一种锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法

1.本发明属于尾矿加工技术领域，具体的说，涉及一种锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法。


背景技术：

2.由于一次锡资源的长期开采，锡尾矿的回收价值逐渐体现，特别是低品位高杂质含锡物料冶炼技术的成功应用，加速了锡尾矿资源重新开发利用的进程。
3.锡尾矿中80%以上是微细粒锡石，这不仅造成了资源的浪费，而且污染了矿山周围的环境。微细粒锡石在传统单一重选作业中的运动轨迹与脉石矿物接近，因此，难以通过传统重选选别技术得到高品质的锡精矿。而普通的浮选工艺在微细矿物处理上已不再适用，主要是由于微细粒锡石表面能高、微粒互凝现象严重、药剂消耗量大、夹带严重、颗粒与气泡碰撞概率低等因素导致。
4.锡尾矿中锡石常与赤铁矿、褐铁矿和磁铁矿等含铁矿物共伴生。锡石呈细粒或微细粒包裹体嵌布于铁矿物中或沿铁矿物边缘镶嵌，部分铁以类质同象形式存在于锡石晶格中。由于锡铁致密共生，采用常规的选矿技术，存在回收金属单一、工艺流程长且锡铁回收率低的不足，难以实现锡铁的高效分离，造成精矿中锡铁互含严重，从而影响锡尾矿中锡铁的回收利用。因此，亟需开发一种锡铁选冶协同分离与同步回收关键技术，以实现锡铁矿石中锡铁的低成本、绿色、高效分离以及锡铁资源的综合利用。


技术实现要素：

5.为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了一种锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法，本发明通过分级重磁联合技术，将锡尾矿中锡铁紧密共生的矿物与单体解离度较高的赤褐铁矿分离，然后采用选冶联合技术得到可分别回收利用锡富中矿和铁精矿。本发明还具有操作性强、成本低廉、锡铁分选指标佳的优点。
6.为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：所述的锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法包括以下步骤：（1）将锡尾矿筛分级为粗粒级尾矿、中粒级尾矿和细粒级尾矿。
7.（2）将中粒级尾矿采用摇床选别；将细粒级尾矿采用悬振锥面选矿机选别。
8.（3）将中粒级摇床尾矿和细粒级悬振尾矿采用强磁选回收；强磁选尾矿为最终尾矿。
9.进一步的，步骤（2）所得强磁选精矿采用焙烧-弱磁选处理，得到铁精矿ii，弱磁选尾矿为最终尾矿。
10.进一步的，步骤（2）强磁选精矿焙烧后先进行磨矿处理，然后再弱磁选，焙烧采用还原焙烧，还原剂为褐煤、烟煤或无烟煤的一种或几种。
11.进一步的，步骤（1）的粗粒级尾矿经磨矿后采用摇床选别，得到粗粒级摇床精矿和粗粒级摇床尾矿；粗粒级摇床尾矿混入步骤（3）所得的中粒级摇床尾矿和细粒级悬振尾矿。
12.进一步的，步骤（2）所得的中粒级摇床精矿和中矿、细粒级悬振精矿混入粗粒级摇床精矿，得锡铁共伴生矿物。
13.进一步的，锡铁共伴生矿物采用焙烧-磨矿-弱磁选处理，得到铁精矿i和富锡中矿。
14.进一步的，锡铁共伴生矿物采用的焙烧为还原焙烧，还原剂为褐煤、烟煤或无烟煤的一种或几种。
15.进一步的，所述的粗粒级尾矿指粒径大于0.15mm的锡尾矿，细粒级尾矿指粒径小于0.05mm的锡尾矿；其余锡尾矿为为中粒级尾矿。
16.进一步的，步骤（1）采用的分级方法为筛分或水力旋流。
17.本发明的有益效果：本发明采用分级、粗粒再磨、中细粒摇床/悬振锥面选矿组合重选-强磁选的预处理技术，实现了与锡石嵌布紧密的赤褐铁矿与解离度较高的赤褐铁矿的预富集，降低了后续锡铁分离的处理量和处理成本。
18.本发明对于预富集得到的锡铁粗精矿和赤褐铁矿粗精矿，分类采用“焙烧-磨矿-弱磁选”技术进行处理，分别获得铁精矿ⅰ、锡富中矿和铁精矿ⅱ，实现了锡铁紧密共生矿物和单一赤褐铁矿的分类分选，在回收锡尾矿中锡石的同时，得到了可直接回收利用的铁精矿。
19.本发明具有操作性强、成本低廉、锡铁分选指标佳的优点，可获得锡品位高于3%、回收率高于65%的锡粗精矿和铁品位高于60%、回收率高于70%的铁精矿。
附图说明
20.图1是本发明的工艺流程简图。
具体实施方式
21.为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的技术方案进行详细的说明，显然，所描述的实施例仅是本发明的一部分实施例，而不是全部实施例。基于本发明的实施例，本领域技术人员在没有做出创造性劳动前提下多获得的其他实施例，都属于本发明保护的范围。
22.所述的锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法包括以下步骤：（1）将锡尾矿分级为粗粒级尾矿、中粒级尾矿和细粒级尾矿。
23.分级采用筛分或水力旋流等任意一种固体物可采用的粒度分级方式，分级标准为：粒径大于0.15mm的锡尾矿为粗粒级尾矿；粒径小于0.05mm的锡尾矿为细粒级尾矿；中间部分为中粒级尾矿。
24.锡尾矿中的锡石大部分以锡细泥的形式存在，少部分锡石和其他矿物共伴生于粗粒和中粒中，如果尾矿直接全部细磨不仅增加生产成本，而且容易造成锡石过磨，泥化严重，进而严重降低锡石的回收指标。本发明通过筛分，将不同粒度的锡尾矿分别采用不同的方法处理，可显著提高锡石的回收率。
25.（2）将粗粒级尾矿磨矿-摇床选别；将中粒级尾矿采用摇床选别；将细粒级尾矿采用悬振锥面选矿机选别。
26.通过大量的实验及实验分析发现，通过单一一种磁选或重选均难实现尾矿中锡石和含铁矿物的高效回收，而通过将锡尾矿筛分为三种不同粒度，探索发现在不同粒级下，摇床/悬振锥面选矿机精矿和中矿中锡石的富集情况不同，因此将锡尾矿分为如步骤（1）的三种粒度级别分别处理。
27.（3）将粗粒级摇床尾矿、中粒级摇床尾矿和细粒级悬振尾矿合并采用强磁选回收；强磁选尾矿为最终尾矿。
28.通过单一重选并不能使含锡和含铁矿物完全分离，尾矿中仍含有大量的含铁矿物，其是未与锡石共伴生的铁矿物（同时发现，重选精矿里面的锡和铁品位高，且大部分锡铁共伴生），经工艺矿物学证明，该锡尾矿的含铁矿物大部分是赤褐铁矿，重选尾矿混合通过强磁选作业，能进一步更好的回收该类含铁矿物。
29.将粗粒级摇床精矿、中粒级摇床精矿和中矿、细粒级悬振精矿合并采用还原焙烧-磨矿-弱磁选处理，得到铁精矿i和锡富中矿。
30.共伴生的锡和铁通过还原焙烧将赤褐铁矿还原成具有强磁性的磁铁矿，锡石没有磁性，通过弱磁选将锡和铁分离。
31.（4）将步骤（3）的强磁选精矿采用还原焙烧-磨矿-弱磁选处理，得到弱磁选精矿和弱磁选尾矿，弱磁选精矿为铁精矿ii，与铁精矿i合并回收，弱磁选尾矿与步骤（3）的强磁选尾矿合并，为最终尾矿。
32.选别尾矿通过强磁选仅能产生含铁40%-50%的赤褐铁矿精矿，无法单独的作为铁精矿产品出售，通过还原焙烧-弱磁选处理对强磁选产生的铁粗精矿进行提质以达到产品标准，回收的铁可直接以铁精矿产品出售。
33.其中，步骤（3）和步骤（4）的还原焙烧分别在不同的系统完成。还原剂为褐煤、烟煤或无烟煤的一种或几种。
34.为了更清楚说明本发明，下面通过以下实施例进行详细说明。
实施例1
35.云南某锡尾矿，含锡0.19%、含铁12.20%，脉石矿物主要为方解石、白云石、石英等，对该锡尾矿进行选别，具体操作如下：（1）将锡尾矿分为+0.15mm粗粒级尾矿、0.15~0.05mm中间粒级尾矿和-0.05mm细粒级尾矿；（2）将步骤（1）的+0.15mm粗粒级尾矿进行磨矿作业，磨矿细度为：-0.074mm占75％，然后进入摇床重选作业，同时将步骤（1）的0.15~0.05mm中间粒级尾矿进行摇床重选作业，-0.05mm的细粒级尾矿采用悬振锥面选矿机进行处理。
36.（3）将步骤（2）中粗粒级重选精矿、中粒级重选精矿和中矿、细粒级悬振精矿混合，组成混合精矿，进入还原焙烧作业，焙烧温度为650℃，还原剂用量为10%的褐煤，保温时间40min。
37.（4）将步骤（3）中的焙烧产物进行弱磁选，磁场强度为0.29t，得到铁品位为61.16%、综合回收率为23.00%（23.00%是以全部锡尾矿中铁作为计算基数所计算的回收率，以下在不做特殊说明时，所述的锡回收率或铁回收率均是以全部锡尾矿作为计算基数所得的回收率）的铁精矿i和锡品位为3.53%、回收率为67.1%的锡富中矿。
38.（5）将步骤（2）中的粗粒级重选尾矿、中粒级重选尾矿和悬振尾矿混合进入高梯度磁选机进行强磁选作业，磁场强度为1.4t，脉冲为21hz，获得赤褐铁矿粗精矿。
39.（6）将步骤（5）中的强磁选精矿进行还原焙烧，焙烧温度为700℃，还原剂用量为15%褐煤，保温时间1h。焙烧产物进行磨矿处理，磨矿细度达到-0.05mm占70％，磨矿产物进行弱磁选，磁场强度为0.20t，得到铁品位为60.34%、综合回收率为48.02%的铁精矿ii。
40.对比例1（除细颗粒尾矿采用摇床重选外，其他均与实施例1相同）锡尾矿同实施例1，对该锡尾矿进行选别，具体操作如下：（1）将锡尾矿分为+0.15mm粗粒级尾矿、0.15~0.05mm中间粒级尾矿和-0.05mm细粒级尾矿；（2）将步骤（1）的+0.15mm粗粒级尾矿进行磨矿作业，磨矿细度为：-0.074mm占75％，然后进入摇床重选作业，同时将步骤（1）的0.15~0.05mm中间粒级尾矿和-0.05mm的细粒级尾矿分别进行摇床重选作业。
41.（3）将步骤（2）中粗粒级重选精矿、中粒级重选精矿和中矿、细粒级摇床精矿混合，组成混合精矿，进入还原焙烧作业，焙烧温度为650℃，还原剂用量为10%的褐煤，保温时间40min。
42.（4）将步骤（3）中的焙烧产物进行弱磁选，磁场强度为0.29t，得到铁品位为60.74%、综合回收率为25.32%的铁精矿i和锡品位为1.94%、综合回收率为39.35%的锡富中矿。
43.（5）将步骤（2）中的粗粒级重选尾矿、中粒级重选尾矿和细粒级重选尾矿混合进入高梯度磁选机进行强磁选作业，磁场强度为1.4t，脉冲为21hz，获得赤褐铁矿粗精矿。
44.（6）将步骤（5）中的强磁选精矿进行还原焙烧，焙烧温度为700℃，还原剂用量为15%褐煤，保温时间1h。焙烧产物进行磨矿处理，磨矿细度达到-0.05mm占70％，磨矿产物进行弱磁选，磁场强度为0.20t，得到铁品位为56.32%、综合回收率为29.38%的铁精矿ii。
45.对比例2（不做分级，直接磨矿处理后全部采用摇床重选）锡尾矿同实施例1，对该锡尾矿进行选别，具体操作如下：直接将锡尾矿磨至0.15mm以下后进行不分级摇床重选作业，得摇床精矿1、摇床精矿2、摇床精矿3、摇床中矿和摇床尾矿。精1中锡和铁的品位分别为0.345%和28.19%，回收率分别为28.02%和34.90%，精2中锡和铁的品位分别为0.27%和16.80%，回收率分别为5.03%和4.78%，精3中锡和铁的品位分别为0.143%和11.13%，回收率分别为25.67%和30.46%，中矿中锡和铁的品位分别为0.173%和8.29%，回收率分别为31.86%和23.26%，整体锡铁富集效果不佳。
46.锡尾矿摇床重选试验结果
；
实施例2
47.云南某锡尾矿，含锡0.25%、含铁24.38%，脉石矿物主要为石英、长石、绢云母、透闪石等，对该锡尾矿进行选别，具体操作如下：（1）将锡尾矿分为+0.15mm粗粒级尾矿、0.15~0.05mm中间粒级尾矿和-0.05mm细粒级尾矿。
48.（2）将步骤（1）的+0.15mm粗粒级尾矿进行磨矿作业，磨矿细度为-0.074mm占70％，然后进入摇床重选作业，同时将步骤（1）的0.15~0.05mm中间粒级矿物进行摇床重选作业，-0.05mm的细粒级矿物采用悬振锥面选矿机进行处理。
49.（3）将步骤（2）中粗粒级重选精矿、中粒级重选精矿和中矿、细粒级悬振精矿混合，组成混合精矿，进入还原焙烧作业，焙烧温度为600℃，还原剂用量为8%的褐煤，保温时间80min。
50.（4）将步骤（3）中的焙烧产物进行弱磁选，磁场强度为0.20t，得到铁品位为62.52%、回收率为19%的铁精矿i和锡品位为4.03%、回收率为65.5%的锡富中矿。
51.（5）将步骤（2）中的粗粒级重选尾矿、中粒级重选尾矿和悬振尾矿混合进入高梯度磁选机进行强磁选作业，磁场强度为1.6t，脉冲为21hz，获得赤褐铁矿粗精矿。
52.（6）将步骤（5）中的强磁选精矿进行还原焙烧，焙烧温度为750℃，还原剂用量为20%褐煤，保温时间100min。焙烧产物进行磨矿处理，磨矿细度达到-0.05mm占75％，磨矿产物进行弱磁选，磁场强度为0.25t，得到铁品位为60.52%、回收率为52%的铁精矿ii。
实施例3
53.采用广西某锡尾矿含锡0.15%、含铁16.65%，对该锡尾矿进行选别，具体操作如下：（1）将锡尾矿筛分为+0.15mm粗粒级尾矿、0.15~0.05mm中间粒级尾矿和-0.05mm细粒级尾矿；（2）将步骤（1）的+0.15mm筛上料进行磨矿作业，磨矿细度为-0.074mm占80％，然后进入摇床重选作业，同时将步骤（1）的0.15~0.05mm中间粒级矿物进行摇床重选作业，-0.05mm的细粒级矿物采用悬振锥面选矿机进行处理；（3）将步骤（2）中粗粒级重选精矿、中粒级重选精矿和中矿、细粒级悬振精矿混合，组成混合精矿，进入还原焙烧作业，焙烧温度为750℃，还原剂用量为12%的褐煤，保温时间50min。
54.（4）将步骤（3）中的焙烧产物进行弱磁选，磁场强度为0.20t，得到铁品位为60.66%、回收率为22.88%的铁精矿i和锡品位为3.21%、回收率为65.89%的锡富中矿。
55.（5）将步骤（2）中的粗粒级重选尾矿、中粒级重选尾矿和悬振尾矿混合进入高梯度磁选机进行强磁选作业，磁场强度为1.2t，脉冲为21hz，获得赤褐铁矿粗精矿。
56.（6）将步骤（5）中的强磁选精矿进行还原焙烧，焙烧温度为650℃，还原剂用量为10%褐煤，保温时间1h。焙烧产物进行磨矿处理，磨矿细度达到-0.05mm占80％，磨矿产物进行弱磁选，磁场强度为0.25t，得到铁品位为61.75%、回收率为50.28%的铁精矿ii。
57.备注：本发明在未作特殊说明时，所述百分含量均为质量百分含量。
58.最后说明的是，以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。

技术特征：
1.一种锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法，其特征在于，包括以下步骤：（1）将锡尾矿分级为粗粒级尾矿、中粒级尾矿和细粒级尾矿；（2）将中粒级尾矿采用摇床选别；将细粒级尾矿采用悬振锥面选矿机选别；（3）将中粒级摇床尾矿和细粒级悬振尾矿采用强磁选回收；强磁选尾矿为最终尾矿。2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（2）所得强磁选精矿采用焙烧-弱磁选处理，得到铁精矿ii，弱磁选尾矿为最终尾矿。3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤（2）强磁选精矿焙烧后先进行磨矿处理，然后再弱磁选，焙烧采用还原焙烧。4.根据权利要求2或3所述的方法，其特征在于，步骤（1）的粗粒级尾矿经磨矿后采用摇床选别，得到粗粒级摇床精矿和粗粒级摇床尾矿；粗粒级摇床尾矿混入步骤（3）所得的中粒级摇床尾矿和细粒级悬振尾矿。5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤（2）所得的中粒级摇床精矿和中矿、细粒级悬振精矿混入粗粒级摇床精矿，得锡铁共伴生矿物。6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，锡铁共伴生矿物采用焙烧-磨矿-弱磁选处理，得到铁精矿i和富锡中矿。7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述焙烧为还原焙烧。8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的粗粒级尾矿指粒径大于0.15mm的锡尾矿，细粒级尾矿指粒径小于0.05mm的锡尾矿；其余锡尾矿为中粒级尾矿。9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，步骤（1）采用的分级方法为筛分或水力旋流。

技术总结
本发明涉及一种锡尾矿分类预富集-分类分选回收锡铁的方法，属于尾矿加工技术领域，本发明先将锡尾矿分为不同的粒度级别，分级后对不同粒度的尾矿采用不同的方法选别、处理，使锡石和赤褐铁矿精准分选，实现了锡尾矿中难分离的锡和铁的分离，不仅回收了尾矿中的锡，且铁也得以回收；本发明可获得锡品位高于3%、回收率高于65%的锡粗精矿和铁品位高于60%、回收率高于70%的铁精矿。本发明的方法还具有操作性强、成本低廉、锡铁分选指标佳的优点。锡铁分选指标佳的优点。锡铁分选指标佳的优点。


技术研发人员：吕晋芳 李燚 童雄 谢贤 李志远
受保护的技术使用者：昆明理工大学
技术研发日：2023.07.11
技术公布日：2023/10/19