一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法及其应用 |
|||||||
| 申请号 | CN202410038798.2 | 申请日 | 2024-01-11 | 公开(公告)号 | CN117548236B | 公开(公告)日 | 2024-05-07 |
| 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 | 吴伯增; 邱鸿鑫; 孙晓豪; 胡明振; 袁伟良; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种降低 脱硫 浮选 泡沫 中 锡 含量的方法及其应用。方法包括：将重选 尾矿 进行磨矿得到磨矿料，去除其中粒度低于0.01~0.02mm的颗粒并加入第一调节剂和第二调节剂，并调节pH至6~8，得到待浮选物料，将其与硫化矿浮选捕收剂和起泡剂混合并通过浮选机进行一次浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；通过浮选机将粗选尾矿进行三次扫选，并将三次扫选所得的扫选精矿依次返回上级工序构成循环；通过旋流‑静态浮选柱将粗选精矿进行三次空白精选，得到硫精矿和含硫锡中矿，将含硫锡中矿和三次扫选所得的含锡尾矿混合备用。该方法可以有效降低脱硫浮选泡沫中的锡含量，解决脱硫浮选泡沫夹锡严重的问题。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，其特征在于，包括如下步骤： |
||||||
| 说明书全文 | 一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法及其应用技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法及其应用。 背景技术[0002] 锡石是作为主要的含锡矿物，其常与金属硫化矿共伴生存在。随着高品位富矿的急速开采，贫、细、杂的锡多金属矿资源开发愈发重要。当前，根据锡石粒度组成差异，锡石主要通过重选、浮选等联合工艺进行回收。对于微细粒锡石而言，浮选是有效的回收手段。但由于微细粒锡石中还含有大量的硫化矿，硫化矿的存在导致锡石捕收效果差，浮选药剂消耗量大，降低锡石精矿产品质量，因此在微细粒锡石浮选之前通常会进行脱硫浮选作业，以消除硫化矿带来的不利影响。 [0003] 然而，由于锡石粒度较细，极易泥化，脱硫浮选过程中极易发生夹带，导致锡石流失在硫化矿泡沫中。 [0004] 有鉴于此，特提出本发明。 发明内容[0005] 本发明的第一目的在于提供一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，该方法可以有效降低脱硫浮选泡沫中的锡含量，解决了脱硫浮选过程中极易发生夹带导致锡石流失在硫化矿泡沫中的问题。 [0006] 本发明的第二目的在于提供一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法在回收锡石中的应用。 [0007] 为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案： [0008] 本发明首先提供了一种降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，包括如下步骤： [0009] 将经过重选所获得的重选尾矿进行磨矿，使粒度低于0.074mm的颗粒占比为70%~85%，得到磨矿料；其中，所述重选尾矿中的锡元素的质量分数为0.6% 0.9%，硫元素的质量~ 分数为5.9% 6.9%； ~ [0010] 去除所述磨矿料中粒度低于0.01 0.02mm的颗粒，然后向其中加入第一调节剂和~第二调节剂，并将混合物料的pH调节至6 8，得到待浮选物料；所述第一调节剂包括水玻璃~ 和焦磷酸钠中的至少一种；所述第二调节剂包括羧甲基纤维素钠和十二烷基硫酸钠中的至少一种； [0011] 将所述待浮选物料与硫化矿浮选捕收剂和起泡剂混合，并通过浮选机进行一次浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿； [0012] 通过所述浮选机将所述粗选尾矿进行三次扫选，并将所述三次扫选所得的扫选精矿依次返回上级工序构成循环； [0013] 通过旋流‑静态浮选柱将所述粗选精矿进行三次空白精选，得到硫精矿和含硫锡中矿，将所述含硫锡中矿和所述三次扫选所得的含锡尾矿混合备用。 [0014] 优选地，每吨所述磨矿料中所加入的所述第一调节剂的质量为800 1000g。~ [0015] 优选地，每吨所述磨矿料中所加入的所述第二调节剂的质量为1200 1800g。~ [0016] 优选地，所述将混合物料的pH调节至6 8之后，搅拌5 10min。~ ~ [0017] 优选地，所述硫化矿浮选捕收剂包括质量比为3 4：1 2的丁基黄药和戊基黄药。~ ~ [0018] 优选地，所述一次浮选粗选的过程中，每吨所述待浮选物料中所加入的所述硫化矿浮选捕收剂的质量为50 400g。~ [0019] 优选地，所述起泡剂包括松油醇和烷基磺酸中的至少一种。 [0020] 优选地，所述一次浮选粗选的过程中，每吨所述待浮选物料中所加入的所述起泡剂的质量为10 60g。~ [0021] 优选地，所述三次扫选中的第一次扫选和第二次扫选过程中，每吨所述粗选尾矿中所加入的所述硫化矿浮选捕收剂的质量为50 400g。~ [0022] 优选地，所述三次扫选中的第一次扫选和第二次扫选过程中，每吨所述粗选尾矿中所加入的所述起泡剂的质量为10 60g。~ [0023] 优选地，三次空白精选中，每次空白精选的过程中，每吨所述粗选精矿中所加入的所述硫化矿浮选捕收剂的质量为30 100g。~ [0025] 优选地，通过旋流器去除所述磨矿料中低于0.01 0.02mm的颗粒；~ [0026] 所述旋流器的给矿压力为0.05 0.15Mpa。~ [0027] 优选地，所述硫精矿中的锡元素的质量分数≤0.25%。 [0028] 优选地，所述硫精矿中锡元素的回收率≤2.65%。 [0029] 本发明还提供了所述降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法在回收锡石中的应用。 [0030] 与现有技术相比，本发明的有益效果为： [0031] （1）本发明提供的降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，通过在浮选之前去除所述磨矿料中低于0.01 0.02mm的颗粒，并加入第一调节剂和第二调节剂，以及调节pH，同时采~用浮选机和浮选柱联合分选，可以有效降低脱硫浮选泡沫中锡含量，即降低了脱硫浮选后所得硫精矿中的锡石含量。解决了脱硫浮选泡沫夹锡严重的问题。 [0032] （2）本发明提供的降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，在浮选之前去除所述磨矿料中低于0.01 0.02mm的颗粒，降低微细粒矿物颗粒对浮选的干扰，降低了硫化矿中锡元素~含量。 [0033] （3）本发明提供的降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，流程简单，可显著降低脱硫浮选泡沫中锡含量，即有效降低硫精矿中的锡含量以及锡的回收率，其中硫精矿中的锡元素的质量分数降低至0.25%以下，锡元素回收率降低至2.65%以下，不仅有效降低了锡资源损失，而且提高了硫化矿的品质，减少了后续工艺流程，降低了硫化矿后续处理成本。 具体实施方式[0034] 下面将结合和具体实施方式对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，但是本领域技术人员将会理解，下列所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例，仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。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，均为可以通过市售购买获得的常规产品。 [0035] 如果没有特别的说明，在本发明中，“第一方面”、“第二方面”、“第三方面”、“第四方面”等仅用于描述目的，不能理解为指示或暗示相对重要性或数量，也不能理解为隐含指明所指示的技术特征的重要性或数量。而且“第一”、“第二”、“第三”、“第四”等仅起到非穷举式的列举描述目的，应当理解并不构成对数量的封闭式限定。 [0036] 如果没有特别的说明，本发明所提到的“包括”和“包含”表示开放式，也可以是封闭式。例如，所述“包括”和“包含”可以表示还可以包括或包含没有列出的其他组分，也可以仅包括或包含列出的组分。 [0037] 如果没有特别的说明，在本发明中，“一种或多种”或“至少一种”指所列项目的任一种、任两种或任两种以上。其中，“几种”指任两种或任两种以上。 [0039] 将经过重选所获得的重选尾矿进行磨矿，使粒度低于0.074mm的颗粒占比为70%~85%，包括但不限于70%、72%、73%、75%、78%、80%、82%、84%、85%中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值，得到磨矿料。 [0040] 其中，磨矿的目的是：通过磨矿介质及磨矿时间的调整，增加矿物的解离程度，使得锡石与硫化矿充分分离，增加硫化矿表面的与浮选药剂相互作用的配位键；另一方面，选择性改变锡石的暴露面，降低浮选药剂在锡石表面的吸附，实现药剂在矿石表面的选择性吸附，实现硫化矿泡沫中锡石的含量。 [0042] 其中，所述重选尾矿中的锡元素的质量分数为0.6% 0.9%，包括但不限于0.6%、~0.65%、0.67%、0.69%、0.7%、0.72%、0.75%、0.78%、0.8%、0.82%、0.84%、0.9%中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值；硫元素的质量分数为5.9% 6.9%，包括但不限于5.9%、~ 5.91%、6%、6.1%、6.2%、6.3%、6.4%、6.5%、6.6%、6.7%、6.8%、6.88%、6.9%中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0043] 随后去除所述磨矿料中粒度低于0.01 0.02mm（包括但不限于0.02mm、0.019mm、~0.018mm、0.017mm、0.016mm、0.015mm、0.013mm、0.012mm、0.01mm中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值）的颗粒，然后向其中加入第一调节剂和第二调节剂，并将混合物料的pH调节至6 8（包括但不限于6、6.3、6.5、6.8、7、7.2、7.5、7.8、8中的任意一者的点值或任意~ 两者之间的范围值），得到待浮选物料。 [0044] 其中，去除所述磨矿料中粒度低于0.01 0.02mm的颗粒的目的是：降低微细粒矿物~颗粒对浮选的干扰，降低硫化矿泡沫中的锡含量。若去除颗粒的粒度过大，会导致细粒微细粒级锡石混入硫化矿泡沫中，降低锡石的资源利用率。 [0045] 所述第一调节剂包括水玻璃和焦磷酸钠中的至少一种；所述第二调节剂包括羧甲基纤维素钠和十二烷基硫酸钠中的至少一种。其中，第一调节剂和第二调节剂起到的作用是：降低微细粒锡石的团聚，减弱锡石的可浮性。 [0047] 一些具体的实施方式中，采用酸调节混合物料的pH至6 8，例如盐酸，但不限于此。~ [0048] 本发明的脱硫浮选采用浮选机和浮选柱联合分选。具体地，将所述待浮选物料与硫化矿浮选捕收剂和起泡剂混合，并通过浮选机进行一次浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。 [0049] 其中，硫化矿浮选捕收剂起到的作用是：通过捕收剂表面的极性基团与矿物表面的配位键选择性配位，增加硫化矿的可浮性，降低硫化矿在尾矿中的损失。 [0050] 起泡剂起到的作用是：增加矿化的可浮性。 [0051] 然后通过所述浮选机将所述粗选尾矿进行三次扫选，以脱除硫化矿物，并将所述三次扫选所得的扫选精矿依次返回上级工序构成循环。 [0052] 再通过旋流‑静态浮选柱将所述粗选精矿进行三次空白精选，得到硫精矿和含硫锡中矿，将所述含硫锡中矿和所述三次扫选所得的含锡尾矿混合备用，进入后续分选作业。 [0053] 其中，空白精选不加入浮选试剂，例如浮选捕收剂和起泡剂都不加入。 [0054] 通过进行三次空白精选，可以增加精矿的品质，摒弃精矿中的杂质或者含杂质矿物的连生体。 [0055] 本发明提供的降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，通过在浮选之前去除所述磨矿料中低于0.01 0.02mm的颗粒，并加入第一调节剂和第二调节剂，以及调节pH，同时采用浮~选机和浮选柱联合分选，可以有效降低脱硫浮选后所得硫精矿中的锡石含量。 [0056] 并且，本发明在浮选机预先选别的基础上，采用旋流‑静态浮选柱进行进一步的精选作业，能适应富含微细粒的浮选矿浆体系，选别效率更高，硫化矿夹锡明显降低。 [0057] 一些具体的实施方式中，每吨所述磨矿料中所加入的所述第一调节剂的质量为800 1000g；包括但不限于800g、850g、900g、950g、1000g中的任意一者的点值或任意两者之~ 间的范围值。 [0058] 一些具体的实施方式中，每吨所述磨矿料中所加入的所述第二调节剂的质量为1200 1800g，包括但不限于1200g、1300g、1400g、1500g、1600g、1700g、1800g中的任意一者~ 的点值或任意两者之间的范围值。 [0059] 采用上述用量的第一调节剂和第二调节剂，可以有效降低硫化矿精矿中锡含量。 [0060] 一些具体的实施方式中，所述将混合物料的pH调节至6 8之后，搅拌5 10min，包括~ ~但不限于5min、6min、7min、8min、9min、10min中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0061] 调节pH后搅拌，可以降低硫化矿表面的氧化层，增加硫化矿与药剂吸附作用。 [0062] 一些具体的实施方式中，所述硫化矿浮选捕收剂包括质量比为3 4：1 2的丁基黄~ ~药和戊基黄药，例如3:1、3:2、4:1或者4:2。 [0063] 同时采用丁基黄药和戊基黄药混合使用，可以增加含铅矿物的可浮性，提高含铅硫化物的回收率。 [0064] 一些具体的实施方式中，所述一次浮选粗选的过程中，每吨所述待浮选物料中所加入的所述硫化矿浮选捕收剂的质量为50 400g；包括但不限于50g、70g、80g、100g、120g、~150g、180g、200g、230g、250g、280g、400g中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0065] 一些具体的实施方式中，所述起泡剂包括松醇油和烷基磺酸中的至少一种。 [0066] 一些具体的实施方式中，所述一次浮选粗选的过程中，每吨所述待浮选物料中所加入的所述起泡剂的质量为10 60g，包括但不限于10g、20g、30g、40g、50g、60g中的任意一~者的点值或任意两者之间的范围值。 [0067] 一些具体的实施方式中，所述三次扫选中的第一次扫选和第二次扫选过程中，每吨所述粗选尾矿中所加入的所述硫化矿浮选捕收剂的质量为50 400g；包括但不限于50g、~70g、80g、100g、120g、150g、180g、200g、230g、250g、280g、400g中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0068] 一些具体的实施方式中，所述三次扫选中的第一次扫选和第二次扫选过程中，每吨所述粗选尾矿中所加入的所述起泡剂的质量为10 60g，包括但不限于10g、20g、30g、40g、~50g、60g中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0069] 一些具体的实施方式中，三次空白精选中，每次空白精选的过程中，每吨所述粗选精矿中所加入的所述硫化矿浮选捕收剂的质量为30 100g，包括但不限于30g、40g、50g、~60g、70g、80g、90g、100g中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0070] 一些具体的实施方式中，所述旋流‑静态浮选柱的循环压力为0.15 0.22Mpa，包括~但不限于0.15Mpa、0.16Mpa、0.17Mpa、0.19Mpa、0.2Mpa、0.21Mpa、0.22Mpa中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值；充气量为1200 4000L/h，包括但不限于1200L/h、1300L/h、~ 1500L/h、1800L/h、2000L/h、2200L/h、2500L/h、2800L/h、3000L/h、3300L/h、3500L/h、 3800L/h、4000L/h中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值；泡沫层厚度为5 15cm，包~ 括但不限于5cm、7cm、8cm、10cm、12cm、14cm、15cm中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0071] 旋流‑静态浮选柱采用上述循环压力、充气量以及泡沫层厚度，可以提高泡沫的矿化程度，实现矿物在泡沫层的二次富集，降低含锡矿物的负载量。 [0072] 一些具体的实施方式中，通过旋流器去除所述磨矿料中低于0.01 0.02mm的颗粒，~但不限于此。 [0073] 旋流器具有对细粒微细粒矿物的高效分选的优点，可以实现原料中低于0.01~0.02mm矿物的高效脱离。 [0074] 一些具体的实施方式中，所述旋流器的给矿压力为0.05 0.15Mpa，包括但不限于~0.05Mpa、0.08Mpa、0.10Mpa、0.12Mpa、0.14Mpa、0.15Mpa中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0075] 一些具体的实施方式中，所述硫精矿中的锡元素的质量分数≤0.25%，包括但不限于0.25%、0.24%、0.22%、0.20%、0.18%、0.15%、0.12%、0.10%、0.08%、0.07%中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0076] 一些具体的实施方式中，所述硫精矿中锡元素的回收率≤2.65%，包括但不限于2.56%、2.5%、2.3%、2.1%、2%、1.8%、1.5%、1.3%、1.27%中的任意一者的点值或任意两者之间的范围值。 [0077] 本发明提供的降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，可以有效降低硫精矿中的锡元素的含量。 [0078] 第二方面，本发明提供了所述降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法在回收锡石中的应用。 [0079] 该方法可以显著降低硫化矿泡沫中的锡含量，即有效降低了脱硫浮选后所得硫精矿中的锡石含量。 [0080] 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。 [0081] 实施例1 [0082] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，包括如下步骤： [0083] （1）将摇床重选尾矿经过球磨机进行磨矿，使粒度低于0.074mm的颗粒占比为73.50%，得到磨矿料。其中，摇床重选尾矿为广西某地锡多金属矿，该矿石主要矿物组成为锡石、黄铁矿、石英、方解石等，摇床重选尾矿中锡元素的质量分数为0.67%，硫元素的质量分数为6.62%。 [0084] （2）将步骤（1）所得磨矿料送入旋流器中脱除粒度低于0.019mm的微细颗粒，旋流器溢流进入斜板浓缩机，旋流器底流进入后续浮选作业，旋流器的给矿压力为0.10Mpa。 [0085] （3）旋流器底流给入搅拌桶进行调浆处理：加入1000g/t水玻璃和1800g/t羧甲基纤维素钠（即每吨磨矿料加入水玻璃1000g和羧甲基纤维素钠1800g），然后使用盐酸调节矿浆的pH至6，搅拌8min，得到待浮选物料。 [0086] （4）向步骤（3）所得待浮选物料中加入150g/t硫化矿浮选捕收剂丁基黄药和戊基黄药，其中丁基黄药和戊基黄药的质量比为3：2，并加入60g/t起泡剂松醇油，通过浮选机进行一次浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。 [0087] （5）将步骤（4）所得粗选尾矿通过浮选机进行三次扫选，以脱除硫化矿物，并将所述三次扫选所得的扫选精矿依次返回上级作业构成循环，每次扫选时，每吨粗选尾矿中加入硫化矿浮选捕收剂丁基黄药和戊基黄药（质量比同步骤（4））的质量为100g，松醇油的质量为60g。 [0088] （6）通过旋流‑静态浮选柱将步骤（4）所得粗选精矿进行三次空白精选，得到硫精矿和含硫锡中矿，将所述含硫锡中矿和所述三次扫选所得的含锡尾矿混合进入后续分选作业。其中，每次空白精选的过程中，每吨粗选精矿中加入硫化矿浮选捕收剂100g。旋流‑静态浮选柱的循环压力为0.22Mpa，充气量为1800L/h，泡沫层厚度为15cm。 [0089] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.24%，硫精矿中锡元素的回收率为1.89%。 [0090] 本发明各实施例和各对比例中锡元素的质量分数均通过火法滴定工艺测得。 [0091] 硫精矿中锡元素的回收率=（硫精矿的质量×硫精矿中锡元素的质量分数）/（摇床重选尾矿的质量×摇床重选尾矿中锡元素的质量分数）×100%。 [0092] 实施例2 [0093] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，包括以下步骤： [0094] （1）将摇床重选尾矿经过球磨机进行磨矿，使粒度低于0.074mm的颗粒占比为80%，得到磨矿料。其中，摇床重选尾矿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、白云母和高岭石等，摇床重选尾矿中锡元素的质量分数为0.84%，硫元素的质量分数为5.91%。 [0095] （2）将步骤（1）所得磨矿料送入旋流器中脱除粒度低于0.019mm的微细颗粒，旋流器溢流进入斜板浓缩机，旋流器底流进入后续浮选作业，旋流器的给矿压力为0.12Mpa。 [0096] （3）旋流器底流给入搅拌桶进行调浆处理：加入800g/t水玻璃和1550g/t羧甲基纤维素钠，然后使用盐酸调节矿浆的pH至6，搅拌5min，得到待浮选物料。 [0097] （4）向步骤（3）所得待浮选物料中加入300g/t硫化矿浮选捕收剂丁基黄药和戊基黄药，丁基黄药和戊基黄药的质量比为3:1，并加入15g/t起泡剂松醇油，通过浮选机进行一次浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。 [0098] （5）将步骤（4）所得粗选尾矿通过浮选机进行三次扫选，以脱除硫化矿物，并将所述三次扫选所得的扫选精矿依次返回上级作业构成循环，每次扫选时，每吨粗选尾矿中加入硫化矿浮选捕收剂丁基黄药和戊基黄药（丁基黄药和戊基黄药质量比同步骤（4））的质量为200g，松醇油的质量为15g。 [0099] （6）通过旋流‑静态浮选柱将步骤（4）所得粗选精矿进行三次空白精选，得到硫精矿和含硫锡中矿，将所述含硫锡中矿和所述三次扫选所得的含锡尾矿混合进入后续分选作业。其中，每次空白精选的过程中，每吨粗选精矿中加入硫化矿浮选捕收剂80g。旋流‑静态浮选柱的循环压力为0.15Mpa，充气量为1200L/h，泡沫层厚度为5cm。 [0100] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.21%，硫精矿中锡元素的回收率为1.27%。 [0101] 实施例3 [0102] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法包括如下步骤： [0103] （1）将摇床重选尾矿经过球磨机进行磨矿，使粒度低于0.074mm的颗粒占比为85%，得到磨矿料。其中，摇床重选尾矿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、少量闪锌矿、石英、高岭石和白云石等，摇床重选尾矿中锡元素的质量分数为0.75%，硫元素的质量分数为6.88%。 [0104] （2）将步骤（1）所得磨矿料送入旋流器中脱除粒度低于0.019mm的微细颗粒，旋流器溢流进入斜板浓缩机，旋流器底流进入后续浮选作业，旋流器的给矿压力为0.15Mpa。 [0105] （3）旋流器底流给入搅拌桶进行调浆处理：加入800g/t焦磷酸钠和1200g/t十二烷基硫酸钠，然后使用盐酸调节矿浆的pH至6，搅拌8min，得到待浮选物料。 [0106] （4）向步骤（3）所得待浮选物料中加入350g/t硫化矿浮选捕收剂丁基黄药和戊基黄药，丁基黄药和戊基黄药的质量比为4：1，并加入60g/t起泡剂烷基磺酸，通过浮选机进行一次浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿。 [0107] （5）将步骤（4）所得粗选尾矿通过浮选机进行三次扫选，以脱除硫化矿物，并将所述三次扫选所得的扫选精矿依次返回上级作业构成循环，每次扫选时，每吨粗选尾矿中加入硫化矿浮选捕收剂丁基黄药和戊基黄药（丁基黄药和戊基黄药的质量比同步骤（4））的质量为150g，烷基磺酸的质量为60g。 [0108] （6）通过旋流‑静态浮选柱将步骤（4）所得粗选精矿进行三次空白精选，得到硫精矿和含硫锡中矿，将所述含硫锡中矿和所述三次扫选所得的含锡尾矿混合进入后续分选作业。其中，每次空白精选的过程中，每吨粗选精矿中加入硫化矿浮选捕收剂100g。旋流‑静态浮选柱的循环压力为0.22Mpa，充气量为2000L/h，泡沫层厚度为5cm。 [0109] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.18%，硫精矿中锡元素的回收率为1.32%。 [0110] 实施例4 [0111] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（2）中，将磨矿料送入旋流器中脱除粒度低于0.01mm的微细颗粒。 [0112] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.10%，硫精矿中锡元素的回收率为2.17%。 [0113] 实施例5 [0114] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（3）中，使用盐酸调节矿浆的pH至7。 [0115] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.092%，硫精矿中锡元素的回收率为2.65%。 [0116] 实施例6 [0117] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（3）中，使用盐酸调节矿浆的pH至8。 [0118] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.089%，硫精矿中锡元素的回收率为1.51%。 [0119] 实施例7 [0120] 本实施例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（6）中，旋流‑静态浮选柱的循环压力为0.20Mpa，充气量为3500L/h，泡沫层厚度为10cm。 [0121] 本实施例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.14%，硫精矿中锡元素的回收率为1.63%。 [0122] 对比例1 [0123] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，未进行步骤（2），即直接将步骤（1）所得磨矿料置于搅拌桶进行调浆处理。 [0124] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.38%，硫精矿中锡元素的回收率为6.24%。 [0125] 对比例2 [0126] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（1）中磨矿时使粒度低于0.074mm的颗粒占比为60%。 [0127] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.42%，硫精矿中锡元素的回收率为6.34%。 [0128] 对比例3 [0129] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（2）中，将磨矿料送入旋流器中脱除粒度低于0.03mm的微细颗粒。 [0130] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.42%，硫精矿中锡元素的回收率为5.87%。 [0131] 对比例4 [0132] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（3）中，未调节pH。 [0133] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.48%，硫精矿中锡元素的回收率为7.05%。 [0134] 对比例5 [0135] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（3）中，使用盐酸调节矿浆的pH至5。 [0136] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.51%，硫精矿中锡元素的回收率为7.32%。 [0137] 对比例6 [0138] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（3）中，将焦磷酸钠替换为等质量的十二烷基硫酸钠（即未加入焦磷酸钠）。 [0139] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.46%，硫精矿中锡元素的回收率为6.87%。 [0140] 对比例7 [0141] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（3）中，将十二烷基硫酸钠替换为等质量的焦磷酸钠（即未加入十二烷基硫酸钠）。 [0142] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.47%，硫精矿中锡元素的回收率为7.92%。 [0143] 对比例8 [0144] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（4）中通过旋流‑静态浮选柱进行一次浮选粗选，并且步骤（5）中通过旋流‑静态浮选柱进行三次扫选。 [0145] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.58%，硫精矿中锡元素的回收率为6.67%。 [0146] 对比例9 [0147] 本对比例提供的基于选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法与实施例3基本相同，区别在于，步骤（6）中，通过浮选机进行三次空白精选。 [0148] 本对比例获得的硫精矿中的锡元素的质量分数为0.54%，硫精矿中锡元素的回收率为7.84%。 [0149] 通过比较实施例和对比例的结果可以看出，通过采用本发明提出的选洗工艺降低脱硫浮选泡沫中锡含量的方法，可显著降低脱硫浮选泡沫中锡含量，即有效降低硫精矿中的锡含量，其中硫精矿中锡元素的回收率降低至2.65%以下，实施例2仅为1.27%，不仅有效降低了锡资源损失，而且提高了硫化矿的品质，减少了后续工艺流程，降低了硫化矿后续处理成本。 |
||||||
QQ群二维码
意见反馈
意见反馈