一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺制造技术

一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，涉及矿物加工领域，特别涉及一种从选铜尾矿中经济高效回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物的选矿工艺，主要包括分级脱泥、锌硫混选-分离、摇床选锡三道流程组合的选矿工艺，可实现选铜尾矿中低品位铁闪锌矿及锡石矿物经济高效回收。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术设及矿物加工领域，特别设及一种从选铜尾矿中经济高效回收低品位铁闪 锋矿及锡石矿物的选矿工艺。
技术介绍
近几十年我国对矿产资源的开发强度大，品位高、可选性好的矿产资源逐渐减少， 矿产资源可持续供给能力下降。对于我国人口众多、资源相对不足的国情而言，矿产资源的 综合利用特别是对伴生矿的回收利用，越来越受到人们的重视，同时如何经济高效的回收 低品位矿产资源也是选矿领域面临的一大难题。 对于铜矿石中伴生的低品位铁闪锋矿及锡石矿物，特别是当锋品位0.5%左右、锡 品位0.15%左右时，如对选铜尾矿采用常规的"优先选锋一浮选脱硫一摇床选锡"工艺流程 回收锋锡矿物，存在回收效果差、生产成本高、经济效益低甚至亏本的问题，其主要原因有 W下几个方面:一是矿浆物料中存在大量矿泥会无效消耗大量药剂，对锋硫浮选及锡石重 选干扰较大，精矿品位和回收率均难W提高;二是矿浆浓度较低在同等干矿量情况下矿浆 量明显增加，需增加浮选设备才能满足浮选时间需要，还需大量增加药剂用量保证浮选所 需矿浆药剂浓度;=是低浓度浮选不利于粒度较粗或可浮选较差的锋硫矿物浮选，是锋锡 选别指标难W提高的另一重要原因。另外，在锋硫选别时因铁闪锋矿可浮性差，需采用硫酸 铜等活化剂预先活化，而活化铁闪锋矿的同时，硫铁矿也被活化，需消耗较多的活化剂确保 铁闪锋矿充分活化，但硫铁矿被硫酸铜活化后很难被石灰抑制，导致后续锋硫分离困难，锋 精矿品位和回收率均难W提高。常规的二段摇床选锡工艺为:一段、二段摇床流程产出锡品 位25%左右的锡粗精矿，再对锡粗精矿脱硫，获得品位40%W上的合格锡精矿，该工艺适应用 原矿含锡品位0.2%W上的情况；当入选物料含锡品位低于0.2%时，摇床精矿带变窄而难W 操作控制，截取多了则锡精矿质量无法保证，截取少了又影响锡回收率，锡精矿质量和回收 率均受到较大影响，因此，摇床操作处于两难境地，最终导致锡精矿质量和锡回收率两项技 术指标均受到较大影响。由于上述因素的影响，采用常规工艺从铜尾矿中回收锋锡产品经 济效益低甚至亏本，运部分伴生资源实际生产中往往没有得到充分回收利用。
技术实现思路
本专利技术针对目前采用常规工艺回收选铜尾矿中低品位铁闪锋矿及锡石矿物存在 回收效果较差、经济效益低甚至亏本的问题，提出一种包括分级脱泥、锋硫混选-分离、摇床 选锡=道工序组合的选矿工艺，可实现选铜尾矿中低品位铁闪锋矿及锡石矿物经济高效回 收。im粒级含量占70%~80%，再进入由粗选、精选、扫选作业组成的锋硫 分离闭路浮选流程，在粗选、精选作业步骤中还需加入石灰，加入的石灰量按锋硫粗精矿量 计算为6000~lOOOOg/t;在矿浆抑=10~12条件下进行锋硫分离选别，精矿端产出锋精矿， 尾矿端产出硫精矿； 最后，将尾矿B输送至摇床选锡流程，通过由二段摇床组成的选锡流程得到锡粗精矿C和选锡尾矿C两个产品；将锡粗精矿C进行脱硫处理后得到锡粗精矿D，接着将锡粗精矿D采 用摇床进一步精选，得到锡精矿、锡富中矿和精选尾矿=个产品，其中精选尾矿返回二段摇 床选锡流程循环再选;选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。 更优选:该工艺在所述分级脱泥流程中，若选铜尾矿中锋品位在0.8%~1.2%之间 或锡品位在0.16%~0.20%之间时，将脱泥旋流器组B的溢流进一步输送至O75mm旋流器组C 中在0.20~0.25MPa压力条件下进行脱泥扫选，旋流器组C的沉砂与旋流器组A、旋流器组B 的沉砂合并进入锋硫混选一分离流程，旋流器组C的溢流与摇床选锡流程中的选锡尾矿C合 并成总尾矿，直接抛尾。更优选:该工艺所述选铜尾矿中含有磁性铁矿物时，选铜尾矿在进入分级脱泥流 程之前，先输送到磁选除铁工序选出磁性铁矿物，再将磁选除铁尾矿输送至分级旋流器组A 中。[000引有益技术效果 本专利技术采用"分级脱泥、锋硫混选一分离、摇床选锡"的工艺，实现了选铜尾矿中低品位 铁闪锋矿及锡石矿物的经济高效回收，分级脱泥工序提高了后续锋锡选别作业的矿浆入选 浓度，并脱除大部分矿泥，为后续锋锡矿物的经济高效回收创造了良好条件。首先，由于矿 浆浓度提高、矿浆体积流量减少，从而减少了设备使用数量，同时降低了药剂用量;其次，脱 除大部分矿泥，避免了矿泥对药剂的无效消耗，也减少了矿泥对锋锡选别过程的干扰，有利 于提高选别效率，提升选别指标，并降低生产成本;另外，采用本专利技术的分级脱泥工序，可W 最大限度的降低抛尾溢流中目的矿物损失率。针对选铜尾矿中锋硫矿物含量不高的情况，将选锋与重选前的脱硫作业合二为 一，进行锋硫矿物同步浮选，因锋硫混合精矿产率较小，后续锋硫粗精矿再磨、分离过程中 所需的设备数量和药剂用量大大减少，从而简化了工艺流程，提高了选别效率，与常规选锋 脱硫工艺相比生产成本大大降低。在锋硫混选粗选作业添加硫酸，活化大部分硫矿物、锋硫 矿物连生体及有一定可浮性的铁闪锋矿，使其在粗选作业优先上浮，对于粗选作业没有活 化上浮的少量锋、硫矿物，在锋硫扫选作业添加少量硫酸铜活化剂进一步使其活化上浮。其 优越性体现在:一是降低了活化剂成本，因硫酸价格远远低于硫酸铜活化剂，先采用硫酸使 大部分锋硫矿物上浮可明显降低硫酸铜活化剂用量，可使活化剂总成本明显下降；二是降 低了锋硫分离难度，因硫酸活化机理是清洗矿物表面使其恢复原来的疏水性表面，硫矿物 上浮后采用石灰容易抑制，而硫酸铜活化剂活化机理是在矿物表面形成类似于铜矿物疏水 表面，硫矿物被硫酸铜活化上浮后采用石灰抑制难W抑制，因此本专利技术采用的锋硫活化剂 组方可大大降低锋硫分离难度，为锋硫有效分离创造了良好条件。 针对摇床选锡工艺操作困难、选锡指标不理想的现状，本专利技术增加了锡粗精矿摇 床精选作业，现有的二段摇床选锡流程只产出锡品位6~10%的锡粗精矿，锡粗精矿脱硫后 进入摇床精选作业，产出锡品位40%W上的合格锡精矿、锡品位2.5%W上的锡富中矿两种最 终产品，锡精选尾矿返回二段摇床再选。改进后的选锡流程能较好的适应低品位锡石选别， 降低了摇床操作难度，在保证锡精矿品位的前提下明显提高了锡石回收率。【附图说明】 图1:本专利技术实施例1的流程图； 图2:本专利技术实施例3的流程图； 图3:本专利技术实施例1-3中分级脱泥流程的流程图及效果数据； 图4:本专利技术实施例1-3中锋硫混选-分离流程的流程图； 图5:本专利技术实施例1-3中摇床选锡流程的流程图； 图6:本专利技术实施例1-3中分级脱泥流程的流程图及效果数据。【具体实施方式】下面结合附图及生产实践应用对本专利技术工艺技术作出进一步说明。 实施例1: 一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锋矿及锡石矿物选矿工艺，主要包括 分级脱泥、锋硫混选-分离、摇床选锡=当前第1页1 2 3 4 本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种从选铜尾矿中回收低品位铁闪锌矿及锡石矿物选矿工艺，其特征在于，由分级脱泥流程、锌硫混选‑分离流程、摇床选锡流程构成，具体操作如下：首先是分级脱泥流程：将选铜尾矿输送至Ф250mm旋流器组A中在0.06～0.10MPa压力条件下进行分级，得到沉砂和溢流两个产品，溢流采用Ф75mm旋流器组B在0.20～0.25MPa压力条件下进行脱泥，得到沉砂和溢流两个产品；然后将上述旋流器组A和旋流器组B的沉砂合并进入锌硫混选—分离流程：将合并后的沉砂加水调节浓度至38～45%，并依次加入1000～2500g/t浓硫酸、40～100g/t丁基黄药和20～60g/t 松醇油，搅拌均匀后进入由粗选、精选、扫选作业组成的锌硫混选闭路浮选流程的粗选作业产出粗选精矿A和粗选尾矿A，在所述的锌硫混选闭路浮选流程粗选作业产出的尾矿A中分别加入30～60g/t硫酸铜和15～50g/t丁基黄药，由锌硫混选闭路浮选流程的扫选作业产出尾矿B；粗选精矿A由锌硫混选闭路浮选流程的精选作业精选后产出精矿B，然后对精矿B进行细磨至‑37μm粒级含量占70%～80%，再进入由粗选、精选、扫选作业组成的锌硫分离闭路浮选流程，在粗选、精选作业步骤中还需加入石灰，加入的石灰量按锌硫粗精矿量计算为6000～10000g/t；在矿浆pH =10～12条件下进行锌硫分离选别，精矿端产出锌精矿，尾矿端产出硫精矿；最后，将尾矿B输送至摇床选锡流程，通过由二段摇床组成的选锡流程得到锡粗精矿C和选锡尾矿C两个产品；将锡粗精矿C进行脱硫处理后得到锡粗精矿D，接着将锡粗精矿D采用摇床进一步精选，得到锡精矿、锡富中矿和精选尾矿三个产品，其中精选尾矿返回二段摇床选锡流程循环再选；选锡尾矿C与旋流器组B的溢流合并成为总尾矿，直接抛尾。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：兰希雄，何东，何庆浪，谢仕林，王艳，
申请(专利权)人：云南华联锌铟股份有限公司，
类型：发明
国别省市：云南;53