锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法.pdf

一种锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法，利用硫化矿可浮性的差异，分步进行浮选脱除硫化矿，先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，然后将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选。采用本发明能够有效地脱除锡石中的硫化矿，降低选矿药剂成本，提高选矿经济效益。

1.  锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法，其特征在于，该方法包括如下步骤：

1.  1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药和2^#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量：丁基黄药200～300g/t，2^#油80～100g/t，

1.  2按摇床冲程为18～22次/分，摇床冲次为250～270次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，

1.  3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选，浮选时将矿浆pH值为7～9，
强化浮选药剂用量：水玻璃300～600g/t，硫化钠2000～3000g/t，2^#油120～150g/t，戊基黄药300～500g/t，
使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
水玻璃    10～20％水溶液
硫化钠     5～10％水溶液
戊基黄药    1～2％水溶液
丁基黄药    1～2％水溶液
2^#油        直接原液添加。

锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法
一、技术领域
本发明涉及一种锡石多金属硫化矿分步脱硫浮选方法，特别是一种尾矿中含低品位锡石和硫化矿的分步脱硫浮选方法。
二、背景技术
在含有锡石多金属硫化矿的尾矿中，由于矿物粒度组成不均匀，有价矿物多以细粒和微细粒存在，在选别过程中容易相互影响，如摇床选锡过程中会带走较粗粒级的硫化矿，导致硫化矿损失在锡石精矿中，如果采用全浮硫化矿再回收锡石，由于部分硫化矿表面发生氧化，则所需药剂种类多且药剂耗量大，这样细粒锡石不可避免地在硫化矿的浮选过程中形成锡的夹杂，导致锡流失，另外，由于经过了磨矿处理，在生产中容易形成泥化现象，从而影响选别效果。
三、发明内容
本发明的目的在于提供一种锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法，它能够有效地脱除锡石中的硫化矿含量，提高锡回收率，降低选矿药剂成本，提高选矿经济效益。
本发明采用以下技术方案达到上述目的：一种锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法，包括如下步骤：
1.1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药和2^#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量：丁基黄药200～300g/t，2^#油80～100g/t，
1.2按摇床冲程为18～22次/分，摇床冲次为250～270次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，
1.3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选，浮选时将矿浆pH值为7～9，强化浮选药剂用量：水玻璃300～600g/t，硫化钠2000～3000g/t，2^#油120～150g/t，戊基黄药300～500g/t，
使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
水玻璃      10～20％水溶液
硫化钠      5～10％水溶液
戊基黄药    1～2％水溶液
丁基黄药    1～2％水溶液
2^#油        直接原液添加
本发明的突出优点在于：
1、对可浮性较好的硫化矿进行浮选降低了锡石夹杂，避免了锡石的无为流失。
2、在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂、活化剂和捕收剂进行对表面氧化的硫化矿强化捕收，减少了药剂种类和数量，降低了浮选药剂成本。
3、有效实现了含氧矿物与含硫矿物的分离，为得到高品位的锡石精矿提供了基础；同时也保证了硫化矿的回收。
四、附图说明
图1是本发明所述锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法的原则流程图。
具体实施方式
以下通过具体实施例对本发明的技术方案作进一步说明。
实施例1
矿物原料：
所用原料为含低品位锡石和硫化矿的尾矿，其中含Sn0.54％、Pb0.47％、Zn2.10％、Sb0.38％，所述尾矿中回收矿物主要为锡石、脆硫锑铅矿、铁闪锌矿等。
将上述矿物原料按如下步骤分步脱硫浮选：
1.1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药和2^#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量：丁基黄药200g/t，2^#油80g/t，丁基黄药先配制成1wt％水溶液，2^#油直接原液添加。
浮选得含Sn0.20％、Pb2.67％、Sb2.33％、Zn16.04％的硫化矿混合精矿，锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn9.57％、Pb59.25％、Sb60.80％、Zn64.70％；
1.2按摇床冲程为18次/分，摇床冲次为250次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，
尾矿通过摇床后得Sn1.76％、Pb0.68％、Sb0.63％、Zn2.35％的含锡混合粗精矿。
1.3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选，浮选时将矿浆pH值为7，强化浮选药剂用量为：水玻璃300g/t，硫化钠2000g/t，戊基黄药300g/t，2^#油120g/t。使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
水玻璃    10％水溶液
硫化钠      5％水溶液
戊基黄药    1％水溶液
2^#油        直接原液添加
强化浮选锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn21.41％、Pb78.2％、Sb80.72％、Zn81.47％，铅、锑、锌的总回收率分别为91.11％、92.44％、93.78％。
实施例2
矿物原料：
所用原料为含低品位锡石和硫化矿的尾矿，其中含Sn0.60％、Pb0.50％、Zn2.35％、Sb0.45％，所述尾矿中回收矿物主要为锡石、脆硫锑铅矿、铁闪锌矿等。
将上述矿物原料按如下步骤分步脱硫浮选：
1.1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药和2^#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量：丁基黄药300g/t，2^#油100g/t。
丁基黄药先配制成2wt％水溶液，2^#油直接原液添加。
浮选得到含Sn0.20％、Pb2.87％、Sb2.56％、Zn16.53％的硫化矿混合精矿，锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn9.67％、Pb61.03％、Sb61.52％、Zn65.67％；
1.2按摇床冲程为22次/分，摇床冲次为270次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，
尾矿通过摇床后得Sn1.80％、Pb0.74％、Sb0.71％、Zn2.53％的含锡混合粗精矿。
1.3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选，浮选时矿浆pH值为9，强化浮选药剂用量：水玻璃600g/t，硫化钠3000g/t，戊基黄药500g/t，2^#油150g/t。使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
水玻璃      20％水溶液
硫化钠      10％水溶液
戊基黄药    2％水溶液
2^#油        直接原液添加
强化浮选锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn22.37％、Pb79.51％、Sb81.63％、Zn82.15％，铅、锑、锌的总回收分别为92.02％、92.93％、93.87％。
实施例3
矿物原料：
所用原料为含低品位锡石和硫化矿的尾矿，其中含Sn0.57％、Pb0.48％、Zn2.21％、Sb0.41％，所述尾矿中回收矿物主要为锡石、脆硫锑铅矿、铁闪锌矿等。
将上述矿物原料按如下步骤分步脱硫浮选：
1.1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药和2^#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量：丁基黄药250g/t，2^#油90g/t，丁基黄药先配制成1wt％水溶液，2^#油直接原液添加。
浮选得含Sn0.20％、Pb2.75％、Sb2.51％、Zn16.37％的硫化矿混合精矿，锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn9.61％、Pb60.17％、Sb61.03％、Zn64.92％；
1.2按摇床冲程为20次/分，摇床冲次为260次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，
尾矿通过摇床后得Sn1.77％、Pb0.70％、Sb0.67％、Zn2.42％的含锡混合粗精矿。
1.3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选，浮选时矿浆pH值为8，强化浮选药剂用量为：水玻璃500g/t，硫化钠2500g/t，戊基黄药400g/t，2^#油130g/t。使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：
水玻璃      15％水溶液
硫化钠      7％水溶液
戊基黄药    2％水溶液
2^#油        直接原液添加
强化浮选锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn22.05％、Pb78.72％、Sb80.93％、Zn81.85％，铅、锑、锌的总回收率分别为91.52％、92.57％、93.63％。