早收、能丢早丢”，对于易于重选回收的部分锡石，提前回收，降低对后续工艺的干扰。对于脉石矿物摇床及早抛废；采用该方法可有效提高锡石回收率，实现锡石的全粒级综合回收，重选粗粒锡石回收率大于80%，浮选细粒锡石回收率大于70%。 [0041] 在一种实施方式中，所述矿物原料中的锡的质量含量为0.63% 0.98%，包括但不限~于为0.63%、0.7%、0.8%、0.82%、0.85%、0.88%、0.9%、0.92%、0.95%、0.98%等。 [0042] 在一种实施方式中，所述第一粗砂相的粒度大于0.074mm（+0.074mm），所述第一细砂相的粒度小于0.074mm（‑0.074mm）；所述第二细砂相粒度小于0.038mm（‑0.038mm），所述第二粗砂相的粒度大于0.038mm且小于0.074mm（‑0.074mm +0.038mm）。本发明通过将将矿~物原料进行两次分级处理，以获取适宜粒度级的物料，有利于后期的摇床处理等操作，有利于提高最终得到的锡石的回收率及品位。 [0043] 在一种实施方式中，所述第一分级处理采用第一旋流器，所述第一旋流器的运行压力为0.05 0.15Mpa，包括但不限于为0.05Mpa、0.08Mpa、0.09Mpa、0.1Mpa、0.11Mpa、~0.12Mpa、0.13Mpa、01.4Mpa、0.15Mpa等。本发明的矿物原料进入第一旋流器中，由于粗颗粒与细颗粒之间存在粒度差，其受到离心力、向心浮力、流体曳力等大小不同，受离心沉降作用，大部分粗颗粒经旋流器底流口排出，得到第一粗砂相，大部分细颗粒由溢流管排出，得到第一细砂相，从而达到分离分级目的。通过采用适宜的运行压力以获取所需粒度的第一粗砂相和第一细砂相。 [0044] 在一种实施方式中，所述第二分级处理采用第二旋流器，所述第二旋流器的运行压力为0.1 0.2Mpa，包括但不限于为0.1Mpa、0.11Mpa、0.12Mpa、0.13Mpa、0.14Mpa、~0.15Mpa、0.16Mpa、0.17Mpa、0.18Mpa或0.2 Mpa等。第一细砂相进入至第二旋流器中进行第二分级处理，在适宜的运行压力的作用下，以获取所需粒度的第二细砂相和第二粗砂相。 [0045] 在一种实施方式中，所述第一摇床处理的冲程为18 20mm，包括但不限于为18mm、~19mm、19.6mm、20mm等；冲次为260 280r/min，包括但不限于为260r/min、262r/min、265r/~ min、270r/min、273r/min、275r/min、277r/min、280r/min等。本发明采用适宜条件的第一摇床处理，可控制床面的运动的速度和加速度的大小，对床层的松散分层和选择性搬运有很大的影响；适宜的冲程和冲次可使床层析离分层好，选择性运搬能力强，以更好地实现物料的分级。 [0046] 在一种实施方式中，所述第一粗砂相进行第一摇床处理的浓度（给矿浓度）为20%~30%，包括但不限于为20%、21%、22%、23%、24%、25%、26%、27%、28%、30%等。本发明在第一摇床处理的过程中，采用适宜的给矿浓度，进而使第一摇床处理的分级效果更佳。 [0047] 在一种实施方式中，所述第二摇床处理的冲程为8 14mm，包括但不限于为8mm、~9mm、10mm、11mm、12mm、13mm、14mm等；冲次为300 400r/min，包括但不限于为300r/min、~ 320r/min、350r/min、380r/min、400r/min等。本发明采用适宜条件的第二摇床处理，可使床层析离分层好，选择性运搬能力强，以更好地实现物料的分级。 [0048] 在一种实施方式中，所述第二粗砂相进行第二摇床处理的浓度（给矿浓度）为15%~25%，包括但不限于为15%、18%、20%、22%、24%、25%等。本发明在第二摇床处理的过程中，采用适宜的给矿浓度，进而使第二摇床处理的分级效果更佳。 [0049] 在一种实施方式中，第一脱硫浮选包括摇床作业，根据密度不同进行硫和锡石的分离。 [0050] 在一种实施方式中，所述锡石浮选采用旋流‑微泡浮选柱，所述旋流‑静态微泡浮选柱的循环压力为0.15 0.30Mpa，包括但不限于为0.15Mpa、0.18Mpa、0.2Mpa、0.22Mpa、~0.25Mpa、0.28Mpa或0.3Mpa等；充气量为1200 2600L/h，例如1200L/h、1500L/h、1800L/h、~ 2000L/h、2100L/h、2200L/h、2300L/h或2600L/h；泡沫层厚度为10 20cm，例如10cm、12cm、~ 15cm、18cm、20cm等。本发明采用适宜条件的旋流‑微泡浮选柱，其兼具传统浮选柱和旋流器的分选优势，采用浮选和离心分选的结合，强化了分选效果，使分选效率更高，使锡石的回收率更高；处理能力大，可节省药剂。 [0051] 在一种实施方式中，所述锡石浮选的矿浆的浓度为35% 40%，例如35%、36%、37%、~40%等，所述锡石浮选的矿浆的pH为6 7，例如6、6.1、6.3、6.5、6.7或7等。 ~ [0052] 在一种实施方式中，所述锡石浮选采用的锡石捕收剂包括苯甲羟肟酸，所述锡石捕收剂的用量为60 300g/t，即每吨的浆料使用锡石捕收剂60 300g；例如60g/t、70g/t、~ ~100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t等。本发明通过采用适宜用量的锡石捕收剂，可提高锡石的浮选效果，以提高最终的锡石的回收率。 [0053] 在一种实施方式中，所述研磨分级得到的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为80% 85%，例如80%、82%、85%、88%、90%等；通过研磨分级以获取适宜粒度的物料，有利~于后期的浮选操作，有利于提高锡石的回收率。 [0054] 在一种实施方式中，所述第三摇床处理之前，将混合物料先进行磨矿处理；所述磨矿处理后的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为65% 70%。~ [0055] 在一种实施方式中，所述第二脱硫浮选的矿浆的浓度为30% 35%，例如30%、31%、~32%、33%、34%、35%等；通过控制第二脱硫浮选的矿浆浓度，更有利于提高第二脱硫浮选的浮选效果。 [0056] 在一种实施方式中，所述第二脱硫浮选采用浮选捕收剂和起泡剂；所述浮选捕收剂包括丁基黄药和戊基黄药，所述丁基黄药和戊基黄药的质量比为（0.8 1）:1，所述浮选捕~收剂的用量为50 300g/t，例如50g/t、80g/t、100g/t、120g/t、150g/t、180g/t、200g/t、~ 220g/t、250g/t、280g/t或300g/t等。所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量为20 45g/~ t，例如20g/t、25g/t、30g/t、35g/t、45g/t等。本发明通过采用适宜用量的浮选捕收剂和起泡剂，两者可最大限度的发挥协同作用，以提升浮选效果。 [0057] 在一种优选地实施方式中，银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0058] 将矿物原料在第一旋流器中进行第一分级处理，所述矿物原料中的锡的质量含量为0.63% 0.98%，所述第一旋流器的运行压力为0.05 0.15Mpa,得到第一细砂相和第一粗砂~ ~相，所述第一粗砂相的粒度大于0.074mm，所述第一细砂相的粒度小于0.074mm。 [0059] 对所述第一粗砂相进行第一摇床处理，所述第一摇床处理的冲程为18 20mm，冲次~为260 280r/min，所述第一粗砂相进行第一摇床处理的浓度为20% 30%，得到第一精矿、第~ ~ 一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿。 [0060] 所述第一细砂相进入第二旋流器中进行第二分级处理，所述第二旋流器的运行压力为0.1 0.2Mpa，得到第二细砂相和第二粗砂相，所述第二细砂相粒度小于0.038mm，所述~第二粗砂相的粒度大于0.038mm且小于0.074mm。对所述第二粗砂相进行第二摇床处理，所述第二摇床处理的冲程为8 14mm，冲次为300 400r/min；所述第二粗砂相进行第二摇床处~ ~ 理的浓度为15% 25%，得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿。对所~ 述第二细砂相进行第一脱硫浮选和锡石浮选；所述锡石浮选采用旋流‑微泡浮选柱，所述旋流‑静态微泡浮选柱的循环压力为0.15 0.30Mpa，充气量为1200 2600L/h，泡沫层厚度为10~ ~ 20cm；所述锡石浮选的矿浆的浓度为35% 40%，矿浆的pH为6 7，采用的锡石捕收剂包括苯~ ~ ~ 甲羟肟酸，所述锡石捕收剂的用量为60 300g/t。 ~ [0061] 将所述第一粗精矿和所述第二粗精矿合并后进行摇床精选处理，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿。 [0062] 将所述第一次精矿和所述第二次精矿混合后进行研磨分级和第二脱硫浮选，所述研磨分级得到的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为80% 85%，所述第二脱硫浮~选的矿浆的浓度为30% 35%；所述第二脱硫浮选采用浮选捕收剂和起泡剂，所述浮选捕收剂~ 包括丁基黄药和戊基黄药，所述丁基黄药和戊基黄药的质量比为（0.8 1）:1，所述浮选捕收~ 剂的用量为50 300g/t；所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量为20 45g/t；浮选尾矿~ ~ 再进行复洗摇床处理，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与所述第一摇床处理和所述第二摇床处理得到的分级产物一一对应合并。 [0063] 所述第一中矿、所述第二中矿和所述第三中矿进行第三摇床处理，得到粗精矿B、中矿B以及尾矿B；所述中矿B经过研磨处理后进行第四摇床处理，得到的中矿C返回进行第三摇床处理，粗精矿C返回进行所述摇床精选处理。 [0064] 下面结合具体的实施例进一步解释说明。 [0065] 实施例1 [0067] 银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0068] （1）原矿经过两段旋流器进行分级处理，第一旋流器溢流（‑0.074mm）粒度级别矿物进入第二旋流器，第一旋流器的底流（+0.074mm）进入一段粗砂摇床处理，第一旋流器运行压力为0.10Mpa，粗砂摇床冲程18mm，冲次260r/min，给矿浓度15%；第二旋流器的溢流（‑0.038mm）进入浮选，第二旋流器的底流（‑0.074mm +0.038mm）进入一段细砂摇床，第二旋流~ 器运行压力为0.20Mpa，细砂摇床冲程8mm，冲次350r/min，给矿浓度15%。一段粗砂摇床得到第一精矿、第一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿，细砂摇床处理得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿。 [0069] （2）所述第一粗精矿和第二粗精矿合并进行摇床精选，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿。 [0070] （3）所述第一次精矿和第二次精矿合并经过磨矿分级，磨矿产品中粒度为‑0.074mm的物料的占比为80%，调节浮选矿浆浓度为30%，进行脱硫浮选，浮选捕收剂为丁基黄药和戊基黄药按照质量比为1：1复配而成，药剂用量为175g/t，起泡剂松醇油用量为45g/t，浮选尾矿进入二段复洗摇床，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与前述步骤产品一一对应合并。 [0071] （4）第一中矿、第二中矿和第三中矿合并后的物料先进行磨矿处理；磨矿处理后的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为70%，再进入三段摇床，回收得到三个产品，分别是粗精矿、中矿以及尾矿。 [0072] （5）三段摇床得到的中矿经过磨矿处理，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为85%；进入四段摇床处理，得到的中矿返回上级作业，尾矿抛尾。 [0073] （6）第二旋流器分级溢流浓缩脱水后，进行脱硫浮选、锡石浮选作业，锡石浮选过程中矿浆pH为6，矿浆浓度为35%，锡石浮选过程中捕收剂苯甲羟肟酸药剂用量为150g/t。旋流‑静态微泡浮选柱循环压力0.30Mpa，充气量2600L/h，泡沫层厚度为20cm。 [0074] 通过上述的方法，重选锡精矿品位为55.37%，锡精矿作业回收率为83.42%；浮选锡精矿品位为4.32%，锡精矿作业回收率为72.15%。 [0075] 实施例2 [0076] 本实施例为本发明银铜锡多金属矿的收锡方法另一个实例，矿物原料为云南某地锡多金属矿。该矿石主要矿物组成为锡石、黄铁矿、石英、白云母、高岭石和白云石等。矿石中主要有价元素锡平均品位为0.70%。 [0077] 银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0078] （1）原矿经过两段旋流器进行分级处理，第一旋流器的溢流（‑0.074mm粒度级别矿物）进入第二旋流器，第一旋流器的底流（+0.074mm）进入一段粗砂摇床处理，第一旋流器运行压力为0.15Mpa，粗砂摇床冲程20mm，冲次260r/min，给矿浓度25%；第二旋流器的溢流（‑0.038mm）进入浮选，第二旋流器的底流（‑0.074mm +0.038mm）进入一段细砂摇床，第二旋流~ 器运行压力为0.20Mpa，细砂摇床冲程12mm，冲次380r/min，给矿浓度20%。一段粗砂摇床得到第一精矿、第一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿，细砂摇床处理得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿。 [0079] （2）第一粗精矿和第二粗精矿合并进行摇床精选，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿。 [0080] （3）第一次精矿和第二次精矿合并后经过磨矿分级，磨矿产品中粒度为‑0.074mm的物料占比为82%；调节浮选矿浆的浓度为35%，进行脱硫浮选，浮选捕收剂为丁基黄药和戊基黄药按照质量比为1：1复配而成，药剂用量为195g/t，起泡剂松醇油用量为20g/t，浮选尾矿进入二段复洗摇床，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与前述步骤产品一一对应合并。 [0081] （4）第一中矿、第二中矿和第三中矿合并后的物料先进行磨矿处理；磨矿处理后的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为70%，再进入三段摇床，回收得到三个产品，分别是粗精矿、中矿以及尾矿； [0082] （5）三段摇床中矿经过磨矿处理，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为85%；进入四段摇床处理，中矿返回上级作业，尾矿抛尾； [0083] （6）第二旋流器分级溢流浓缩脱水后，进行脱硫浮选、锡石浮选作业，锡石浮选过程中矿浆pH为7，矿浆浓度为40%，锡石浮选过程中捕收剂苯甲羟肟酸药剂用量为145g/t。旋流‑静态微泡浮选柱循环压力0.20Mpa，充气量2000L/h，泡沫层厚度为15cm。 [0084] 通过上述收锡方法，重选锡精矿品位为56.05%，锡精矿作业回收率为84.87%；浮选锡精矿品位为4.11%，锡精矿作业回收率为75.38%。 [0085] 实施例3 [0086] 本实施例为本发明的银铜锡多金属矿的收锡方法再一个实例，矿物原料为贵州某地锡多金属矿。该矿石主要矿物组成为锡石、黄铁矿、石英、白云母、方解石等。矿石中主要有价元素锡平均品位为0.98%。 [0087] 银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0088] （1）原矿经过两段旋流器进行分级处理，第一旋流器的溢流（‑0.074mm粒度级别矿物）进入第二旋流器，第一旋流器的底流（+0.074mm）进入一段粗砂摇床处理，第一旋流器运行压力为0.05Mpa，粗砂摇床冲程18mm，冲次260r/min，给矿浓度20%；第二旋流器的溢流（‑0.038mm）进入浮选，第二旋流器的底流（‑0.074mm +0.038mm）进入一段细砂摇床，第二旋流~ 器运行压力为0.10Mpa，细砂摇床冲程8mm，冲次400r/min，给矿浓度15%；一段粗砂摇床得到第一精矿、第一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿，细砂摇床处理得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿。 [0089] （2）上述第一粗精矿和第二粗精矿合并进行摇床精选，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿。 [0090] （3）第一次精矿和第二次精矿合并经过磨矿分级，磨矿产品中粒度为‑0.074mm的物料的占比为85%。调节浮选矿浆浓度为30%，进行脱硫浮选，浮选捕收剂为丁基黄药和戊基黄药按照质量比为1：1复配而成，药剂用量为200g/t，起泡剂松醇油用量为45g/t，浮选尾矿进入二段复洗摇床，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与前述步骤产品一一对应合并。 [0091] （4）第一中矿、第二中矿和第三中矿混合后先进行磨矿处理；磨矿处理后的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为70%，再进入三段摇床，回收得到三个产品，分别是粗精矿、中矿以及尾矿； [0092] （5）三段摇床的中矿经过磨矿处理，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为85%；进入四段摇床处理，得到的中矿返回上级作业，尾矿抛尾； [0093] （6）第二旋流器分级溢流浓缩脱水后，进行脱硫浮选、锡石浮选作业，锡石浮选过程中矿浆pH为7，矿浆浓度为40%，锡石浮选过程中捕收剂苯甲羟肟酸药剂用量为178g/t。旋流‑静态微泡浮选柱循环压力0.15Mpa，充气量1200L/h，泡沫层厚度为10cm。 [0094] 通过上述的方法，重选锡精矿品位为49.84%，锡精矿作业回收率为85.88%；浮选锡精矿品位为4.88%，锡精矿作业回收率为76.77%。 [0095] 实施例4 [0096] 本实施例为本发明的银铜锡多金属矿的收锡方法又一个实例，矿物原料为四川某地锡多金属矿为例。该矿石主要矿物组成为锡石、黄铁矿、石英、白云母、黑云母、高岭石和白云石等。矿石中主要有价元素锡平均品位为0.63%。 [0097] 银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0098] （1）原矿经过两段旋流器进行分级处理，第一旋流器的溢流（‑0.074mm粒度级别矿物）进入第二旋流器，第一旋流器的底流（+0.074mm）进入一段粗砂摇床处理，第一旋流器运行压力为0.15Mpa，粗砂摇床冲程20mm，冲次280r/min，给矿浓度20%。第二旋流器的溢流（‑0.038mm）进入浮选，第二旋流器的底流（‑0.074mm +0.038mm）进入一段细砂摇床，第二旋流~ 器运行压力为0.10Mpa，细砂摇床冲程8mm，冲次400r/min，给矿浓度22%。一段粗砂摇床得到第一精矿、第一粗精矿、第一次精矿、第一中矿和第一尾矿，细砂摇床处理得到第二精矿、第二粗精矿、第二次精矿、第二中矿和第二尾矿。 [0099] （2）上述第一粗精矿和第二粗精矿合并进行摇床精选，得到锡精矿、次精矿、锡石中矿和尾矿。 [0100] （3）第一次精矿和第二次精矿合并经过磨矿分级，磨矿产品中‑0.074mm占比为83%。调节浮选矿浆浓度为30%，进行脱硫浮选，浮选捕收剂为丁基黄药和戊基黄药按照1：1复配而成，药剂用量为140g/t，起泡剂松醇油用量为20g/t，浮选尾矿进入二段复洗摇床，得到第三精矿、第三粗精矿、第三次精矿、第三中矿和第三尾矿，与前述步骤产品一一对应合并。 [0101] （4）上述第一中矿、第二中矿和第三中矿先进行磨矿处理；磨矿处理后的物料中，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为70%，再进入三段摇床，回收得到三个产品，分别是粗精矿、中矿以及尾矿； [0102] （5）三段摇床的中矿经过磨矿处理，粒度小于0.074mm的物料的体积占比为85%；进入四段摇床处理，四段摇床处理得到的中矿返回上级作业，尾矿抛尾； [0103] （6）第二旋流器分级溢流浓缩脱水后，进行脱硫浮选、锡石浮选作业，锡石浮选过程中矿浆pH为7，矿浆浓度为38%，锡石浮选过程中捕收剂苯甲羟肟酸药剂用量为146g/t。旋流‑静态微泡浮选柱循环压力0.15Mpa，充气量2000L/h，泡沫层厚度为15cm。 [0104] 通过上述方法，重选锡精矿品位为56.29%，锡精矿作业回收率为81.10%；浮选锡精矿品位为4.10%，锡精矿作业回收率为70.12%。 [0105] 实施例5 [0106] 银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0107] 除步骤（3）中磨矿产品中‑0.074mm占比为80%；浮选捕收剂的用量为100g/t，起泡剂松醇油用量为20g/t；步骤（6）中，锡石浮选过程中捕收剂苯甲羟肟酸药剂用量为105g/t。旋流‑静态微泡浮选柱循环压力0.3Mpa，充气量1200L/h，泡沫层厚度为10cm；其他条件同实施例4。 [0108] 通过上述方法，重选锡精矿品位为45.69%，锡精矿作业回收率为75.69%；浮选锡精矿品位为3.87%，锡精矿作业回收率为70.21%。 [0109] 实施例6 [0110] 银铜锡多金属矿的收锡方法，包括以下步骤： [0111] 除步骤（3）中磨矿产品中‑0.074mm占比为85%；浮选捕收剂的用量为230g/t，起泡剂松醇油用量为20g/t；步骤（6）中，锡石浮选过程中捕收剂苯甲羟肟酸药剂用量为195g/t。旋流‑静态微泡浮选柱循环压力0.2Mpa，充气量1580L/h，泡沫层厚度为18cm；其他条件同实施例4。 [0112] 通过上述方法，重选锡精矿品位为46.21%，锡精矿作业回收率为75.94%；浮选锡精矿品位为4.03%，锡精矿作业回收率为69.91%。 [0113] 本发明的方法，采用旋流器预先分级，可降低微细粒矿物颗粒对后续重选的干扰，提高选别效率；旋流器预先分级‑四段摇床收锡的联动工艺，可实现精准的窄粒级摇床分选，提高细粒锡石的归队率。“能收早收、能丢早丢”，对于易于重选回收的部分锡石，提前回收，降低对后续工艺的干扰。采用该方法可有效提高锡石回收率，实现锡石的全粒级综合回收，重选粗粒锡石回收率大于80%，浮选细粒锡石回收率大于70%。 [0114] 最后应说明的是：以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，但本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。 |
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