一种含锡多金属硫化矿中粗粒级锡石的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种锡石的选矿方法，特别涉及一种含锡多金属硫化矿中粗粒级锡石的选矿方法，属于选矿技术领域。

背景技术

锡矿是我国的优势矿产之一，伴生组份多，综合回收利用价值大，其中锡石(SnO₂)是主要回收的含锡矿物。锡石密度在6.0-7.0g/cm3之间，比共生的脉石及金属矿物大，重力选矿是回收锡石的传统工艺方法，+0.037mm粗粒级锡石重选回收效率高、成本相对低，但对于-0.037mm的细粒级锡石重力选矿难以有效回收。锡石性脆易碎，在开采、碎磨矿等作业环节不可避免的产生泥化和过粉碎现象，产生大量-0.037mm的细粒级锡石，且大部分锡石矿物因嵌布粒度粗细不均，传统单一的重力选矿工艺已不能经济高效的回收各个粒级的锡石矿物。同时国内矿产资源中单一锡石矿物种类少，锡石多与其他金属硫化矿、磁铁矿等矿物伴生，进一步增加了资源综合利用的难度，随着矿产资源的进一步扩大开采回收利用，入选品位逐步下降，锡石矿物的回收率下降、生产成本增加问题已逐步突显。

摇床具有富集比高、分选效果较好的特点，是粗粒级锡石回收的首选设备，但随着选矿厂建设逐步大型化，多金属矿物需要的磨矿粒度较细、单台摇床处理能力低等多因素的影响造成摇床数量多、占地面积大等导致生产系列多，生产成本、能耗偏高，工艺复杂，管理控制难度大等诸多问题。

为进一步提高资源综合回收利用率，降低生产成本，近年来针对重选方法对细粒锡石回收效果较差的问题，细粒锡石浮选工艺技术已得到快速发展并在工业生产中应用，有效解决了细粒级锡石回收困难的问题，同时，粗粒级锡石分选工艺设备组合也逐步多样化，预选脱泥、脱粗降低生产成本的思路及生产应用也逐步增多，降低了锡石的综合回收成本。但对于含锡石多金属矿物中锡石的经济高效综合回收一直是困扰选矿领域的难题，新工艺、多设备组合、新思路的创新也是选矿领域持续研究进步的主题。

发明内容

为了提高含锡石多金属矿物中锡石的综合回收率，本发明的目的在于提供一种含锡多金属硫化矿中粗粒级锡石的选矿方法，为粗粒级锡石的回收提供了一种经济高效的途径，有效促进锡石选别技术指标、经济效益的提升及选矿技术的发展进步。

本发明的技术方案是：一种含锡多金属硫化矿中粗粒级锡石的选矿方法，首先对含锡多金属硫化矿进行预先分级，分级后的细粒级矿石进入细粒锡石选别系统，分级后的粗粒级矿石进入粗粒级锡石选别流程，经粗粒级锡石选别流程的粗粒脱硫浮选、振动筛分级、螺旋溜槽分选、摇床粗扫选、浮选脱硫、摇床精选后最终分选出含锡品位为38～45％的粗粒锡精矿。

本发明所述选矿方法的具体步骤如下：

(1)先将含锡多金属硫化矿物料重量浓度调整在17-25％之间后采用旋流器进行±0.037mm粒级的预先分级，保证旋流器运行压力为0.05～0.15Mpa，得到+0.037mm物料和-0.037mm物料，-0.037mm物料进入细粒锡石选别系统；

(2)步骤(1)的+0.037mm物料进行粗粒脱硫浮选，得到硫精矿A和尾矿，尾矿进入振动筛分级作业，并选定振动筛的分级尺寸为0.106～0.180mm，得到筛上粗粒脉石物料和筛下含锡物料，筛上粗粒脉石物料直接抛尾；

(3)步骤(2)的筛下含锡物料进行螺旋溜槽分选富集及分级，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾矿，溜槽尾矿进入细粒锡石选别系统，溜槽精矿、溜槽中矿进入摇床粗扫选作业，最终得到锡粗精矿A和摇床粗扫选尾矿，摇床粗扫选尾矿直接抛尾；

所述步骤(3)溜槽精矿、溜槽中矿进入摇床粗扫选作业的具体流程为：

首先对溜槽精矿进行摇床粗选，分别得到锡粗精矿Ⅰ、次精矿Ⅰ、中矿Ⅰ和尾矿Ⅰ，对溜槽中矿进行摇床粗选，分别得到锡粗精矿Ⅱ、次精矿Ⅱ、中矿Ⅱ和尾矿Ⅱ，然后将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的中矿Ⅰ、中矿Ⅱ混合后进入综合中矿床进行扫选，得到锡粗精矿Ⅲ、次精矿Ⅲ、中矿Ⅲ和尾矿Ⅲ，将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ混合后进入尾矿床进行尾矿扫选，得到锡粗精矿Ⅳ、次精矿Ⅳ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅳ，其中中矿Ⅲ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅲ、尾矿Ⅳ合并成为摇床粗扫选尾矿直接抛尾，次精矿Ⅰ、次精矿Ⅱ、次精矿Ⅲ、次精矿Ⅳ混合后进入次精矿一段床进行扫选，得到锡粗精矿Ⅴ、次精矿Ⅴ、中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ，再将中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ混合后进入次精矿二段床进行扫选，得到锡粗精矿Ⅵ、次精矿Ⅵ、中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ；然后将中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ混合后进入综合中矿床循环再选，次精矿Ⅴ和次精矿Ⅵ均返回次精矿一段床循环再选；最终将各粗扫选作业摇床得到的锡粗精矿Ⅰ～Ⅵ合并后得到锡粗精矿A，其中进入次精矿一段床和综合中矿床的物料在进入前采用浓密机或浓密箱进行浓缩，浓密机或浓密箱的底流再分别采用旋流器分级，分级后的旋流器沉砂均采用立式搅拌磨机进一步再磨，旋流器溢流与立式搅拌磨机的排矿合并后再分别进入次精矿一段床和中矿床。

所述步骤(3)溜槽精矿、溜槽中矿进入摇床粗扫选作业的工艺条件及设备配置型号如下：

所述溜槽精矿进行摇床粗选时控制溜槽精矿的入选物料粒度为-0.180mm～+0.063mm，入选重量浓度为30～38％，且选用粗砂床：波形床：细砂床：刻槽床＝1:2:2:2的云锡式摇床进行配置分选；

溜槽中矿进行摇床粗选时控制溜槽中矿的入选物料粒度为-0.063mm～+0.037mm，入选重量浓度为27～32％，且选用波形床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:1:2:3的云锡式摇床进行配置分选。

所述进入综合中矿床扫选的物料入选重量浓度为25～32％，且选用粗砂床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:3:2:1的云锡式摇床进行配置分选，进入尾矿床选别的物料入选重量浓度为15～23％，且选用细砂型：刻槽型：微细泥床＝2:3:2的云锡式摇床进行配置分选。

所述进入次精矿一段床选别的物料入选重量浓度为28～35％，且选用粗砂床：波形床：刻槽型：微细泥床＝2:2:2:1的云锡式摇床进行配置分选，所述进入次精矿二段床选别的物料入选重量浓度为20～27％，且选用粗砂床：细砂床：刻槽型：微细泥床＝1:2:3:1的云锡式摇床进行配置分选。

(4)步骤(3)的锡粗精矿A经浓缩后进行浮选脱硫处理，得到硫精矿B和脱硫后的锡粗精矿B，硫精矿A与硫精矿B混合后得到最终硫精矿，锡粗精矿B进入摇床精选作业，经摇床精选最终得到含锡品位为38～45％的粗粒锡精矿和摇床精选尾矿，摇床精选尾矿返回步骤(3)的摇床粗扫选作业中的次精矿一段床循环再选。

所述步骤(4)锡粗精矿B进入摇床精选作业的具体流程结构及工艺设备参数为：

采用云锡摇床进行一次粗选两次扫选，一次粗选摇床的入选物料浓度为15～20％，经一次摇床粗选得到粗选精矿和粗选尾矿，粗选尾矿经浓缩后调整物料浓度为13-20％进入扫选一摇床作业，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，扫选一尾矿经浓缩后调整物料浓度为10-15％进入扫选二摇床作业，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二尾矿返回至步骤(3)的摇床粗扫选作业中的次精矿一段床循环再选，将粗选精矿、扫选一精矿和扫选二精矿混合后作为最终的粗粒锡精矿。

所述一次摇床粗选选用粗砂床：波形床：刻槽床：微细泥床＝1:3:2:1的云锡式摇床的配置进行分选，扫选一摇床作业选用波形床：细砂床：刻槽床：微细泥床＝2:2:2:1的云锡式摇床的配置进行选别，扫选二摇床作业选用波形床：刻槽床：微细泥床＝3:3:1的云锡式摇床的配置进行选别。

(5)所述步骤(2)的粗粒脱硫浮选、步骤(4)的锡粗精矿A浮选脱硫处理均包括一次粗选和至少二次扫选、至少二次精选，且各浮选流程所用药剂均包括活化剂浓硫酸、脱硫捕收剂DF-336和起泡剂松醇油，其中浓硫酸活化剂的总耗用量按入选干矿量计为1000-4000g/t，DF-336脱硫捕收剂的总耗用量按入选干矿量计为40-200g/t，松醇油起泡剂的总耗用量按入选干矿量计为30-100g/t，粗选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的60-85％，至少二次扫选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的15-40％。

一次粗选作业各药剂添加量优选为各药剂总耗用量的75-80％，至少二次扫选作业各药剂添加量优选为各药剂总耗用量的20-25％。

所述一次粗选和至少二次扫选、至少二次精选的浮选时间均为4-12min，优选为6～8min，一次粗选的入选物料浓度为37-50％。

(6)所述细粒锡石选别系统中细粒锡石浮选作业为常规一粗三扫三精选流程结构，入选重量浓度30-40％，粗选添加调整剂碳酸钠100-400g/t、昆明理工大学研制及生产(代号为“KT-53”)的活化剂200-500g/t、锡石捕收剂1000-2000g/t(锡石捕收剂配比为JSY-20：YT-1＝3:1，其中代号为“JSY-20”锡石捕收剂为湖北荆州药剂公司研制及生产，代号为“YT-1”锡石捕收剂为湖南勇拓药剂公司生产)、辅助捕收剂(代号为“P86”)的磷酸三丁酯40-150g/t和松醇油20-80g/t，扫选一、扫选二、精选一分别添加锡石捕收剂80-200g/t、30-100g/t和20-80g/t，其他选别作业不加药剂，各作业分选时间6-15min。

(7)本发明方法还包括将原矿破碎、磨矿至以重量计-0.074mm粒度含量占65-75％、浓度为35-40％，采用浮选方法先行选别其他金属硫化矿物，其他金属硫化矿物选别后的尾矿采用磁选方法脱除磁铁矿物，分别得到其他金属硫化矿物和磁铁矿等精矿产品和磁选尾矿物料，然后再进行锡石分选。

本发明的特点是：

(1)通过预先分级，对分级后的物料分别采取相应选矿方法及设备系统进行粗细含锡物料的分选，针对性强。

(2)螺旋溜槽具有处理能力大、回收重矿物粒度下限低、可预选提高入选品位且可实现部分粒级的归队分选的特点；摇床具有分选品位富集比高的特点，采用不同床条类型的摇床床面针对入选物料特点进行优选配置，特定摇床设备与物料特性的匹配，分选效率高，有利于提升作业回收率；本发明采用螺旋溜槽与摇床组合应用，发挥螺旋溜槽与摇床的特点回收粗粒级锡石并提升回收率。

(3)采用“重-浮-重”相结合的联合工艺分步选别粗粒级锡石，粗扫选保证回收率仅产出锡石粗精矿，避免了资源浪费，对粗精矿进一步精选促进精矿品质提升达到合格产品要求，经济及社会效益显著。

(4)对入选物料分步脱除影响锡石分选的硫铁矿物，减少螺旋溜槽和摇床设备分选锡石矿物过程中硫化矿对锡石分选效果及回收率的影响，先利用硫化矿物矿石密度与锡石矿物相近的特点来促进锡石与脉石矿物的分离，再利用锡石与硫化矿物的浮选特性差异来实现彻底脱除硫化矿，分步将脉石、硫化矿与锡石的分离，降低硫化矿及脉石中的锡金属损失，并逐步提升锡石精矿品质。

本发明的有益效果是：

(1)本发明通过旋流器的预先分级奠定了+0.037mm粗粒级锡石重选和-0.037mm细粒级锡石浮选的粗细分离条件，对粗粒级含锡物料采用振动筛筛分实现对筛上粗粒级脉石物料直接抛尾，不仅可以减少进入粗粒级重选流程的矿量，减少摇床数量配置，而且可降低生产成本。

(2)本发明采用“螺旋溜槽+摇床”重选设备组合，不仅对粗粒级锡石分选入选品位进行富集，同时利用溜槽分级出粗粒级物料中所含的-0.037mm粒级物料，且粗粒级物料经过溜槽预选进一步分离出有利于摇床工艺设备配置分选的窄级别粒级物料，实现粒级归队并对应相应粒级组成采用不同床条类型及数量配置进行优化选别。

(3)本发明采用“浮选+重选”的联合精选的粗粒选锡工艺，可降低锡石粗扫选摇床的操作控制精度及锡粗精矿品位，有效提高粗粒级锡粗精矿的回收率；同时通过浮选脱硫工艺进一步脱除影响锡石重选分离的硫铁矿，利用摇床富集比高的特点对锡粗精矿再次富集精选出合格的锡石精矿产品，精选摇床的尾矿返回溜槽精矿摇床流程循环再选，避免中间产物中锡金属的损失。

(4)本发明的工艺方法，工业应用后的锡石精矿品位及回收率较全粒级重选方法工艺明显提高，且摇床数量配置明显减少，相应的技术经济指标、经济效益比同类矿山或常规锡石选别工艺具有明显的优势。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明。

实施例1：云南某地锌锡铜多金属硫化矿应用本发明方法进行锡石选矿：

1、原矿性质条件：

该地原矿石属氧化程度较低的原生锌锡铜多金属共生矿石，矿石中金属矿物主要是磁黄铁矿，次为黄铜矿、闪锌矿和锡石；脉石矿物以绿泥石为主，其次是角闪石、辉石、石英、黑云母和方解石等。原矿含锌品位2.5-4.0％、含锡品位0.20-0.40％、含铜品位0.10-0.22％、含铁品位10-18％、含硫品位4.0-8.5％；锡矿物主要为锡石、少量黝锡和酸溶锡，锡石占用率达到80％以上，锡石主要与磁黄铁矿、镁铝榴石、绿泥石、透辉石、石英等矿物共生，锡石嵌布粒度分布在0.074mm-0.002mm之间，大多数锡石呈麻点状稀疏或稠密分布在脉石中，锡石的嵌布粒度较细，70％以上锡石粒度小于0.02mm。原矿磨矿粒度-200目含量67-71％条件下锡石以单体存在且解离的50％左右，仍有部分锡石与脉石、铁闪锌矿、磁黄铁矿矿物连生。

2、选矿工艺流程：

该地原工艺流程为：浮选选铜→浮选选锌→磁选出铁→浮选脱硫→摇床选锡工艺。

将本发明选矿方法应用在该地，工艺流程更改为：浮选选铜→浮选选锌→磁选出铁→预先分级→浮选脱硫→“粗粒重选+细粒浮选”选锡工艺，即选锡工艺为：+0.037mm粗粒振筛分级抛尾→溜槽+摇床粗扫选→锡粗精矿浮选脱硫+摇床精选；-0.037mm细粒级锡石浮选，如图1所示，本实施例方法的具体步骤如下：

(1)先将含锡多金属硫化矿物料重量浓度调整在17％后采用Φ250mm型旋流器对含锡多金属硫化矿进行±0.037mm粒级的预先分级，保证旋流器运行压力为0.08Mpa，得到+0.037mm物料和-0.037mm物料，其各产品的粒级及金属分布参数详见表1。-0.037mm物料进入细粒锡石选别系统，细粒锡石选别系统包括分级旋流器-0.037mm物料脱泥、细粒脱硫及细粒锡石浮选等作业，其中细粒锡石浮选作业为常规一粗三扫三精流程结构，入选重量浓度35-40％，粗选添加调整剂碳酸钠200g/t、KT-53活化剂300g/t、锡石捕收剂(JSY-19：YT-1＝3:1)1300-1500g/t、辅助捕收剂P86 60g/t和30g/t松醇油，扫选一添加锡石捕收剂100g/t、扫选二添加锡石捕收剂30g/t和精选一添加锡石捕收剂40g/t，其他选别作业不加药剂，粗扫选段各作业分选时间8-12min，精选段各作业分选时间6-8min。

表1预先分级作业各产物粒级及金属分布情况

(2)步骤(1)的+0.037mm物料进行粗粒脱硫浮选，该粗粒脱硫浮选作业由一次粗选、二次扫选和二次精选工艺流程结构组成，粗选的入选物料浓度为37％，该粗粒脱硫浮选作业各药剂的总消耗量分别为活化剂浓硫酸1000g/t(按入选干矿量计)，DF-336脱硫捕收剂60g/t(按入选干矿量计)，松醇油起泡剂30g/t(按入选干矿量计)，其中，粗选作业各药剂添加量为总消耗量的70％，二次扫选作业各药剂添加量为总消耗量的30％，精选不加药剂，每段浮选时间为10min，经粗粒脱硫浮选得到硫精矿A和尾矿，尾矿进入振动筛分级作业，并选定振动筛的分级尺寸为0.106mm，得到+0.106mm粒级的筛上粗粒脉石物料的筛上和-0.106mm粒级的筛下含锡物料，其中筛上的+0.106mm粗粒级脉石物料直接抛尾，抛除相对原矿产率10-12％、含锡金属3-5％的粗粒脉石矿物；

(3)步骤(2)的筛下含锡物料采用直径Φ900mm型的螺旋溜槽进行分选富集及分级，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾矿，其各产品的粒级及金属分布情况详见表2，溜槽尾矿进入细粒锡石选别系统，溜槽精矿、溜槽中矿进入摇床粗扫选作业，具体流程结构及工艺设备配置参数为：

首先对溜槽精矿进行摇床粗选，控制溜槽精矿粗选摇床的入选物料粒度主要为-0.106mm～+0.063mm，入选重量浓度为33％，且选用“粗砂床：波形床：细砂床：刻槽床＝1:2:2:2”的云锡式摇床进行配置分选，分别得到锡粗精矿Ⅰ、次精矿Ⅰ、中矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；对溜槽中矿进行摇床粗选，调整控制溜槽中矿的入选物料粒度主要为-0.063mm～+0.037mm，入选重量浓度为30％，且选用“波形床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:1:2:3”的云锡式摇床进行配置分选，分别得到锡粗精矿Ⅱ、次精矿Ⅱ、中矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。

其次将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的中矿Ⅰ、中矿Ⅱ混合后进入综合中矿床进行扫选，入选重量浓度为25％，且选用“粗砂床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:3:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅲ、次精矿Ⅲ、中矿Ⅲ和尾矿Ⅲ；将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ混合后进入尾矿床进行尾矿扫选，入选重量浓度为15％，且选用“细砂型：刻槽型：微细泥床＝2:3:2”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅳ、次精矿Ⅳ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅳ，其中中矿Ⅲ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅲ、尾矿Ⅳ合并成为摇床粗扫选尾矿直接抛尾。

进一步，将次精矿Ⅰ、次精矿Ⅱ、次精矿Ⅲ、次精矿Ⅳ混合后进入次精矿一段床进行扫选，入选重量浓度为28％，且选用“粗砂床：波形床：刻槽型：微细泥床＝2:2:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅴ、次精矿Ⅴ、中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ；再将中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ混合后进入次精矿二段床进行扫选，入选重量浓度为20％，且选用“粗砂床：细砂床：刻槽型：微细泥床＝1:2:3:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅵ、次精矿Ⅵ、中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ；然后将中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ混合后进入综合中矿床循环再选，次精矿Ⅴ和次精矿Ⅵ均返回次精矿一段床循环再选；优先地，进入次精矿一段床和综合中矿床的物料采用浓密机进行浓缩，浓密机底流再分别采用Φ250mm旋流器组分级，分级后的旋流器沉砂采用立式搅拌磨机进一步再磨，旋流器溢流与立式搅拌磨机的排矿合并后再分别进入次精矿一段床和中矿床。最终将各粗扫选作业摇床得到的锡粗精矿Ⅰ～Ⅵ合并后得到锡粗精矿A。

表2螺旋溜槽作业各产物粒级及金属分布情况

(4)步骤(3)的锡粗精矿A经浓缩后进行浮选脱硫处理，粗选的物料入选浓度为50％，进行一次粗选、三次扫选和三次精选，其中，每次作业的浮选时间为12min，药剂总消耗量为活化剂浓硫酸4000g/t(按干矿量计)，DF-336脱硫捕收剂150g/t(按干矿量计)，起泡剂松醇油70g/t(按干矿量计)，粗选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的80％，三次扫选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的20％，三次精选均不加药剂，得到硫精矿B和脱硫后的锡粗精矿B，硫精矿A与硫精矿B混合后得到最终硫精矿，锡粗精矿B进入摇床精选作业，摇床精选作业的具体流程为：采用云锡摇床进行一次粗选两次扫选，一次摇床粗选的入选浓度为18％，一次摇床粗选选用“粗砂床：波形床：刻槽床：微细泥床＝1:3:2:1”的云锡式摇床的配置进行分选，得到含锡品位40-45％的粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿经浓缩至浓度为16％后进入扫选一摇床作业，选用“波形床：细砂床：刻槽床：微细泥床＝2:2:2:1”的云锡式摇床的配置进行选别，得到含锡品位37-40％的扫选一精矿和扫选一尾矿；扫选一尾矿经浓缩至浓度为13％后进入扫选二摇床作业，扫选二摇床作业选用“波形床：刻槽床：微细泥床＝3:3:1”的云锡式摇床的配置进行选别，得到含锡品位33-38％的扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二尾矿(含锡品位在0.4-0.8％之间)返回至步骤(3)的摇床粗扫选作业中的次精矿一段床循环再选，将粗选精矿、扫选一精矿和扫选二精矿混合后作为最终的粗粒锡精矿(锡品位39-41％)。

3、本发明工艺方法在该锌锡铜多金属硫化矿中锡石选别工艺中应用后，根据关键工艺流程结构进行的数质量考查得到的技术参数及选别指标详见表3。

表3云南某地锌锡铜多金属硫化矿中锡石选别工艺技术参数及选锡指标结果

4、本发明方法应用前后锡指标对比：

本发明方法在该地锌锡铜多金属硫化矿中锡石选别工艺中应用前后的选锡技术指标对比结果详见表4。从表4中数据可看出，本发明方法工艺流程应用后，锡精矿回收率较应用前的45.22％提升了5.80％，技术效果明显。

表4本发明工艺在云南某地锌锡铜多金属硫化矿中锡石选别工艺中应用前后指标对比表

实施例2：针对云南某地铜锡硫化矿应用本发明方法进行锡石的选矿：

1、原矿性质：

原矿石属原生铜锡共生矿，矿石中金属矿物主要是黄铜矿，次为磁黄铁矿、磁铁矿和锡石；脉石矿物以石英、方解石为主，其次是辉石、黑云母等。原矿含铜品位0.4-1.0％、含锡品位0.12-0.25％、含铁品位5-10％、含硫品位2.0-4.0％；锡矿物主要为锡石，锡石占用率达到95％以上，锡石嵌布粒度分布在0.053mm-0.02mm之间。原矿磨矿粒度-200目含量62-72％条件下锡石以单体存在且解离的65％左右。

2、选矿工艺流程：

本发明应用前：浮选选铜→磁选出铁→浮选脱硫→摇床选锡工艺。

本发明应用后：浮选选铜→磁选出铁→预先分级+细泥脱泥抛尾→浮选脱硫→振筛分级粗粒脉石抛尾+螺旋溜槽+摇床选锡+锡粗精矿脱硫+脱硫后锡粗精矿摇床精选的选矿工艺流程，具体步骤如下：

(1)将原矿破碎、磨矿至以重量计-0.074mm粒度含量占65％、浓度为34％，采用浮选方法先行铜矿物浮选，选铜尾矿采用磁选方法脱除磁铁矿物，分别得到铜、铁2个精矿产品和磁选尾矿物料，将磁选尾矿采用Φ300mm型的旋流器进行±0.037mm粒级的预先分级，保证旋流器运行压力为0.10Mpa，得到+0.037mm物料和-0.037mm物料，-0.037mm物料进一步采用Φ75mm型的旋流器进行脱泥，脱泥后的沉砂进入细粒锡石浮选系统，脱泥后的-0.010mm矿泥直接抛尾处理；

(2)步骤(1)的+0.037mm物料进行粗粒脱硫浮选，脱除黄铁矿，该粗粒脱硫浮选作业由一次粗选、二次扫选和二次精选工艺流程组成，粗选的入选物料浓度为42％，该粗粒脱硫浮选作业各药剂的总消耗量分别为活化剂浓硫酸1500g/t(按入选干矿量计)，DF-336脱硫捕收剂40g/t(按入选干矿量计)，松醇油起泡剂30g/t(按入选干矿量计)，其中，粗选作业各药剂添加量为总消耗量的90％，二次扫选作业各药剂添加量为总消耗量的10％，精选不加药剂，粗扫选段每个作业的浮选时间为8min，精选段每个作业的浮选时间为5min，经粗粒脱硫浮选得到硫精矿A和尾矿，尾矿进入振动筛分级作业，并选定振动筛的分级尺寸为0.125mm，得到+0.125mm粒级的筛上粗粒脉石物料的筛上和-0.125mm粒级的筛下含锡物料，其中筛上的+0.125mm粗粒级脉石物料直接抛尾；

(3)步骤(2)的筛下含锡物料采用直径Φ1200mm型的螺旋溜槽进行分选富集及分级，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾矿，溜槽尾矿进入细粒锡石选别系统，溜槽精矿、溜槽中矿进入摇床粗扫选作业，具体流程结构、工艺参数及设备配置为：

首先对溜槽精矿、溜槽中矿分别进行摇床粗选，其中保证溜槽精矿的物料粒度为-0.125mm～+0.063mm，入选重量浓度为34％，且选用“粗砂床：波形床：细砂床：刻槽床＝1:2:2:2”的云锡式摇床进行配置分选，分别得到锡粗精矿Ⅰ、次精矿Ⅰ、中矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；对溜槽中矿进行摇床粗选，调整控制溜槽中矿的入选物料粒度主要为-0.063mm～+0.037mm，入选重量浓度为32％，且选用“波形床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:1:2:3”的云锡式摇床进行配置分选，分别得到锡粗精矿Ⅱ、次精矿Ⅱ、中矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。其次将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的中矿Ⅰ、中矿Ⅱ混合后进入综合中矿床进行扫选，入选重量浓度为27％，且选用“粗砂床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:3:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅲ、次精矿Ⅲ、中矿Ⅲ和尾矿Ⅲ；将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ混合后进入尾矿床进行尾矿扫选，入选重量浓度为20％，且选用“细砂型：刻槽型：微细泥床＝2:3:2”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅳ、次精矿Ⅳ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅳ，其中中矿Ⅲ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅲ、尾矿Ⅳ合并成为摇床粗扫选尾矿直接抛尾。

进一步，将次精矿Ⅰ、次精矿Ⅱ、次精矿Ⅲ、次精矿Ⅳ混合后进入次精矿一段床进行扫选，入选重量浓度为30％，且选用“粗砂床：波形床：刻槽型：微细泥床＝2:2:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅴ、次精矿Ⅴ、中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ；再将中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ混合后进入次精矿二段床进行扫选，入选重量浓度为23％，且选用“粗砂床：细砂床：刻槽型：微细泥床＝1:2:3:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅵ、次精矿Ⅵ、中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ；然后将中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ混合后进入综合中矿床循环再选，次精矿Ⅴ和次精矿Ⅵ均返回次精矿一段床循环再选；优先地，进入次精矿一段床和综合中矿床的物料采用浓密机进行浓缩，浓密机底流再分别采用Φ300mm旋流器组分级，分级后的旋流器沉砂采用立式搅拌磨机进一步再磨，旋流器溢流与立式搅拌磨机的排矿合并后再分别进入次精矿一段床和中矿床。最终将各粗扫选作业摇床得到的锡粗精矿Ⅰ～Ⅵ合并后得到锡粗精矿A。

(4)步骤(3)的锡粗精矿A经浓缩后进行浮选脱硫处理，粗选的物料入选浓度为37％，进行一次粗选、二次扫选和二次精选，其中，每次作业的浮选时间为6-8min，药剂总消耗量为活化剂浓硫酸1500g/t(按干矿量计)，DF-336脱硫捕收剂70g/t(按干矿量计)，起泡剂松醇油40g/t(按干矿量计)，粗选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的85％，二次扫选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的15％，二次精选均不加药剂，得到硫精矿B和脱硫后的锡粗精矿B，硫精矿B与硫精矿A混合后得到最终硫精矿，锡粗精矿B进入摇床精选作业，摇床精选作业的具体流程为：一次摇床粗选入选浓度为15％，选用“粗砂床：波形床：刻槽床：微细泥床＝1:3:2:1”的云锡式摇床的配置进行分选，得到含锡品位39-43％的粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿经浓缩至浓度为13％后进入扫选一摇床作业，选用“波形床：细砂床：刻槽床：微细泥床＝2:2:2:1”的云锡式摇床的配置进行选别，得到含锡品位36-42％的扫选一精矿和扫选一尾矿；扫选一尾矿经浓缩至浓度为12％后进入扫选二摇床作业，扫选二摇床作业选用“波形床：刻槽床：微细泥床＝3:3:1”的云锡式摇床的配置进行选别，得到含锡品位35-38％的扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二尾矿(含锡品位在0.3-0.5％之间)返回至步骤(3)的摇床粗扫选作业中的次精矿一段床循环再选，将粗选精矿、扫选一精矿和扫选二精矿混合后作为最终的粗粒锡精矿(锡品位39-44％)。

本发明方法在该地铜锡硫化矿中锡石选别工艺中应用后，锡精矿回收率较应用前的提升了3.8％，技术效果明显。

实施例3：针对广西某地锡石多金属硫化矿应用本发明方法进行选锡：原矿石中含有锡、锌、铅、锑和铟有用金属，锡石以粗粒锡石为准，采用本发明方法进行粗粒级锡石分选，具体步骤如下：

(1)将原矿破碎、磨矿至以重量计-0.074mm粒度含量占70％、浓度为40％，采用浮选方法先行硫化矿的浮选，将硫化矿的浮选尾矿采用Φ250mm型的旋流器进行±0.037mm粒级的预先分级，保证旋流器运行压力为0.12Mpa，得到+0.037mm物料和-0.037mm物料，-0.037mm物料进入细粒锡石选别系统；

(2)步骤(1)的+0.037mm物料进行粗粒脱硫浮选，该粗粒脱硫浮选作业由一次粗选、二次扫选和二次精选工艺流程组成，粗选的入选物料浓度为50％，该粗粒脱硫浮选作业各药剂的总消耗量分别为活化剂浓硫酸4000g/t(按入选干矿量计)，DF-336脱硫捕收剂200g/t(按入选干矿量计)，松醇油起泡剂100g/t(按入选干矿量计)，其中，粗选作业各药剂添加量为总消耗量的85％，二次扫选作业各药剂添加量为总消耗量的15％，精选不加药剂，每段浮选时间为7min，经粗粒脱硫浮选得到硫精矿Ⅰ和尾矿，尾矿进入振动筛分级作业，并选定振动筛的分级尺寸为0.180mm，得到+0.180mm粒级的筛上粗粒脉石物料的筛上和-0.180mm粒级的筛下含锡物料，其中筛上的+0.180mm粗粒级脉石物料直接抛尾；

(3)步骤(2)的筛下含锡物料采用直径Φ1200mm型的螺旋溜槽进行分选富集及分级，得到溜槽精矿、溜槽中矿和溜槽尾矿，溜槽尾矿进入细粒锡石选别系统，溜槽精矿、溜槽中矿进入摇床粗扫选作业，具体流程为：

首先对溜槽精矿、溜槽中矿分别进行摇床粗选，其中保证溜槽精矿的物料粒度为-0.180mm～+0.063mm，入选重量浓度为30％，且选用“粗砂床：波形床：细砂床：刻槽床＝1:2:2:2”的云锡式摇床进行配置分选，分别得到锡粗精矿Ⅰ、次精矿Ⅰ、中矿Ⅰ和尾矿Ⅰ；对溜槽中矿进行摇床粗选，调整控制溜槽中矿的入选物料粒度主要为-0.063mm～+0.019mm，入选重量浓度为25％，且选用“波形床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:1:2:3”的云锡式摇床进行配置分选，分别得到锡粗精矿Ⅱ、次精矿Ⅱ、中矿Ⅱ和尾矿Ⅱ。其次将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的中矿Ⅰ、中矿Ⅱ混合后进入综合中矿床进行扫选，入选重量浓度为32％，且选用“粗砂床：细砂型：刻槽型：微细泥床＝1:3:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅲ、次精矿Ⅲ、中矿Ⅲ和尾矿Ⅲ；将溜槽精矿、溜槽中矿摇床粗选得到的尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ混合后进入尾矿床进行尾矿扫选，入选重量浓度为23％，且选用“细砂型：刻槽型：微细泥床＝2:3:2”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅳ、次精矿Ⅳ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅳ，其中中矿Ⅲ、中矿Ⅳ和尾矿Ⅲ、尾矿Ⅳ合并成为摇床粗扫选尾矿直接抛尾。

进一步，将次精矿Ⅰ、次精矿Ⅱ、次精矿Ⅲ、次精矿Ⅳ混合后进入次精矿一段床进行扫选，入选重量浓度为35％，且选用“粗砂床：波形床：刻槽型：微细泥床＝2:2:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅴ、次精矿Ⅴ、中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ；再将中矿Ⅴ和尾矿Ⅴ混合后进入次精矿二段床进行扫选，入选重量浓度为27％，且选用“粗砂床：细砂床：刻槽型：微细泥床＝1:2:3:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到锡粗精矿Ⅵ、次精矿Ⅵ、中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ；然后将中矿Ⅵ和尾矿Ⅵ混合后进入综合中矿床循环再选，次精矿Ⅴ和次精矿Ⅵ均返回次精矿一段床循环再选；优先地，进入次精矿一段床和综合中矿床的物料采用浓密机进行浓缩，浓密机底流再分别采用Φ300mm旋流器组分级，分级后的旋流器沉砂采用立式搅拌磨机进一步再磨，旋流器溢流与立式搅拌磨机的排矿合并后再分别进入次精矿一段床和中矿床。最终将各粗扫选作业摇床得到的锡粗精矿Ⅰ～Ⅵ合并后得到锡粗精矿A。

(4)步骤(3)的锡粗精矿Ⅰ经浓缩后进行浮选脱硫处理，粗选的物料入选浓度为38％，进行一次粗选、二次扫选和二次精选，其中，每段浮选时间为6min，药剂总消耗量为活化剂浓硫酸4000g/t(按干矿量计)，DF-336脱硫捕收剂200g/t(按干矿量计)，起泡剂松醇油100g/t(按干矿量计)，粗选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的60％，二次扫选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的40％，二次精选均不加药剂，每得到硫精矿Ⅱ和脱硫后的锡粗精矿Ⅱ，硫精矿Ⅱ与硫精矿Ⅰ混合后得到最终硫精矿，锡粗精矿Ⅱ进入摇床精选作业，摇床精选作业的具体流程为：采用云锡摇床进行一次粗选两次扫选，一次摇床粗选的入选浓度为10％，一次摇床粗选按“粗砂床：波形床：刻槽床：微细泥床＝1:3:2:1”的云锡式摇床进行配置分选，得到含锡品位粗选精矿和粗选尾矿，粗选尾矿经浓缩至浓度为8％后进入扫选一摇床作业，按“波形床：刻槽床：微细泥床＝3:3:1”的云锡式摇床进行配置进行选别，得到扫选一精矿和扫选一尾矿，扫选一尾矿经浓缩至浓度为12％后进入扫选二摇床作业，按“波形床：刻槽床：微细泥床＝2:2:3”的云锡式摇床进行配置进行选别，得到扫选二精矿和扫选二尾矿，扫选二尾矿返回至步骤(3)的摇床粗扫选作业，循环再选，将粗选精矿、扫选一精矿和扫选二精矿混合后作为最终的粗粒锡精矿(锡品位38-45％)。

本发明方法在该地锡石多金属硫化矿应用后，锡精矿回收率较应用前的提升了4.59％，技术效果明显。

实施例4：本实施例方法同实施例3，不同之处在于，所述步骤(4)中锡粗精矿Ⅰ经浓缩后进行浮选脱硫处理，进行一次粗选、二次扫选和二次精选，其中粗选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的80％，二次扫选作业各药剂添加量为各药剂总耗用量的20％，二次精选均不加药剂，得到硫精矿Ⅱ和脱硫后的锡粗精矿Ⅱ。

经本实施例处理后，最终得到的锡精矿回收率较应用本发明前明显提升了4.69％。

上面结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。