本發(fā)明涉及金屬礦選礦技術(shù)領(lǐng)域，特別是涉及一種低品位微細粒錫礦石的分質(zhì)分級分流處理方法。

背景技術(shù)：

對于低品位細粒-微細粒斑巖型或銀巖型低品位錫礦石，目前還沒有一種合理的高效的選別工藝，采用傳統(tǒng)窄粒級選別工藝或浮選工藝都難于獲得理想指標(biāo)。重選工藝迄今依舊是回收錫石的主要方法，浮選-重選是目前處理錫礦石的主體流程。在重選工藝選別方面，一般粗粒或中等粒度嵌布礦石多采用跳汰進行預(yù)選，螺旋溜槽-搖床聯(lián)合工藝獲得選別產(chǎn)品；中細粒度嵌布礦石多采用螺旋溜槽-搖床聯(lián)合工藝；而對于微細粒級嵌布礦石一般細磨后采用螺旋溜槽-搖床聯(lián)合工藝或浮選工藝。在窄粒級選別方面，為了便于管理，不同粒級都采用相同重選工藝流程，從而導(dǎo)致錫尾礦屢選屢有的現(xiàn)象，對于微細粒級的細泥，由于細泥具有質(zhì)量小，比表面積大，表面能高等特性，目前因沒有較好的回收措施而作為尾礦直接拋棄。由于上述原因，錫回收率僅僅在30～40％，尾礦含錫在0.12％以上，錫石大部分以包裹體、連生體抑或錫細泥的形式損失，資源利用率低。

技術(shù)實現(xiàn)要素：

本發(fā)明提供了一種能適應(yīng)細粒-微細粒浸染體低品位錫礦石的選別工藝，以獲得合格的錫精礦，最大程度的降低尾礦含錫量，提高低品位錫礦資源利用率，特別適用于處理細粒-微細粒嵌布的斑巖型或銀巖型低品位錫礦。

本發(fā)明解決其技術(shù)問題所采用的技術(shù)方案是：一種低品位微細粒錫礦石的分質(zhì)分級分流處理方法，包括以下步驟：

a磨礦-除雜-分質(zhì)分級：將原礦粗磨、除雜后進入水力旋流器進行脫泥，脫除-0.020mm粒級得到礦泥a，水力旋流器底流進入直線篩進行篩分，得到+0.1mm粒級，-0.1～+0.038mm粒級和-0.038～+0.020mm粒級；

b錫礦分流選別工藝：+0.1mm粒級進入磨機磨礦至磨礦細度-0.1mm占60.0～65.0％，再進入尼爾森選礦機進行選別，得到精礦1和尾礦1；-0.1～+0.038mm粒級進入螺旋溜槽進行二次分選得到螺旋溜槽作業(yè)精礦和尾礦2，螺旋溜槽作業(yè)精礦進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到精礦2、中礦a和尾礦3；-0.038～+0.020mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到精礦3、中礦b、尾礦4和礦泥b；

c錫中礦再磨-分質(zhì)分級-再選：中礦a和中礦b合并，進入球磨機進行再磨，再磨排礦進入直線篩進行篩分，篩上+0.038mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到精礦4、中礦1和尾礦5，篩下-0.038mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到精礦5、中礦2、尾礦6和礦泥c；

d錫細泥浮選工藝：礦泥a、礦泥b和礦泥c合并后進行強化分散浮選，浮選精礦進入離心機進行重選，最終得到精礦6、中礦3和尾礦7；

其中，精礦1、精礦2、精礦3、精礦4、精礦5和精礦6合并為錫精礦，中礦1、中礦2和中礦3合并為錫中礦，尾礦1、尾礦2、尾礦3、尾礦4、尾礦5、尾礦6和尾礦7合并為最終尾礦。

可選的，步驟a中，所述粗磨、除雜是按每噸原礦干重計，將所述原礦加入水進行磨礦，磨礦細度-0.074mm占50.0～55.0％，磨機排礦中依次添加捕收劑丁基黃藥用量80～100g/t+丁銨黑藥用量80～100g/t，起泡劑松醇油用量20～30g/t，浮選出硫化礦物，硫浮選尾礦磁選脫除鐵礦物，磁選尾礦進入所述水力旋流器。

可選的，步驟b中，所述螺旋溜槽二次分選包括以下步驟：所述-0.1～+0.038mm粒級進入螺旋溜槽進行第一次分選獲得粗精礦①、中礦①及尾礦①，中礦①進入螺旋溜槽進行第二次分選獲得粗精礦②和尾礦②，粗精礦①與粗精礦②合并為所述螺旋溜槽作業(yè)精礦，尾礦①與尾礦②合并為所述尾礦2。

可選的，步驟b和c中，所述礦泥搖床兩次粗選一次精選包括以下步驟：+0.038mm粒級進入礦泥搖床進行第一次分選獲得粗精礦③、中礦③、尾礦③或-0.038粒級進入礦泥搖床進行第一次分選獲得粗精礦③、中礦③、尾礦③及礦泥③，中礦③進入礦泥搖床進行第二次分選獲得粗精礦④、中礦④及尾礦④，粗精礦③與粗精礦④合并進入礦泥搖床進行精選獲得精礦⑤和中礦⑤，精礦⑤為所述礦泥搖床重選作業(yè)精礦，中礦④和中礦⑤合并為所述礦泥搖床重選作業(yè)中礦，尾礦③和尾礦④合并為所述礦泥搖床重選作業(yè)尾礦，礦泥③為所述礦泥搖床重選作業(yè)礦泥。

可選的，步驟c中，所述再磨的磨礦細度為-0.074mm占85.0～90.0％。

可選的，步驟d中，所述強化分散浮選是按所述礦泥的重量計，依次添加調(diào)整劑水玻璃用量200～300g/t+氟硅酸鈉用量100～200g/t，捕收劑油酸用量600～800g/t+烷基羥肟酸鈉200～300g/t，起泡劑松醇油用量20～30g/t。

可選的，步驟d中，所述離心機的轉(zhuǎn)速為400～800r/min，沖洗水為3～8l/min。

8.根據(jù)權(quán)利要求1所述的方法，其特征在于：所述精礦1、精礦2、精礦3、精礦4、精礦5和精礦6的含錫量分別高于44％。

需要說明的是，本發(fā)明的粒級，通過“+”“-”分別表示大于、小于的關(guān)系，例如-0.020mm粒級是指粒度≤0.020mm的礦樣，+0.1mm粒級是指粒度≥0.1mm的礦樣，-0.1～+0.038mm粒級是指粒度≤0.1mm且≥0.038mm的礦樣。

相較于現(xiàn)有技術(shù)，本發(fā)明具有以下有益效果：

1)礦石中的石英、錫石、黃玉等摩氏硬度大，且錫石的嵌布粒度細微，采用粗磨+中礦再磨及+0.1mm粒級單獨再磨工藝，一是對目的礦物進行階段解離，避免易磨礦物過磨，減少礦泥量，降低細粒級錫石的損耗，提高資源綜合利用率；二是節(jié)能降耗，降低不必要的能耗及鋼耗。

2)粒級不同，礦物特性也不同，通過分質(zhì)分級，分流選別，選擇各個粒級所適應(yīng)的選礦工藝。+0.1mm粒級硬度大，錫石含量少，采用再磨-尼爾森重選工藝，選擇性解離，通過放大重力倍數(shù)直接重選回收錫精礦；-0.1mm～+0.038mm粒級產(chǎn)率大，連生體多，采用螺旋溜槽-搖床聯(lián)合工藝能合理控制拋尾臨界點，獲得較好錫產(chǎn)品指標(biāo)；-0.038～+0.020mm粒級錫石解離度大，含量高，采用礦泥搖床可減少細粒級錫石的損失，快速回收優(yōu)質(zhì)錫石精礦；-0.020mm粒級(礦泥)采取強化分散浮選工藝可減輕泥質(zhì)對微細粒錫石的影響，最大程度初步富集錫粗精礦，再采用離心機精選，可有效回收錫細泥中錫石，提高資源綜合回收率。

3)放粗粗選操作，增置“把關(guān)”精選。礦泥搖床重選均采用兩次粗選一次精選，一是打破常規(guī)的“一段重選作業(yè)獲得精礦、中礦及尾礦”工藝流程，粗選操作不苛刻，無須專人專管，可確保尾礦含錫量降到最低，徹底拋尾；二是通過精選作業(yè)可穩(wěn)定獲得高品質(zhì)的錫精礦，確保產(chǎn)品質(zhì)量，同時可提高中礦的品位，拉大中礦與尾礦品位差值。

本發(fā)明工藝能較好的適應(yīng)微細粒-細粒浸染體錫礦石，能獲得高質(zhì)量的錫精礦，最大程度的降低尾礦含錫量。粗磨+中礦再磨及+0.1mm粒級單獨再磨工藝既能有效的避免過磨，又能節(jié)能降耗；分質(zhì)分級能確保各個粒級間礦石性質(zhì)的基本一致性，為選擇合適的選別工藝提供了基礎(chǔ)，同時壓縮了細粒級分界線，降低了細粒級錫石隨泥質(zhì)一起流失的可能性；分流選別適應(yīng)各個粒級的礦物分選特性，以保證各個粒級錫金屬的有效回收；采用“兩次粗選一次精選”搖床重選工藝流程拋尾徹底，可操作性強，能穩(wěn)定獲得高質(zhì)量的錫精礦。

以下結(jié)合附圖和實施例對本發(fā)明作進一步詳細說明；但本發(fā)明的一種低品位微細粒錫礦石的分質(zhì)分級分流處理方法不局限于實施例。

附圖說明

圖1是本發(fā)明的工藝流程圖。

具體實施方式

廣東信宜銀巖錫礦屬花崗斑巖型錫礦床，錫石嵌布粒度細微，主要呈細粒星散狀浸染嵌布于脈石礦物中，屬極難選礦石，礦石主要由磁/赤鐵礦、錫石、黃鐵礦、黑鎢礦、輝鉍礦、石英、黃玉等組成，含sn0.29％、含fe2.48％、含ts0.27％。錫石經(jīng)粗磨-除雜-分質(zhì)分級后，各個粒級分別進入其適應(yīng)的選礦工藝流程進行選別，中礦再磨-分質(zhì)分級-再選，錫細泥采用強化分散浮選-離心機重選聯(lián)合工藝進行選別，最終獲得合格的錫精礦。

實施例1

參考圖1，以下均按每噸原礦干重計，將原礦按質(zhì)量比1:0.6加入水進行磨礦，磨礦細度-0.074mm占50％，磨機排礦中依次添加捕收劑丁基黃藥用量80g/t+丁銨黑藥用量80g/t，起泡劑松醇油用量20g/t，浮選出含硫礦物；硫浮選尾礦磁選脫除鐵礦物，磁選尾礦依次進入水力旋流器和直線篩，分別得到+0.1mm粒級，-0.1～+0.038mm粒級和-0.038～+0.020mm粒級，-0.020mm粒級(礦泥a)。+0.1mm粒級進入磨機磨礦至磨礦細度-0.1mm占60.0％，再進入尼爾森選礦機進行選別，得到含sn46.67％的精礦1和尾礦1；-0.1～+0.038mm粒級進入螺旋溜槽進行二次分選，螺旋溜槽作業(yè)精礦進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn51.45％的精礦2、中礦a、尾礦2和尾礦3；-0.038～+0.020mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn54.56％的精礦3、中礦b、尾礦4和礦泥b。中礦a和中礦b合并，進入球磨機進行再磨，磨礦細度為-0.074mm占85％，再磨排礦進入直線篩進行篩分，篩上+0.038mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn44.51％的精礦4、中礦1和尾礦5，篩下-0.038mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn48.87％的精礦5、中礦2、尾礦6和礦泥c。礦泥a、礦泥b和礦泥c合并后，依次添加調(diào)整劑水玻璃用量200g/t+氟硅酸鈉用量100g/t，捕收劑油酸用量600g/t+烷基羥肟酸鈉200g/t，起泡劑松醇油用量20g/t進行強化分散浮選，浮選粗精礦進入離心機進行重選，最終得到含sn49.11％的精礦6、中礦3和尾礦7。其中，精礦1、精礦2、精礦3、精礦4、精礦5和精礦6合并為錫精礦，中礦1、中礦2和中礦3合并為錫中礦，尾礦1、尾礦2、尾礦3、尾礦4、尾礦5、尾礦6和尾礦7合并為最終尾礦。

實施例2

參考圖1，以下均按每噸原礦干重計，將原礦按質(zhì)量比1:0.6加入水進行磨礦，磨礦細度-0.074mm占55％，磨機排礦中依次添加捕收劑丁基黃藥用量100g/t+丁銨黑藥用量100g/t，起泡劑松醇油用量30g/t，浮選出含硫礦物；硫浮選尾礦磁選脫除鐵礦物，磁選尾礦依次進入水力旋流器和直線篩，分別得到+0.1mm粒級，-0.1～+0.038mm粒級和-0.038～+0.020mm粒級，-0.020mm粒級(礦泥a)。+0.1mm粒級進入磨機磨礦至磨礦細度-0.1mm占65.0％，再進入尼爾森選礦機進行選別，得到含sn47.74％的精礦1和尾礦1；-0.1～+0.038mm粒級進入螺旋溜槽進行二次分選，螺旋溜槽作業(yè)精礦進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn53.03％的精礦2、中礦a、尾礦2和尾礦3；-0.038～+0.020mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn55.95％的精礦3、中礦b、尾礦4和礦泥b。中礦a和中礦b合并，進入球磨機進行再磨，磨礦細度為-0.074mm占90％，再磨排礦進入直線篩進行篩分，篩上+0.038mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn45.48％的精礦4、中礦1和尾礦5，篩下-0.038mm粒級進入礦泥搖床進行兩次粗選和一次精選得到含sn50.26％的精礦5、中礦2、尾礦6和礦泥c。礦泥a、礦泥b和礦泥c合并后，依次添加調(diào)整劑水玻璃用量300g/t+氟硅酸鈉用量200g/t，捕收劑油酸用量800g/t+烷基羥肟酸鈉300g/t，起泡劑松醇油用量30g/t進行強化分散浮選，浮選精礦進入離心機進行重選，最終得到含sn50.38％的精礦6、中礦3和尾礦7。其中，精礦1、精礦2、精礦3、精礦4、精礦5和精礦6合并為錫精礦，中礦1、中礦2和中礦3合并為錫中礦，尾礦1、尾礦2、尾礦3、尾礦4、尾礦5、尾礦6和尾礦7合并為最終尾礦。實施例2只有藥劑用量及磨礦細度與實施例1不同，其它條件與實施過程二者完全相同。試驗結(jié)果見表1。以上兩個實施例的實施情況表明，本發(fā)明工藝先進，能高效回收細粒-微細粒低品位錫礦中錫元素。

表1各實施例試驗結(jié)果

上述實施例僅用來進一步說明本發(fā)明的一種低品位微細粒錫礦石的分質(zhì)分級分流處理方法，但本發(fā)明并不局限于實施例，凡是依據(jù)本發(fā)明的技術(shù)實質(zhì)對以上實施例所作的任何簡單修改、等同變化與修飾，均落入本發(fā)明技術(shù)方案的保護范圍內(nèi)。