权利要求
获得含锡尾矿，锡石粒度小于0.026mm的占比不低于40%;
将所述含锡尾矿加水调浆，得浓度为30~40%的尾矿浆;
对所述尾矿浆进行筛分处理，分级获得+0.074mm粒级矿浆、-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.038mm粒级矿浆I;
将所述+0.074mm粒级矿浆进行再磨处理，分出-0.074+0.038mm粒级矿浆II和-0.038mm粒级矿浆II;
将-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.074+0.038mm粒级矿浆II依次进行溜槽、摇床选锡石，得锡石精矿和摇床中矿;
将-0.038mm粒级矿浆I和-0.038mm粒级矿浆II合并，进行离心预富集，获得锡石粗精矿;
将所述摇床中矿和所述锡石粗精矿进行浮选，得锡石精矿。
2.根据权利要求1所述从含锡尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，其特征在于，所述含锡尾矿选自多金属硫化矿尾矿、锡矿选矿尾矿、多金属尾矿伴生锡尾矿中的一种，所述含锡尾矿中锡含量为0.15~0.3%。
3.根据权利要求1或2所述从尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，其特征在于，所述浮选工艺包括粗选、扫选和精选。
4.根据权利要求3所述从尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，其特征在于，所述粗选工艺添加的药剂为：碳酸钠7500 g/t，水玻璃625 g/t，六偏磷酸钠385 g/t，硝酸铅300 g/t，苯甲羟肟酸1650 g/t，2#油10 g/t。
5.根据权利要求4所述从含锡尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，其特征在于，所述扫选包括扫选I和扫选II，扫选I添加的药剂为：苯甲羟肟酸525 g/t;扫选2添加的药剂为苯甲羟肟酸225 g/t。
6.根据权利要求4所述从含锡尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，其特征在于，所述精选包括精选I、精选II、精选III;
所述精选I添加的药剂为水玻璃385 g/t，六偏磷酸钠125 g/t;
所述精选II添加的药剂为水玻璃125 g/t，六偏磷酸钠62.5 g/t;
所述精选III添加的药剂为水玻璃62.5 g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及矿物回收利用技术领域，具体涉及一种从含锡尾矿中回收微细级锡石的选矿方法。
背景技术
[0002]当前，随着锡矿资源日益呈现出“贫、细、杂”的赋存特点，微细粒锡石的高效回收已成为选矿领域的核心难题与技术瓶颈。锡石常与铅、锌等金属共生，且其性质易碎，在磨矿过程中极易因过粉碎而产生大量细泥，导致据估计高达约80%的锡流失于尾矿中，造成了严重的资源浪费。
发明内容
[0003]基于此，有必要提供从含锡尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，采用重-浮联合选矿流程，能够提高从尾矿中精选锡的回收率。
[0004]本发明采用如下技术方案：
本发明提供一种从含锡尾矿中回收微细级锡石的选矿方法，包括如下步骤：获得含锡尾矿，锡石粒度小于0.026mm的占比不低于40%;将所述含锡尾矿加水调浆，得浓度为30~40%的尾矿浆;对所述尾矿浆进行筛分处理，分级获得+0.074mm粒级矿浆、-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.038mm粒级矿浆I;将所述+0.074mm粒级矿浆进行再磨处理，分出-0.074+0.038mm粒级矿浆II和-0.038mm粒级矿浆II;将-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.074+0.038mm粒级矿浆II依次进行溜槽、摇床选锡石，得锡石精矿和摇床中矿;将-0.038mm粒级矿浆I和-0.038mm粒级矿浆II合并，进行离心预富集，获得锡石粗精矿;将所述摇床中矿和所述锡石粗精矿进行浮选，得锡石精矿。
[0005]在其中一些实施例中，所述含锡尾矿选自多金属硫化矿尾矿、锡矿选矿尾矿、多金属尾矿伴生锡尾矿中的一种，所述含锡尾矿中锡含量为0.15~0.3%。
[0006]在其中一些实施例中，所述浮选工艺包括粗选、扫选和精选。
[0007]优选地，所述粗选工艺添加的药剂为：碳酸钠7500 g/t，水玻璃625 g/t，六偏磷酸钠385 g/t，硝酸铅300 g/t，苯甲羟肟酸1650 g/t，2#油10 g/t。
[0008]优选地，所述扫选包括扫选I和扫选II，扫选I添加的药剂为：苯甲羟肟酸525 g/t;扫选2添加的药剂为苯甲羟肟酸225 g/t。
[0009]优选地，所述精选包括精选I、精选II、精选III;所述精选I添加的药剂为水玻璃385 g/t，六偏磷酸钠125 g/t;所述精选II添加的药剂为水玻璃125 g/t，六偏磷酸钠62.5g/t;所述精选III添加的药剂为水玻璃62.5 g/t。
[0010]与现有技术相比，本发明的核心技术优势和有益效果：
本发明从尾矿中回收微细级锡石的选矿方法采用重选、浮选联合流程，在选矿药剂与工艺流程协同作用下，实现了尾矿中微细粒级锡石的回收，提高锡的回收率，解决了常规工艺流程复杂、尾矿中细粒级目的矿物难回收的问题。具体来讲：
1.针对尾矿含泥量高、干扰后续锡选矿的核心问题，本发明采用溜槽与离心机组合设备进行预富集处理，不仅实现了目的矿物的高效预富集，还通过提前抛除矿泥，从源头规避了其对后续选矿流程的不利影响。同时，在前端进行预抛废，进入浮选时给矿产率只有24%左右，使得极大减少了后续浮选药剂成本，有利于控制选矿整体成本。
[0011]2.本发明从尾矿中回收微细级锡石的选矿方法此流程以重选为主，主要设备为离心机、螺旋溜槽、摇床等，设备操作较为简单，可减少人工成本，并且该工艺流程现场适应性强，降低了现场生产线的调控难度和工人操作难度，同时避免过程中锡石过多顺势，实现锡石的最大化回收。
[0012]3.尤其是在进行微细粒级浮选锡石时，虽然前端将大部分细泥脱出，由于其成分复杂，但还是有部分细泥以及脉石杂质进入浮选中，浮选尾矿后添加摇床设备，能够对浮选进行“兜底”，最大化减少锡石顺势，能够更有效地适应复杂矿石的选矿需求，实现有效回收。
附图说明
[0013]图1为实施例1从尾矿回收微细粒级锡石的选矿工艺流程图。
具体实施方式
[0014]针对低品位锡的矿石资源，传统重选工艺受限于微细颗粒所受流体阻力增大而重力减小的物理原理，其有效回收粒度下限难以突破，回收率不理想。浮选工艺虽被视为回收细粒资源的关键途径，但在实践中面临颗粒与气泡碰撞效率低、药剂消耗高、因比表面积大而导致选择性差(易受离子影响及脉石矿物夹带干扰)等诸多瓶颈，致使回收率与精矿品位难以兼得。当前主流的重选-浮选联合工艺，又因流程复杂、投资运营成本高以及过程控制难度大等问题，其经济性与适用性受到制约。
[0015]为突破这些困境，技术前沿正聚焦于新型高效回收方法的开发。本发明的技术构思在于提供一种从含锡尾矿中回收微细粒级锡石的选矿方法，采用重-浮联合选矿流程，在选矿药剂和选矿工艺协同作用下，实现了尾矿中锡石的低成本回收，并保证锡石的较高回收率。
[0016]下面结合具体实施例对本发明作进一步的详细说明，以使本领域的技术人员更加清楚地理解本发明。以下各实施例，仅用于说明本发明，但不止用来限制本发明的范围。基于本发明中的具体实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的情况下，所获得的其他所有实施例，都属于本发明的保护范围。在本发明实施例中，若无特殊说明，所有原料组分均为本领域技术人员熟知的市售产品;在本发明实施例中，若未具体指明，所用的技术手段均为本领域技术人员所熟知的常规手段。
[0017]根据选矿常识，进行术语说明：
+0.074mm粒级浆料：采用筛网200目筛孔尺寸为0.074mm进行筛分，未过200目筛网的浆料。
[0018]-0.074+0.038mm粒级浆料：分别采用筛网200目筛孔尺寸为0.074mm和筛网400目筛孔尺寸为0.038mm进行筛分，通过200目筛网、未过400目筛网的浆料。
[0019]-0.038mm粒级：采用筛网400目筛孔尺寸为0.038mm进行筛分，过400目筛网的浆料。
[0020]实施例1
本实施例提供一种从选锡尾矿中回收微细粒级锡石的选矿方法，包括如下步骤：
S1，获得含锡尾矿。
[0021]本实施例含锡尾矿为选锡尾矿(广西某锡选厂)，经测试：锡含量为0.29%，且52.96%的锡石粒度小于0.026mm，细-微细粒级锡石选别难度大。
[0022]S2，调浆。
[0023]将干的尾矿放于桶中，添加水至矿浆浓度30~40%。
[0024]S3，筛分、再磨并结合溜槽和摇床处理。
[0025]将矿浆进行筛分分级，筛分所用的粒级分别为200目、400目，从而获得+0.074mm粒级浆料、-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.038mm粒级矿浆I;将+0.074mm粒级矿浆进行再磨处理，分出-0.074+0.038mm粒级矿浆II和-0.038mm粒级矿浆II。
[0026]将-0.074+0.038mm粒级浆料进行溜槽粗选-摇床精选：给矿浓度30%，螺旋溜槽设备型号为BLL-400，溜槽冲洗水流量为4L/min;摇床型号为LY-1100500，摇床给水量为5L/min，获得摇床中矿和产率为0.15%、锡品位为9.06%、回收率为4.55%的锡石精矿A。
[0027]再磨后的-0.074+0.038mm粒级浆料进行溜槽-摇床选锡石：给矿浓度30%，螺旋溜槽设备型号为BLL-400，溜槽冲洗水流量为4L/min;摇床型号为LY-1100500，摇床给水量为5L/min，获得摇床中矿和产率为0.25%、锡品位为7.94%、回收率为6.65%的锡石精矿B。
[0028]合并-0.038mm粒级矿浆I和-0.038mm粒级矿浆II，进行离心预富集，得产率为19.73%、锡品位为0.55%、回收率为29.65%的锡石粗精矿。
[0029]S4，粗选、扫选和精选获得锡石精矿。
[0030]将上述步骤中通过摇床获得的中矿与锡石粗精矿进入浮选：添加药剂进行锡石粗选、扫选和精选，得到锡石精矿和尾矿。
[0031]其中，粗选药剂为：碳酸钠7500 g/t，水玻璃625 g/t，六偏磷酸钠385 g/t，硝酸铅300 g/t，苯甲羟肟酸1650 g/t，2#油10 g/t;
扫选1药剂为：苯甲羟肟酸525 g/t;
扫选2药剂为：苯甲羟肟酸225 g/t，扫选I和扫选II精矿依次返回上一作业，
精选I添加的药剂为：水玻璃385 g/t，六偏磷酸钠125 g/t;
精选II添加的药剂为：水玻璃125 g/t，六偏磷酸钠62.5 g/t;
精选III添加的药剂为：水玻璃62.5 g/t。
[0032]精选I~III的中矿依次逐级返回上一段作业。
[0033]上述步骤获得的浮选尾矿进行摇床强化回收锡石，可以获得产率为0.75%、锡品位为2.30%、回收率为5.78%的锡石精矿。
[0034]本实施例全流程试验可以获得产率为2.35%、锡品位为6.01%、回收率47.40%的锡石精矿产物。
[0035]实施例2
本实施例提供一种从多金属硫化矿尾矿中回收微细粒级锡石的选矿方法，包括如下步骤：
S1，获得含锡尾矿。
[0036]本实施例含锡尾矿为多金属硫化矿尾矿(湖南某多金属选厂)，经测试：锡含量为0.28%，且42.36%的锡石粒度小于0.026mm，细-微细粒级锡石选别难度大。
[0037]S2，调浆。
[0038]将干的尾矿放于桶中，添加水至矿浆浓度30~40%。
[0039]S3，筛分、再磨并结合溜槽和摇床处理。
[0040]将矿浆进行筛分分级，筛分所用的粒级分别为200目、400目，从而获得+0.074mm粒级浆料、-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.038mm粒级矿浆I;将+0.074mm粒级矿浆进行再磨处理，分出-0.074+0.038mm粒级矿浆II和-0.038mm粒级矿浆II。
[0041]将-0.074+0.038mm粒级浆料进行溜槽粗选-摇床精选(工艺参数条件同实施例1)，获得摇床中矿和产率为0.23%、锡品位为17.26%、回收率为5.47%的锡石精矿A。
[0042]再磨后的-0.074+0.038mm粒级浆料进行溜槽-摇床选锡石(工艺参数条件同实施例1)，获得摇床中矿和产率为0.31%、锡品位为15.73%、回收率为6.22%的锡石精矿B。
[0043]合并-0.038mm粒级矿浆I和-0.038mm粒级矿浆II，进行离心预富集，得产率为22.87%、锡品位为0.50%、回收率为35.93%的锡石粗精矿。
[0044]S4，粗选、扫选和精选获得锡石精矿。
[0045]将上述步骤中通过摇床获得的中矿与锡石粗精矿进入浮选：添加药剂进行锡石粗选、扫选和精选，得到锡石精矿和尾矿。
[0046]其中，粗选药剂为：碳酸钠7500 g/t，水玻璃625 g/t，六偏磷酸钠385 g/t，硝酸铅300 g/t，苯甲羟肟酸1650 g/t，2#油10 g/t;
扫选1药剂为：苯甲羟肟酸525 g/t;
扫选2药剂为：苯甲羟肟酸225 g/t，扫选I和扫选II精矿依次返回上一作业，
精选I添加的药剂为：水玻璃385 g/t，六偏磷酸钠125 g/t;
精选II添加的药剂为：水玻璃125 g/t，六偏磷酸钠62.5 g/t;
精选III添加的药剂为：水玻璃62.5 g/t。
[0047]精选I~III的中矿依次逐级返回上一段作业。
[0048]上述步骤获得的浮选尾矿进行摇床强化回收锡石，可以获得产率为0.66%、锡品位为7.30%、回收率为6.66%的锡石精矿。
[0049]本实施例全流程试验可以获得产率为3.89%、锡品位为15.53%、回收率57.73%的锡石精矿产物。
[0050]实施例3
本实施例提供一种从多金属尾矿伴生锡尾矿中回收微细粒级锡石的选矿方法，包括如下步骤：
S1，获得含锡尾矿。
[0051]本实施例含锡尾矿为多金属尾矿伴生锡尾矿，经测试：锡含量为0.15%，且59.65%的锡石粒度小于0.026mm，细-微细粒级锡石选别难度大。
[0052]S2，调浆。
[0053]将干的尾矿放于桶中，添加水至矿浆浓度30~40%。
[0054]S3，筛分、再磨并结合溜槽和摇床处理。
[0055]将矿浆进行筛分分级，筛分所用的粒级分别为200目、400目，从而获得+0.074mm粒级浆料、-0.074+0.038mm粒级矿浆I、-0.038mm粒级矿浆I;将+0.074mm粒级矿浆进行再磨处理，分出-0.074+0.038mm粒级矿浆II和-0.038mm粒级矿浆II。
[0056]将-0.074+0.038mm粒级浆料进行溜槽粗选-摇床精选(工艺参数条件同实施例1)，获得摇床中矿和产率为0.17%、锡品位为8.55%、回收率为4.78%的锡石精矿A。
[0057]再磨后的-0.074+0.038mm粒级浆料进行溜槽-摇床选锡石(工艺参数条件同实施例1)，获得摇床中矿和产率为0.21%、锡品位为7.73%、回收率为6.84%的锡石精矿B。
[0058]合并-0.038mm粒级矿浆I和-0.038mm粒级矿浆II，进行离心预富集，得产率为22.87%、锡品位为0.50%、回收率为35.93%的锡石粗精矿。
[0059]S4，粗选、扫选和精选获得锡石精矿。
[0060]将上述步骤中通过摇床获得的中矿与锡石粗精矿进入浮选：添加药剂进行锡石粗选、扫选和精选，得到锡石精矿和尾矿。
[0061]其中，粗选药剂为：碳酸钠7500 g/t，水玻璃625 g/t，六偏磷酸钠385 g/t，硝酸铅300 g/t，苯甲羟肟酸1650 g/t，2#油10 g/t;
扫选1药剂为：苯甲羟肟酸525 g/t;
扫选2药剂为：苯甲羟肟酸225 g/t，扫选I和扫选II精矿依次返回上一作业，
精选I添加的药剂为：水玻璃385 g/t，六偏磷酸钠125 g/t;
精选II添加的药剂为：水玻璃125 g/t，六偏磷酸钠62.5 g/t;
精选III添加的药剂为：水玻璃62.5 g/t。
[0062]精选I~III的中矿依次逐级返回上一段作业。
[0063]上述步骤获得的浮选尾矿进行摇床强化回收锡石，可以获得产率为0.60%、锡品位为5.30%、回收率为5.89%的锡石精矿。
[0064]本实施例全流程试验可以获得产率为2.11%、锡品位为5.53%、回收率45.63%的锡石精矿产物。
[0065]不限于上述实验例，本发明通过大量探究实验发现：
本发明目标是将锡含量为0.15~0.3%、锡石粒度小于0.026mm的占比不低于40%的含锡尾矿进行回收选矿，利用200目、400目筛网筛分尾矿浆、再分级进行再磨并搭配溜槽、摇床、离心机处理，提前脱出细泥，结合浮选工艺，能够整体上获得高锡品位的锡石精矿，实现微细粒锡石的高效回收(回收率大于40%)。
[0066]在此有必要指出的是，以上实施例仅限于对本发明的技术方案做进一步的阐述和说明，并不是对本发明的技术方案的进一步的限制，本发明的方法仅为较佳的实施方案，并非用于限定本发明的保护范围。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
