一种微细粒矿泥高效回收的方法 |
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| 申请号 | CN202310172450.8 | 申请日 | 2023-02-27 | 公开(公告)号 | CN116273435A | 公开(公告)日 | 2023-06-23 |
| 申请人 | 宜春江理锂电新能源产业研究院; 江西理工大学; 宜春市锂电产业研究院(江西省锂电产品质量监督检验中心); | 发明人 | 刘子帅; 罗仙平; 周贺鹏; 唐学昆; 杨辉军; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开一种微细粒矿泥高效回收的方法，属于选矿技术领域。该方法将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按比例混合均匀，得到阳离子捕收剂；将聚 氧 乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基 琥珀酸 酰胺磺酸二钠、 棉 油酸皂按比例混合均匀，得到阴离子捕收剂；将微细粒矿泥打散化浆，进行两次 水 力 分级，分级为‑6μm、+6～‑30μm、+30～‑60μm三个粒级产品，将‑6μm粒级产品丢弃，+6～‑30μm和+30～‑60μm粒级产品分别加入阳离子和阴离子捕收剂，分别浮选，得到精矿2和精矿3。本发明具有精矿富集比高、金属回收率高、微细粒矿物回收效果好的特点。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种微细粒矿泥高效回收的方法，其特征在于，包括步骤如下： |
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| 说明书全文 | 一种微细粒矿泥高效回收的方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，特别涉及一种微细粒矿泥高效回收的方法。 背景技术[0002] 锂云母是最常见的锂矿物，是提锂的重要矿物原料，其性脆，硬度只有2‑3，在选矿破碎、磨矿过程中，极易过粉碎，导致产生大量含锂矿泥。而这些含锂矿泥粒度极细，在生产过程中通常需将这些矿泥脱除，再进行浮选，而这些矿泥中Li2O品位通常与原矿接近，为0.3％～0.5％。钨矿和锡矿比重大，但性脆，易过磨过粉碎。在实际生产过程中，微细粒钨矿和锡矿通常作为尾矿丢弃。传统选矿技术难以对这些微细粒矿泥进行回收，从而浪费了大量宝贵的矿产资源。因此对微细粒矿泥进行回收具有的现实重要意义。 [0003] 一种利用锂矿压榨尾泥磁选富集锂云母的方法(CN 115141010 A)，该发明提供该方法包含如下步骤S1、锂矿浮选，所述锂矿中铁锂云母伴生矿的含量超过20％；步骤S2、收集铁锂尾泥，步骤S1浮选后锂矿的剩余部分为锂铁尾泥，收集所述铁锂尾泥；步骤S3、化桨；步骤S4、超导磁选；步骤S5、压滤，对步骤S4磁选后浆料进行压滤处理；压滤后得到的分散剂、水，作为步骤S3中分散剂、水，以做到重复利用；其中，所述步骤S5压滤后还得到陶瓷原料。该方法可提取锂矿压榨尾泥中的陶瓷原料，实现废物利用，但单一磁选工艺锂回收率低，未实现锂的高效回收。 [0004] 总体而言，现有微细粒矿泥通常作为尾矿丢弃，极大的浪费了宝贵的矿物资源，现有回收技术存在有用矿物回收率低、浮选效果差等问题。 发明内容[0005] 本发明所要解决的技术问题是提供一种微细粒矿泥高效回收的方法，该方法精矿富集比高、金属回收率高、微细粒矿物回收效果好。 [0006] 为解决上述技术问题，本发明提供如下技术方案： [0007] 该方法包括步骤如下： [0008] 首先，制备阳离子捕收剂和阴离子捕收剂： [0009] 将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按照质量比为(0.1～0.2)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)混合均匀，得到阳离子捕收剂； [0010] 将聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂按照质量比为(0.1～0.2)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)混合均匀，得到阴离子捕收剂； [0011] 具体回收方法如下： [0012] S1：打散制浆： [0013] 将矿泥和水按照质量比为1：(3～6)加入搅拌桶中，在转速为1500～2500r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到细泥矿浆； [0014] S2：一次分级： [0016] S3：二次分级： [0017] 将+6μm的底流产品给入二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～‑30μm溢流产品和+30～60μm底流产品； [0018] S4：+6～‑30μm溢流产品浮选： [0019] 将+6～‑30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠200～600g/t、碳酸钠100～400g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂100～ 500g/t、阴离子捕收剂100～500g/t，搅拌5～10min，充气粗选，得到+10～‑30μm粗精矿和+ 10～‑30μm浮选尾矿； [0020] +6～‑30μm粗精矿经两次精选得到精矿2，中矿依次返回上一作业； [0021] +6～‑30μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业； [0022] S5：+30～‑60μm底流产品浮选： [0023] 将+30～‑60μm底流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠100～500g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂50～400g/t、阴离子捕收剂50～ 400g/t，搅拌5～10min，充气浮选，得到+30～‑60μm粗精矿和+30～‑60μm浮选尾矿； [0024] +30～‑60μm粗精矿经两次精选得到精矿3，中矿依次返回上一作业； [0025] +30～‑60μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业； [0026] S6：将步骤S4中得到的精矿2、步骤S5中得到的精矿3合并，得到最终精矿。 [0027] 上述，步骤S1中的矿泥为锂云母细泥、锡细泥、钨细泥中的一种， [0028] 其中，锂云母细泥是指锂云母原矿经过破碎、磨矿、脱泥得到的微细粒锂云母矿物，其细度为‑60μm占100％，其Li2O品位为0.1％～0.8％； [0029] 锡细泥是指锡石矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其细度为‑60μm占100％，其Sn品位为0.05％～0.5％； [0030] 钨细泥是指钨矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其细度为‑60μm占100％，其WO3品位为0.05％～0.5％。 [0031] 所述矿泥为锂云母细泥时，在步骤S1打散制浆后，先进行磁选作业，在湿式磁选机，磁场强度为1.0～1.6T条件下磁选，得到锂精矿1和磁选尾矿，磁选尾矿给入一次水力旋流器中，继续步骤S2中的一次分级作业。 [0032] 所述聚季铵盐7为二甲基二烯丙基氯化铵‑丙烯酰胺共聚物，所述聚季铵盐10为氯化‑2‑羟基‑3‑(三甲氨基)丙基聚环氧乙烷纤维素醚，所述聚季铵盐39为二甲基二烯丙基氯化铵‑丙烯酰胺‑丙烯酸共聚物。 [0033] 步骤S2中一次水力旋流器锥角为3～8°。 [0034] 步骤S3中二次水力旋流器锥角为6～12°。 [0035] 步骤S4中第一次精选为空白精选，第二次精选添加制备的阳离子捕收剂1～5g/t和制备的阴离子捕收剂1～5g/t。 [0036] 步骤S4中扫选一药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/4。 [0037] 步骤S5中第一次精选为空白精选，第二次精选添加制备的阳离子捕收剂1～5g/t和制备的阴离子捕收剂1～5g/t。 [0038] 步骤S5中扫选一药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/4。 [0039] 与现有技术相比，本发明技术方案的有益效果是： [0040] (1)针对微细粒锂云母矿泥，本发明采用磁‑浮联合工艺回收微细粒锂云母矿泥，采用磁选法优先回收含铁的、具有磁性的锂云母，不具有磁性的锂云母则通过浮选法回收，可实现不同磁性的微细粒锂云母的分段高效回收。 [0041] (2)本发明针对不具有磁性的微细粒锂云母矿、锡细泥和钨细泥，通过两段分级，将其分为‑6μm、+6～‑30μm、+30～‑60μm三个不同粒级产品分别处理，可以得到较好的回收效果。对于‑6μm极微细粒矿物，由于其比表面积极大，浮选效果最差，当其与其他粒级矿物混合浮选时，恶化浮选效果非常显著，导致锂、锡、钨回收率极低，因此，必须将‑6μm极微细粒矿物脱除，作为最终尾矿丢弃；而对于+6～‑60μm粒级矿物而言，由于其粒级范围较宽，最细粒度和最粗粒度矿物相差10倍，因此，在+6～‑60mm粒级矿物浮选时，部分+6～‑30μm粒级矿物影响最终回收率，因此，必须将+6～‑60mm粒级矿物进一步分级，分为+6～‑30μm、+30～‑60μm两个粒级产品，然后分别浮选，实现微细粒矿物窄粒级浮选，降低微细粒矿物对相对较粗矿物的影响，从而提高金属回收率。 [0042] (3)本发明采用聚季铵盐+混合胺为主的阳离子捕收剂，聚季铵盐上的多个季铵盐官能团可与矿物中的金属‑氧键形成结合位点，从而使得微细粒矿物疏水，具有较强的选择性；采用聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂为主的阴离子捕收剂，长碳链的阴离子捕收剂可增强聚季铵盐作用后的微细粒矿物的疏水性，进一步提高微细粒矿物的浮选效果。 [0043] 综上，采用本发明可获得Li2O品位≥1.5％、Li2O回收率40～50％的锂精矿1，Li2O品位≥1.5％、Li2O回收率20～40％的锂精矿2，Li2O品位≥1.5％、Li2O回收率20～40％的锂精矿3。最终锂云母精矿Li2O品位≥1.5％、Li2O回收率≥80％。而对于锡细泥和钨细泥，最终锡精矿Sn品位≥5％、Sn回收率≥80％，最终钨精矿WO3品位≥5％、WO3回收率≥80％。因此，本发明具有精矿富集比高、金属回收率高、微细粒矿物回收效果好的特点。附图说明 [0044] 为了更清楚地说明本发明实施例中的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。 [0045] 图1为本发明微细粒锂云母细泥高效回收的方法工艺流程图； [0046] 图2为本发明微细粒矿泥高效回收的方法工艺流程图。 具体实施方式[0047] 为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图及具体实施例进行详细描述。 [0048] 本发明提供一种微细粒矿泥高效回收的方法。 [0049] 如图2，该方法包括步骤如下： [0050] S1：制备阳离子捕收剂： [0051] 将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按照质量比为(0.1～0.2)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)混合均匀，得到阳离子捕收剂； [0052] S2：制备阴离子捕收剂： [0053] 将聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂按照质量比为(0.1～0.2)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)混合均匀，得到阴离子捕收剂； [0054] S3：打散制浆： [0055] 将矿泥和水按照质量比为1：(3～6)加入搅拌桶中，在转速为1500～2500r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到细泥矿浆； [0056] S4：一次分级： [0057] 将细泥矿浆给入一次水力旋流器中进行分级，得到‑6μm溢流产品和+6μm底流产品，‑6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃； [0058] S5：二次分级： [0059] 将+6μm的底流产品给入二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～‑30μm溢流产品和+30～‑60μm底流产品； [0060] S6：+6～‑30μm溢流产品浮选： [0061] 将+6～‑30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠200～600g/t、碳酸钠100～400g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂100～ 500g/t、阴离子捕收剂100～500g/t，搅拌5～10min，充气粗选，得到+10～‑30μm粗精矿和+ 10～‑30μm浮选尾矿； [0062] +6～‑30μm粗精矿经两次精选得到精矿2，中矿依次返回上一作业； [0063] +6～‑30μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业； [0064] S7：+30～‑60μm底流产品浮选： [0065] 将+30～‑60μm底流产品浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠100～500g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂50～400g/t、阴离子捕收剂50～400g/t，搅拌5～10min，充气浮选，得到+30～‑60μm粗精矿和+30～‑60μm浮选尾矿； [0066] +30～‑60μm粗精矿经两次精选得到精矿3，中矿依次返回上一作业； [0067] +30～‑60μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业。 [0068] 下面结合具体实施例予以说明。 [0069] 实施例1 [0070] 取微细粒锂云母细泥为原料，微细粒锂云母细泥是锂云母原矿经过破碎、磨矿、脱泥得到的细泥，其中，Li2O品位为0.35％，细度为‑60μm。 [0071] 如图1，按如下步骤回收微细粒锂云母细泥： [0072] S1：制备阳离子捕收剂： [0073] 将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按照质量比为0.2：0.2：0.2：0.4混合均匀，得到阳离子捕收剂，所述步骤S1中聚季铵盐7为二甲基二烯丙基氯化铵‑丙烯酰胺共聚物，所述聚季铵盐10为氯化‑2‑羟基‑3‑(三甲氨基)丙基聚环氧乙烷纤维素醚，所述聚季铵盐39为二甲基二烯丙基氯化铵‑丙烯酰胺‑丙烯酸共聚物。 [0074] S2：制备阴离子捕收剂： [0075] 将聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂按照质量比为0.2：0.2：0.2：0.4混合均匀，得到阴离子捕收剂； [0076] S3：打散制浆： [0077] 将锂云母细泥和水按照质量比为1：5加入搅拌桶中，在转速为2000r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到锂云母细泥矿浆； [0078] S4：磁选： [0079] 将锂云母细泥矿浆给入磁场强度为1.2T的湿式磁选机中进行磁选，得到锂精矿1和磁选尾矿； [0080] S5：一次分级： [0081] 将磁选尾矿给入锥角为3～8°的一次水力旋流器中进行分级，得到‑6μm溢流产品和+6μm底流产品，‑6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃； [0082] S6：二次分级： [0083] 将+6μm的底流产品给入锥角为6～12°的二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～‑30μm溢流产品和+30～60μm底流产品； [0084] S7：+6～‑30μm溢流产品浮选： [0085] 将+6～‑30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为20％，加入六偏磷酸钠300g/t、碳酸钠200g/t，搅拌20min，然后同时加入阳离子捕收剂300g/t、阴离子捕收剂200g/t，搅拌5min，充气粗选，得到+10～‑30μm锂粗精矿和+10～‑30μm浮选尾矿； [0086] +6～‑30μm锂粗精矿进行两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加步骤S1中制备的阳离子捕收剂3g/t，得到锂精矿2，中矿依次返回上一作业； [0087] +6～‑30μm浮选尾矿进行两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业； [0088] S8：+30～‑60μm底流产品浮选： [0089] 将+30～‑60μm底流产品浓缩至质量浓度为25％，加入六偏磷酸钠200g/t、碳酸钠200g/t，搅拌30min，然后同时加入阳离子捕收剂200g/t、阴离子捕收剂200g/t，搅拌8min，充气浮选，得到+30～‑60μm锂粗精矿和+30～‑60μm浮选尾矿； [0090] +30～‑60μm锂粗精矿进行两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加步骤S1中制备的阳离子捕收剂3g/t，得到锂精矿3，中矿依次返回上一 [0091] +30～‑60μm浮选尾矿进行两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业。 [0092] 本实施例可获得Li2O品位为1.65％、Li2O回收率为40.35％的锂精矿1，Li2O品位为1.57％、Li2O回收率为20.74％的锂精矿2，Li2O品位为1.60％、Li2O回收率为21.75％的锂精矿3。最终锂云母精矿Li2O品位1.62％、Li2O回收率为82.84％。 [0093] 实施例2 [0094] 取微细粒锂云母细泥为原料，微细粒锂云母细泥是锂云母原矿经过破碎、磨矿、脱泥得到的细泥，其中，Li2O品位为0.5％，细度为‑60μm。 [0095] 按如下步骤回收微细粒锂云母细泥： [0096] S1：制备阳离子捕收剂： [0097] 将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按照质量比为0.1：0.3：0.3：0.3混合均匀，得到阳离子捕收剂，所述步骤S1中聚季铵盐7为二甲基二烯丙基氯化铵‑丙烯酰胺共聚物，所述聚季铵盐10为氯化‑2‑羟基‑3‑(三甲氨基)丙基聚环氧乙烷纤维素醚，所述聚季铵盐39为二甲基二烯丙基氯化铵‑丙烯酰胺‑丙烯酸共聚物。 [0098] S2：制备阴离子捕收剂： [0099] 将聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂按照质量比为0.1：0.3：0.3：0.3混合均匀，得到阴离子捕收剂； [0100] S3：打散制浆： [0101] 将锂云母细泥和水按照质量比为1：6加入搅拌桶中，在转速为1800r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到锂云母细泥矿浆； [0102] S4：磁选： [0103] 将锂云母细泥矿浆给入磁场强度为1.4T的湿式磁选机中进行磁选，得到锂精矿1和磁选尾矿； [0104] S5：一次分级： [0105] 将磁选尾矿给入锥角为6°的一次水力旋流器中进行分级，得到‑6μm溢流产品和+6μm底流产品，‑6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃； [0106] S6：二次分级： [0107] 将+6μm的底流产品给入锥角为10°的二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～‑30μm溢流产品和+30～60μm底流产品； [0108] S7：+6～‑30μm溢流产品浮选： [0109] 将+6～‑30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为20％，加入六偏磷酸钠200g/t、碳酸钠400g/t，搅拌30min，然后同时加入阳离子捕收剂200g/t、阴离子捕收剂200g/t，搅拌5min，充气粗选，得到+10～‑30μm锂粗精矿和+10～‑30μm浮选尾矿； [0110] +6～‑30μm锂粗精矿进行两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加步骤S1中制备的阳离子捕收剂5g/t，得到锂精矿2，中矿依次返回上一作业； [0111] +6～‑30μm浮选尾矿进行两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业； [0112] S8：+30～‑60μm底流产品浮选： [0113] 将+30～‑60μm底流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为20％，加入六偏磷酸钠200g/t、碳酸钠300g/t，搅拌30min，然后同时加入阳离子捕收剂150g/t、阴离子捕收剂 150g/t，搅拌10min，充气浮选，得到+30～‑60μm锂粗精矿和+30～‑60μm浮选尾矿； [0114] +30～‑60μm锂粗精矿进行两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加步骤S1中制备的阳离子捕收剂5g/t，得到锂精矿3，中矿依次返回上一作业； [0115] +30～‑60μm浮选尾矿进行两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S7中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业； [0116] 本实施例可获得Li2O品位为2.00％、Li2O回收率为42.60％的锂精矿1，Li2O品位为1.65％、Li2O回收率为22.06％的锂精矿2，Li2O品位为1.80％、Li2O回收率为24.33％的锂精矿3。最终锂云母精矿Li2O品位1.62％、Li2O回收率为88.99％。 [0117] 实施例3 [0118] 取微细粒锡细泥为原料，微细粒锡细泥是锡石矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其中，Sn品位为0.05％，细度为‑60μm。 [0119] 按如下步骤回收微细粒锡细泥： [0120] S1：打散制浆： [0121] 将锡细泥和水按照质量比为1：(3～6)加入搅拌桶中，在转速为1500～2500r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到细泥矿浆； [0122] S2：一次分级： [0123] 将细泥矿浆给入一次水力旋流器中进行分级，得到‑6μm溢流产品和+6μm底流产品，‑6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃； [0124] S3：二次分级： [0125] 将步骤S2中得到的+6μm底流产品给入二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～‑30μm溢流产品和+30～60μm底流产品； [0126] S4：+6～‑30μm溢流产品浮选： [0127] 将+6～‑30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15％，加入六偏磷酸钠300g/t、碳酸钠200g/t，搅拌30min，然后同时加入阳离子捕收剂200g/t、阴离子捕收剂200g/t，搅拌10min，充气粗选，得到+6～‑30μm粗精矿和+6～‑30μm浮选尾矿； [0128] +6～‑30μm粗精矿经两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加阳离子捕收剂5g/t，得到锡精矿2，中矿依次返回上一作业； [0129] +6～‑30μm浮选尾矿经两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业； [0130] S5：+30～60μm底流产品浮选： [0131] 将+30～60μm底流产品浓缩至质量浓度为30％，加入六偏磷酸钠300g/t，搅拌20min，然后同时加入阳离子捕收剂200g/t、阴离子捕收剂200g/t，搅拌8min，充气浮选，得到+30～60μm粗精矿和+30～60μm浮选尾矿； [0132] +30～60μm粗精矿经两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加阳离子捕收剂5g/t，得到锡精矿3，中矿依次返回上一作业； [0133] +30～60μm浮选尾矿经两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业； [0134] S6：将步骤S4中得到的锡精矿2、步骤S5中得到的锡精矿3合并，得到最终精矿。 [0135] 本实施例获得的最终锡精矿Sn品位为6.0％，Sn回收率为85％。 [0136] 实施例4 [0137] 取微细粒钨细泥为原料，微细粒钨细泥是钨矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其中，WO3品位为0.08％，细度为‑60μm。 [0138] 按如下步骤回收微细粒钨细泥： [0139] S1：打散制浆： [0140] 将钨细泥和水按照质量比为1：(3～6)加入搅拌桶中，在转速为1500～2500r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到细泥矿浆； [0141] S2：一次分级： [0142] 将细泥矿浆给入一次水力旋流器中进行分级，得到‑6μm溢流产品和+6μm底流产品，‑6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃； [0143] S3：二次分级： [0144] 将步骤S2中得到的+6μm底流产品给入二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～‑30μm溢流产品和+30～60μm底流产品； [0145] S4：+6～‑30μm溢流产品浮选： [0146] 将+6～‑30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为20％，加入六偏磷酸钠200g/t、碳酸钠100g/t，搅拌30min，然后同时加入阳离子捕收剂300g/t、阴离子捕收剂300g/t，搅拌10min，充气粗选，得到+6～‑30μm粗精矿和+6～‑30μm浮选尾矿； [0147] +6～‑30μm粗精矿经两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加阳离子捕收剂5g/t，得到钨精矿2，中矿依次返回上一作业； [0148] +6～‑30μm浮选尾矿经两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业； [0149] S5：+30～60μm底流产品浮选： [0150] 将+30～60μm底流产品浓缩至质量浓度为20％，加入六偏磷酸钠200g/t，搅拌20min，然后同时加入阳离子捕收剂300g/t、阴离子捕收剂300g/t，搅拌8min，充气浮选，得到+30～60μm粗精矿和+30～60μm浮选尾矿； [0151] +30～60μm粗精矿经两次精选，第一次精选为空白精选，第二次精选添加阳离子捕收剂5g/t，得到钨精矿3，中矿依次返回上一作业； [0152] +30～60μm浮选尾矿经两次扫选，扫选一药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/4，得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业； [0153] S6：将步骤S4中得到的钨精矿2、步骤S5中得到的钨精矿3合并，得到最终精矿。 [0154] 本实施例获得的最终钨精矿WO3品位为6.5％、WO3回收率为85％。 [0155] 以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。 |
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