本发明提供一种重选尾矿中回收锡石的工艺方法，其特征在于，所述方法包括对重选尾矿进行预先抛尾处理，所述预先抛尾包括采用振动筛对重选尾矿中+150μm级别进行预先抛尾。本发明通过“预先抛尾——磁选除铁——浓缩——脱硫浮选——浮重结合”的工艺，可以有效地对重选尾矿中细泥锡石进行回收。同时，通过振动筛预先对+150μm级别抛尾，不仅可以提高流程入选给矿品位，也有利于提高精矿品位和回收率，降低药剂成本。此外，采用自主研制的浮选药剂，在重选尾矿锡品位0.66％时，通过浮选可以获得精矿品位7.36％、回收率60.34％的锡精矿。锡浮选精矿经高效离心设备选别能够得到锡品位40.21％、对流程给矿回收率46.05％、对选厂原矿回收率17.45％的合格锡精矿。
1.一种重选尾矿中回收锡石的工艺方法，其特征在于，所述方法包括对重选尾矿进行预先抛尾处理，所述预先抛尾包括采用振动筛对重选尾矿中+150μm级别进行预先抛尾；
对预先抛尾后的重选尾矿中的-150μm进行磁选除铁；
磁选后，获得的磁性产品回收待用；对于非磁性产品进行浓缩，进入浮选步骤；
（2）将脱硫浮选扫选后的产品经过药剂组合物进行锡石浮选粗选；
所述锡浮选中的药剂组合物由捕收剂和组合抑制剂组成；
所述捕收剂选自NFB系列，其中，NFB系列含有苯乙烯膦酸30～50 wt%、脂肪族膦酸20～
30 wt%、烷基磺化琥珀酸10～20 wt%、烷基羟肟酸10～20 wt %；
所述组合抑制剂选自NFY系列，其中，所述的NFY系列属于无机盐类合成抑制剂，主要成分为氟硅酸钠、六偏磷酸钠、硫化钠的无机混合物。
所述步骤（3）中的精选至少四次；所述扫选至少三次。
3.根据权利要求2所述的工艺方法，其特征在于，所述浮选还进一步包括如下重选再回收步骤：（4）将步骤（3）经过精选后的产品进入回收设备并获得锡精矿；
其中各次精选获得的产品分别返回上一次精选步骤进行循环回收；各次扫选获得的产品分别返回上一次扫选步骤进行循环回收。
5.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述锡浮选中的药剂组合物由捕收剂、组合抑制剂以及任选的辅助捕收剂组成。
6.根据权利要求1-5任一项所述的工艺方法，其特征在于，所述捕收剂为NFB-1。
7.根据权利要求6所述的工艺方法，其特征在于，所述组合抑制剂选自NFY-1。
8.根据权利要求5所述的工艺方法，其特征在于，所述辅助捕收剂为WP。
9.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物由捕收剂NFB系列和组合抑制剂NFY系列组成。
10.根据权利要求9所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物由捕收剂NFB-1和组合抑制剂NFY-1组成。
11.根据权利要求5所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物由捕收剂NFB系列、组合抑制剂NFY系列和辅助捕收剂WP组成。
12.根据权利要求11所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物由捕收剂NFB-1、组合抑制剂NFY-1和辅助捕收剂WP组成。
13.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物中，捕收剂的用量为
100-1100 g/t，组合抑制剂的用量为15-600 g/t、20-300 g/t、或30-200 g/t，所述用量以待浮选的锡石矿重量为基准。
14.根据权利要求13所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物中，捕收剂的用量为150-820 g/t，组合抑制剂的用量为40-150 g/t。
15.根据权利要求14所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物中，捕收剂的用量为200-600 g/t，组合抑制剂的用量为60-100 g/t。
16.根据权利要求5所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物中，所述辅助捕收剂的用量为10-100 g/t，所述用量以待浮选的锡石矿重量为基准。
17.根据权利要求16所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物中，所述辅助捕收剂的用量为20-80 g/t。
18.根据权利要求17所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物中，所述辅助捕收剂的用量为30-60 g/t。
19.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物用于锡石第一次精选浮选中，其中捕收剂的用量为100-200 g/t；组合抑制剂的用量为15-50g/t，所述用量以要浮选的锡石矿重量为基准。
20.根据权利要求19所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物用于锡石第一次精选浮选中，其中捕收剂的用量为100-150 g/t；组合抑制剂的用量为20-30 g/t。
21.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物用于锡石扫选中。
22.根据权利要求21所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物用于锡石第一次和第三次扫选中。
23.根据权利要求21或22所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物的用量为：其中捕收剂的用量为100-300 g/t，组合抑制剂的用量为15-60g/t，所述用量以要浮选的锡石矿重量为基准。
24.根据权利要求23所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物的用量为：其中捕收剂的用量为100-200 g/t；组合抑制剂的用量为20-40 g/t。
25.根据权利要求22所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物的用量为：当包含辅助捕收剂时，所述辅助捕收剂的用量为20-80 g/t，所述用量以要浮选的锡石矿重量为基准。
26.根据权利要求25所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物的用量为：当包含辅助捕收剂时，所述辅助捕收剂的用量为30-50 g/t。
27.根据权利要求21或22所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物的用量为：所述捕收剂的用量为1050 g/t，所述组合抑制剂的用量为420g/t。
28.根据权利要求26所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂组合物的用量为：当含有辅助捕收剂时，所述辅助捕收剂的用量为40-50g/t。
29.根据权利要求12所述的工艺方法，其特征在于，所述NFB-1为1050 g/t，NFY-1为420 g/t，WP为40 g/t。
30.根据权利要求29所述的工艺方法，其特征在于，所述药剂用于预先调浆分级。
31.根据权利要求12所述的工艺方法，其特征在于，步骤（2）中，所述药剂组合物NFB-1为600g/t，WP为30g/t，NFY-1为200g/t。
32.根据权利要求12所述的工艺方法，其特征在于，步骤（3）中，所述第一次精选中的浮选药剂为NFB-1为150g/t和NFY-1为30g/t；在第三次精选时加入NFB-1为150g/t和NFY-1为
30g/t，WP为10g/t；所述第一次扫选中的浮选药剂为NFB-1为200g/t，WP为10g/t和NFY-1为
33.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，所述重选尾矿中回收微细粒级锡石的工艺方法包括如下步骤：（1）对重选尾矿进行预先抛尾，获得+150μm的粗粒级和-150μm的细粒级，+150μm粒级直接抛尾；
（2）对重选尾矿中-150μm粒级进行浮选，该浮选阶段包括如下步骤：（2.1）对获得的-150μm的细粒级进行磁选，获得磁性产品和非磁性产品；
（2.2）将磁选后的非磁性产品进行浓缩，其中浓缩后的溢流水，循环利用；
（2.3）将浓缩后的产品进行脱硫浮选；所述硫浮选包括至少两次的精选和至少三次的扫选；其中精选后获得硫精矿；
（2.4）将脱硫扫选后的产品经过药剂组合物进行锡石浮选粗选；
（2.5）将锡石浮选粗选后的产品分别进行至少四次精选和至少三次扫选，其中所述第一次精选中的浮选药剂为NFB-1为100g/t和NFY-1为15g/t，在第三次精选时加入WP为10g/t；
所述第一次扫选中的浮选药剂为NFB-1为200g/t，WP为10g/t和NFY-1为40g/t，第三次扫选时加入NFB-1为100g/t和NFY-1为20g/t；
（2.6）经过至少四次精选后的产品进入回收设备并获得锡精矿；回收设备与浮选组成闭路，离心设备中矿返回锡浮选系统；
34.权利要求33所述的工艺方法，其特征在于，在步骤（1）中，所述的预先抛尾是通过振动筛进行；在步骤（2.4）中，所述的将脱硫扫选后的产品经过药剂组合物中NFB-1为420g/t，WP为30 g/t，NFY-1:100g/t。
35.根据权利要求33或34的工艺方法，其特征在于，步骤（2.6）中，锡浮选精矿的回收设备包括快速细泥摇床、悬振锥面选矿机或者离心设备。
36.根据权利要求35的工艺方法，其特征在于，采用离心设备回收。
37.根据权利要求36的工艺方法，其特征在于，采用离心选矿机回收。
一种重选尾矿锡石浮选方法
技术领域
[0001] 本发明涉及一种重选尾矿锡石浮选工艺方法，属于选矿领域。
背景技术
[0002] 锡矿是我国优势矿产之一，储量居世界之首。在世界6大产锡国中，我国居首位。中国的锡矿资源主要分布在云南、广西、湖南三省，而云南个旧和广西南丹大厂两个特大型锡矿区是中国最重要的锡矿资源集中地，中国的最大的两家锡生产企业云南锡业和广西华锡分别位于这两个矿区。
[0003] 我国锡矿资源丰富，分布区域广。主要以原生矿床为主，其中伴生组份多，综合利用价值大。锡石(SnO2)是主要回收的含锡矿物，黝锡矿(或黄锡矿)次之。75％以上锡金属来源于锡石。我国锡矿分布于15个省、区，其中云南保有储量128.00万t，占全国总保有储量的31.4％；广西保有储量134.04万t，占保有储量的32.9％；广东保有储量40.82万t，占总保有储量的10.0％；湖南保有储量36.25万t，占总保有储量的8.9％；内蒙古保有储量32.87万t，占总保有储量的8.1％；江西保有储量26.04万t，占总保有储量6.4％。以上6个省、区保有储量就占了全国总保有储量的97.7％。
[0004] 锡石(SnO2)密度(6.8～7.0g/cm3)比共生的脉石矿物大。重选成本低，对环境友好。因此，重力选矿是生产锡精矿的传统工艺方法。但是，随着开采时间的推移，入选矿石中的锡石粒度不断变细，-38μm粒级仅靠重力选矿难以有效回收。浮选工艺和选择性絮凝工艺是细粒级锡石回收的有效手段和途径。锡矿石中往往含有各种氧化铁矿物，如磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等。这些矿物的存在直接影响着锡精矿品质的提高，用浮选和重选均不能使之与锡石很好地分离。所以，在锡石选矿工艺流程中磁选作业也引起了重视。到目前为止，锡矿石的选矿方法已由原来单一重选工艺而步入重选、浮选、磁选联合使用阶段。但重力选矿依然是锡选矿的主要方法。
[0005] 一般来说，选矿厂排放的尾矿，普遍都含有多种金属元素和脉石矿物，随着生产技术的发展，它们又变成可二次利用的宝贵资源，为了减缓矿产资源消失的速度，同时满足生产发展的需要，充分利用尾矿资源，变废为宝，已经成为当今世界研究的重大课题。锡重选厂生产抛弃的尾矿的锡品位更低，粒度更细，成分更杂，更为难选的特点。其中锡主要以锡石存在，锡石大部分与褐铁矿共生，少量与脉石连生。锡石粒度越细，重选回收的难度越大。矿石在矿山开采、粉碎过程中不可避免会产生一定数量的细粒级，特别对于细粒嵌布的锡矿石。因此，重选回收细粒级锡矿面对回收率低的问题不可避免。
[0006] 粗粒锡石重选回收效率高，也比较容易选别。但与细粒级混杂在一起时，重选过程中细粒级就会损失掉。回收粗粒级锡石主要设备仍然是摇床，此设备富集比高，回收率也高。云锡公司对YT—CA型粗砂摇床进行改进后，产生了较大的传动惯性，形成的床面运动特性较合理。矿粒的松散分层得以加强，从而强化了分选效果，扩大了处理能力。将数台螺旋选矿机组装在同一平台上，平台通过电动传动作振摆运动，这种振摆螺旋选矿机使矿浆受重力和离心力作用的同时，还受到振摆产生的剪切力作用，强化了矿粒群的松散，使选别指标和处理能力均得到提高。云锡公司在对尾矿的处理中采用了相似的工艺及处理设备，该设备在处理锡尾矿中较粗粒级的锡石时具有较好的效果。
[0007] 现有技术中，有段时间使用间断排矿离心机与皮带溜槽配合回收细粒级锡石，但这两种设备能耗大、处理能力小，大部分已不再使用。莫兹利型多重力选矿机(MGS)在细粒锡石的回收方面也有一定效果。
[0008] 但细粒锡石的重选，除卧式离心机与皮带溜槽组合外，还没有形成能被广泛采用的成功设备组合，细粒锡石重选回收仍然存在较大的技术问题。
[0009] 临武县南方矿业有限责任公司(以下简称“公司”)玉岭多金属矿为铅锑锌硫锡银铟多金属矿床，富含铅、锌、锑、银、锡、铁等多种有价金属，主产品为铅锑混合精矿、锌精矿、锡精矿，副产硫精矿单独回收，银和铟分别富集在铅锑混合精矿和锌精矿中回收。公司所属选厂为“浮选—磁选—重选”相结合的选矿工艺流程，在锡的回收工艺中，采用“摇床为主、毛毯机+蒙古包为辅”的传统重选回收工艺，摇床回收率52～54％，“毛毯机+蒙古包”回收率6～8％。由于选矿流程及工艺需要，磨矿细度在65％～70％，存在锡石过粉碎现象，造成细粒级别特别是微细粒级别在重选中难以有效回收。这是因为重选摇床对于+38μm的锡石的回收效果很好，对+19μm-38μm的锡石，有一定的重选效果；但对于-19μm的锡石，几乎没有回收效果。因此，如果将-19μm的微细粒度的锡石也一并在摇床中重选，则会影响摇床对其他粒级的利用率，而且由于粒径分布太宽，影响分级效果，致使回收率降低。因此，对于微细粒级锡石的有效回收研究，一直是困扰选矿界的技术难题。
发明内容
[0010] 为克服上述问题，本发明人对重选尾矿回收锡的工艺进行了改进。本发明人通过对重选尾矿采用预先抛尾，并在采用自主研制的浮选药剂对重选尾矿中微细粒级锡石进行了有效的回收，为选矿工作者提供了新的思路和启示，促进了微细级别锡石回收技术的进步。
[0011] 本发明通过如下技术方案实现：
[0012] 一种重选尾矿中回收锡石的工艺方法，其特征在于，所述方法包括对重选尾矿进行预先抛尾处理，所述预先抛尾包括采用振动筛进行。
[0013] 根据本发明，所述预先抛尾处理采用振动筛对重选尾矿中+150μm级别进行预先抛尾。+150μm粒级金属分布率仅有2.15％，但产率占有9.82％，而且绝大多数为连生体。该级别进入浮选系统后，还会干扰有效目的矿物的回收，影响选别指标。采用预先抛尾有利于提高精矿品位和回收率。
[0014] 根据本发明，所述工艺方法还包括对预先抛尾后的重选尾矿进行磁选除铁。在对重选尾矿进行浮选之前，包括对重选尾矿进行磁选的步骤。更优选地，对-150μm进行磁选。磁选后，获得的磁性产品回收待用；对于非磁性产品进行浓缩，进入浮选步骤。
[0015] 根据本发明，在磁选之后进行浓缩脱水。优选地，浓缩后的溢流水返回利用。
[0016] 根据本发明，在浓缩之后进行硫浮选。优选地，所述硫浮选包括：
[0017] (1)至少两次的精选和至少三次的扫选；
[0018] 其中精选后获得硫精矿；扫选后进入锡浮选。
[0019] 本发明中磁选、浓缩和硫浮选(脱硫)步骤可以采用本领域的常规步骤。
[0020] 根据本发明，所述浮选还进一步包括如下步骤：
[0021] (2)将扫选后(优选脱硫浮选扫选后)的产品经过药剂组合物进行锡石浮选粗选；
[0022] (3)将锡石浮选粗选后的产品分别进行精选(优选至少四次)和扫选(优选至少三次)。
[0023] 还更优选地，所述浮选还进一步包括如下重选再回收步骤：
[0024] (4)将步骤(3)经过精选后的产品进入回收设备并获得锡精矿；
[0025] (5)经过至少三次扫选后的产品获得尾矿。
[0026] 其中各次精选获得的产品分别返回上一次精选步骤进行循环回收；各次扫选获得的产品分别返回上一次扫选步骤进行循环回收。
[0027] 根据本发明，所述浮选工艺中使用的药剂组合物可以为本领域的常规药剂，更优选使用本申请人研制的药剂组合物，其中可参见申请人于同日提交的发明名称为“锡石浮选药剂组合物”的专利申请，其全文引入本文作为参考。
[0028] 根据本发明，所述药剂组合物包括：捕收剂和组合抑制剂，所述捕收剂为螯合型捕收剂，包括苯乙烯膦酸；所述组合抑制剂选自氟硅酸钠、六偏磷酸钠、硫化钠或其无机混合物。
[0029] 根据本发明，所述药剂组合物可以由捕收剂和组合抑制剂组成。
[0030] 根据本发明，所述组合物还包括辅助捕收剂。
[0031] 根据本发明，所述药剂组合物可以由捕收剂、组合抑制剂以及辅助捕收剂组成。
[0032] 根据本发明，所述捕收剂选自BK系列(由北京矿冶研究总院研发，可以商业获得，例如BK412)、K系列(由湖南有色金属研究院研发，可以商业获得，例如K)或者NFB系列(由申请人自行研发，可以商业获得，例如NFB-1)，最优选地，所述捕收剂为NFB-1。
[0033] 根据本发明，所述组合抑制剂选自NFY系列(例如NFY-1)。
[0034] 根据本发明，所述辅助捕收剂为WP。
[0035] 根据本发明，所述药剂组合物由捕收剂NFB系列和组合抑制剂NFY系列组成。更优选地，所述药剂组合物由捕收剂NFB-1和组合抑制剂NFY-1组成。
[0036] 根据本发明，所述药剂组合物由捕收剂NFB系列、组合抑制剂NFY系列和辅助捕收剂WP组成。更优选地，所述药剂组合物由捕收剂NFB-1、组合抑制剂NFY-1和辅助捕收剂WP组成。
[0037] 根据本发明，所述药剂组合物中，捕收剂的用量为100-1100g/t，优选150-820g/t，更优选200-600g/t。组合抑制剂的用量为15-600g/t，20-300g/t，30-200g/t，还优选40-150g/t，还更优选60-100g/t。当包含辅助捕收剂时，所述辅助捕收剂的用量为10-100g/t，优选20-80g/t，还优选30-60g/t。所述用量以待浮选的锡石矿重量为基准。
[0038] 根据本发明，所述药剂组合物用于锡石第一次精选浮选中，其中捕收剂的用量优选为100-200g/t，更优选100-150g/t；组合抑制剂的用量为15-50g/t，更优选20-30g/t。所述用量以要浮选的锡石矿重量为基准。
[0039] 根据本发明，所述药剂组合物用于锡石扫选中，优选用于第一次和第三次扫选。其中所述用量优选为：其中捕收剂的用量优选为100-300g/t，更优选100-200g/t；组合抑制剂的用量为15-60g/t，更优选20-40g/t。所述用量以要浮选的锡石矿重量为基准。当包含辅助捕收剂时，所述辅助捕收剂的用量为20-80g/t，优选30-50g/t，所述用量以要浮选的锡石矿重量为基准。
[0040] 根据本发明的优选技术方案，所述捕收剂的用量为1050g/t。所述组合抑制剂的用量为420g/t。当含有辅助捕收剂时，所述辅助捕收剂的用量为40-50g/t。
[0041] 根据本发明的另一优选技术方案，所述NFB-1为1050g/t，NFY-1为420g/t，WP为40g/t。优选该药剂用于预先调浆分级。
[0042] 根据本发明，步骤(2)中，所述药剂组合物优选NFB-1为600g/t，WP为30g/t，NFY-1为200g/t。
[0043] 根据本发明，步骤(3)中，所述第一次精选中的浮选药剂为NFB-1为150g/t和NFY-1为30g/t。在第三次精选时加入NFB-1为150g/t和NFY-1为30g/t，WP为10g/t。
[0044] 所述第一次扫选中的浮选药剂为NFB-1为200g/t，WP为10g/t和NFY-1为150g/t。
[0045] 所述第三次扫选时加入NFB-1为100g/t和NFY-1为40g/t。
[0046] 本发明中，所有捕收剂、组合抑制剂以及辅助捕收剂的用量是以待浮选的锡石矿重量为基准。
[0047] 本发明中，所述NFB系列是申请人自行研制的捕收剂，以磷酸酯类为主要成分的有机混合物，属于螯合捕收剂。其中NFB系列含有苯乙烯膦酸30～50wt％、脂肪族膦酸(优选C6～C8脂肪族)20～30wt％、烷基磺化琥珀酸10～20wt％、烷基羟肟酸10～20wt％。
[0048] 所述NFB-1的理化性质：粉红至桔红色固体粉末，微溶于水，性质稳定，为安全高效氧化矿捕收剂。比重：1.53g/cm3；熔点：165-168℃；有效成分：选矿活性物质含量≥70％。
[0049] 本发明中，所述NFY系列也是申请人自行研制的组合抑制剂，属于无机盐类合成抑制剂，主要成分为氟硅酸钠、六偏磷酸钠、硫化钠等的无机混合物。也可以商购获得。NFY系列具有可溶性好、分解能力强、无毒无味、环保高效的特点，NFY主要用于对硅酸盐、方解石、重晶石、方铅矿、石榴子石等的抑制作用。
[0050] 其中，所述NFY-1的理化性质：白色固体粉末至颗粒状，无臭、无味、无毒、易溶于水，性质稳定，为锡石浮选良好的抑制剂。比重：2.53g/cm3；有效成分：选矿活性物质含量≥65％。
[0051] 根据本发明的最优选技术方案，所述重选尾矿中回收微细粒级锡石的工艺方法包括如下步骤：
[0052] (1)对重选尾矿进行预先抛尾(优选通过振动筛进行)，获得+150μm的粗粒级和-150μm的细粒级，+150μm粒级直接抛尾；
[0053] (2)对重选尾矿中-150μm粒级进行浮选，该浮选阶段包括如下步骤：
[0054] (2.1)对获得的-150μm的细粒级进行磁选，获得磁性产品和非磁性产品；
[0055] (2.2)将磁选后的非磁性产品进行浓缩，其中浓缩后的溢流水，优选循环利用；
[0056] (2.3)将浓缩后的产品进行脱硫浮选；所述硫浮选包括至少两次的精选和至少三次的扫选；其中精选后获得硫精矿；
[0057] (2.4)将脱硫扫选后的产品经过药剂组合物(优选：NFB-1为420g/t，WP为30g/t，NFY-1:100g/t)进行锡石浮选粗选；
[0058] (2.5)将锡石浮选粗选后的产品分别进行精选(至少四次)和扫选(至少三次)，[0059] 其中所述第一次精选中的浮选药剂优选为NFB-1为100g/t和NFY-1为15g/t，在第三次精选时加入WP为10g/t。
[0060] 所述第一次扫选中的浮选药剂优选为NFB-1为200g/t，WP为10g/t和NFY-1为40g/t，第三次扫选时加入NFB-1为100g/t和NFY-1为20g/t。
[0061] (2.6)经过至少四次精选后的产品进入回收设备并获得锡精矿；回收设备与浮选组成闭路，回收设备(如离心设备)中矿返回锡浮选系统；
[0062] (2.7)经过至少三次扫选后的产品获得尾矿。
[0063] 根据本发明，步骤(2.6)中，锡浮选精矿的回收设备包括快速细泥摇床、悬振锥面选矿机或者高效离心设备，优选采用高效离心设备(如高效离心选矿机)回收。本发明中，所述快速细泥摇床获得的最终锡精矿品位41.25％、作业回收率43.57％、对选厂原矿6.93％的指标。所述悬振锥面选矿机获得的最终锡精矿品位35.67％、作业回收率38.52％、对选厂原矿7.20％的指标。所述高效离心选矿机获得最终锡精矿品位41.23％、作业回收率74.18％以上、对选厂原矿11.73％以上回收率的指标。其中，高效离心设备与浮选闭路，中矿直接返回锡浮选系统，避免了中间产物的流失。工业应用的技术指标和经济指标相比同类矿山锡石浮选试验研究指标具有明显的优势。
[0064] 本发明的离心选矿机是利用不同矿粒之间的密度差异实现矿粒群的选择性分离，具有分选指标好、能耗小、适应性强、不污染环境等特点。
[0065] 根据本发明，所述重选尾矿是指选厂摇床重选回收锡精矿产品后进入毛毯选别的产物。
[0066] 根据本发明，所述预先抛尾是指对锡浮选回收系统给矿(即重选尾矿)利用振动筛对+150μm级别直接抛尾，不进入系统。
[0067] 本发明的有益技术效果：
[0068] 1、重选尾矿中锡矿物主要为锡石，锡石中的锡含量占有率79.17％，黝锡矿中的锡含量含占有率13.89％，胶态锡矿中的锡含量占6.94％。尾矿中-74μm含量48.97％，锡金属主要分布在-74μm+38μm粒级和-38μm+10μm粒级，分布率分别为28.39％、33.92％。经显微镜下鉴定，-74μm+10μm粒级中，锡石主要以单体形式存在。
[0069] 2、通过“预先抛尾——磁选除铁——浓缩——脱硫浮选——浮重结合”的工艺，可以有效地对重选尾矿中细泥锡石进行回收。
[0070] 3、通过振动筛预先对+150μm级别抛尾，不仅可以提高流程入选给矿品位，也有利于提高精矿品位和回收率，降低药剂成本。
[0071] 4、采用自主研制的浮选药剂，在重选尾矿锡品位0.66％时，通过浮选可以获得精矿品位7.36％、回收率60.34％的锡精矿。锡浮选精矿经高效离心设备选别能够得到锡品位40.21％、对流程给矿回收率46.05％、对选厂原矿回收率17.45％的合格锡精矿。
[0072] 5、高效离心设备与浮选闭路，中矿直接返回锡浮选系统，避免了中间产物的流失。工业应用的技术指标和经济指标相比同类矿山锡石浮选试验研究指标具有明显的优势。
附图说明
[0073] 图1为现有技术选厂生产原则流程图。
[0074] 其中，现有的选矿工艺为浮选回收铅、锑获得铅锑精矿，然后浮选回收锌、硫，并将锌硫分离分别获得锌精矿和硫精矿；摇床重选回收非磁产品中的粗粒锡石精矿，摇床尾矿采用毛毡回收系统回收细粒级锡石，毛毡回收系统的流程为分级毛毡重选+摇床+蒙古包+浮选脱硫+人工溜槽冲洗。由于要充分考虑硫化矿的有效回收和保证其选矿技术指标，磨矿细度达到65％～70％左右，导致存在锡石过粉碎现象，采用传统的重选工艺难以有效回收细粒级别的锡石，摇床尾矿锡石损失较大，选矿回收率不尽人意。采用传统的重选回收工艺，摇床回收率在52～54％左右，毛毯回收率在6～8％。
[0075] 图2为本发明重选尾矿全流程工业应用流程图。
[0076] 其中，具体工艺步骤如下：
[0077] (1)对重选尾矿按照常规方法进行摇床重选；对重选尾矿进行预先抛尾；
[0078] (2)对重选尾矿中-150μm粒级进行浮选，包括如下步骤：
[0079] (2.1)首先对获得的-150μm的细粒级进行磁选，获得磁性产品和非磁性产品；
[0080] (2.2)将磁选后的非磁性产品进行浓缩，其中浓缩后的溢流水循环利用；
[0081] (2.3)将浓缩后的产品进行硫浮选；所述硫浮选包括两次的精选和三次的扫选；
[0082] (2.4)将扫选后的产品经过药剂组合物进行锡石浮选粗选；
[0083] (2.5)将锡石浮选粗选后的产品分别进行四次精选和三次扫选；
[0084] (2.6)将经过精选后的产品进入高效离心选矿机获得锡精矿，
[0085] (2.7)经过三次扫选后的产品获得尾矿。
具体实施方式
[0086] 本发明通过下述实施例进行详细说明。但本领域技术人员了解，下述实施例不是对本发明保护范围的限制。任何在本发明基础上做出的改进和变化，都在本发明的保护范围之内。
[0087] 实施例1锡物相分析
[0088] 重选尾矿锡物相分析见表1。
[0089] 表1 重选尾矿锡物相分析
[0090]矿物名称 锡石 黝锡矿 胶态锡 合计
含量 0.57 0.10 0.05 0.72
占有率 79.17 13.89 6.94 100.00
[0091] 物相分析表明，重选尾矿锡品位0.72％，其中锡矿物主要为锡石，锡石中的锡含量占有率79.17％，黝锡矿中的锡含量含占有率13.89％，胶态锡矿中的锡含量占6.94％。由于黝锡矿、胶态锡的存在，且总量占有20.83％，对锡浮选的回收率会产生不利的影响。
[0092] 实施例2锡的粒度分析
[0093] 经对重选尾矿采样化学分析，重选尾矿含铅0.33％,锌0.15％，锡0.68％。重选尾矿筛水析结果见表2。
[0094] 表2可见，重选尾矿-74μm含量48.97％，Sn金属主要分布在-74μm+38μm粒级和-38μm+10μm粒级，分布率分别为28.39％、33.92％，-0.01mm粒级Sn金属分布率13.85％。经显微镜下鉴定，-74μm+10μm粒级中，锡石主要以单体形式存在，极少量为连生体；-150μm+74μm粒级中，分布率占有21.69％，但锡石以连生体形式存在占半数，另有少量为粘附在其它矿物表面的微细粒单体；+150μm粒级金属分布率仅为2.15％，而且绝大多数为连生体。
[0095] 表2 重选尾矿筛水析结果
[0096]
[0097] 实施例3重选尾矿工业应用技术方案
[0098] 工业应用的技术方案进行了药剂种类及用量优化、提高浮选浓度、预先抛尾的现场工业实验。
[0099] 1、药剂种类及用量优化实验
[0100] 在锡浮选药剂使用上，国内科研院所和矿山先后进行了相关试验，但都或存在指标差、药剂成本高、工业运用效果差等问题。
[0101] 工业试验以NFY-1为抑制剂、WP为辅助捕收剂，针对北京有色金属研究院的BK412、湖南有色金属研究院的K和公司的NFB-1分别进行了为期一周的用量优化及效果对比实验，各种药剂最佳组合和最佳用量时的分选效果进行对比，实验流程和结果见表3。
[0102] 实验结果表明，BK412用量1200g/t、K用量800g/t时，都有相对较好的选别效果，但均需要较大用量的抑制剂或辅助捕收剂(见表3)。而NFB-1、NFY-1组合，分别在820g/t、175g/t时，WP用量只有50g/t，锡精矿品位7.35％，回收率60.79％，药剂用量最低，实验指标最好。
[0103] 表3 药剂种类及用量优化试验结果
[0104]
[0105] 2、提高浮选给矿浓度实验
[0106] 浮选浓度是浮选技术操作中的重要技术参数，矿浆浓度对精矿品位、回收率、药剂及水电消耗等技术经济指标都有一定影响。
[0107] 公司在工业应用中，通过不断提高浮选给矿浓度发现，在浮选给矿浓度达到40％时，浮选指标最佳，而且还可以降低药剂用量，但在给矿浓度达到50％时，指标变化不大。因此工业应用给矿浓度以稳定在40％为条件。工业应用不同浓度时的实验指标见表4。
[0108] 表4 浮选浓度工业应用指标对比
[0109]
[0110] 3、预先抛尾工业实验
[0111] 入选给矿的粒度组成及金属分布特性表明，+150μm粒级金属分布率仅有2.15％，但产率占有9.82％，而且绝大多数为连生体。该级别进入浮选系统后，会干扰有效目的矿物的回收，影响选别指标。为此，工业应用采用振动筛首先将+150μm级别预先抛尾。预先抛尾前后工业应用数据表明，未预先抛尾时，锡浮选锡精矿品位6.86％，回收率59.55％；采用预先抛尾，锡浮选锡精矿品位7.83％，回收率65.15％。数据说明，采用预先抛尾有利于提高精矿品位和回收率，工业指标见表5。
[0112] 表5 未分级与预先分级对比工业指标结果
[0113]
[0114] 4、全流程工业应用查定
[0115] 重选尾矿全流程工业应用流程见图2。全流程查定结果见表6。
[0116] (1)对临武县南方矿业有限责任公司玉岭多金属矿的重选尾矿采用振动筛对+150μm预先抛尾；
[0117] (2)对重选尾矿中-150μm粒级进行浮选，该浮选阶段包括如下步骤：
[0118] (2.1)对获得的-150μm的细粒级进行磁选，获得磁性产品和非磁性产品；其中磁性产品的锡品位为0.23％，非磁性产品的锡品位为0.73％；
[0119] (2.2)将磁选后的非磁性产品进行浓缩，其中浓缩后的溢流水循环利用；
[0120] (2.3)将浓缩后的产品进行硫浮选；所述硫浮选包括两次的精选和三次的扫选；硫浮选后获得的硫精矿的锡品位为0.38％；硫尾矿的锡品位为0.74％。其中浓缩后的溢流水回水循环利用。
[0121] (2.4)将扫选后的产品经过药剂组合物进行锡石浮选粗选；所述药剂组合物优选NFB-1为600g/t，WP为30g/t，NFY-1为200g/t。
[0122] (2.5)将锡石浮选粗选后的产品分别进行四次精选和三次扫选；其中第一次精选中的浮选药剂为NFB-1为150g/t和NFY-1为30g/t；在第三次精选时加入WP为10g/t。第一次扫选中的浮选药剂为NFB-1为200g/t，WP为10g/t和NFY-1为150g/t。第三次扫选时加入NFB-1为100g/t和NFY-1为40g/t。其中各次精选获得的产品分别返回上一次精选步骤进行循环回收；各次扫选获得的产品分别返回上一次扫选步骤进行循环回收。经过浮选获得的浮选锡精矿中锡品位为7.36％。锡浮选尾矿的锡品位为0.29％。
[0123] (2.6)将经过精选后的产品进入高效离心选矿机获得锡精矿，其中重选精矿的锡品位40.21％；重选尾矿的锡品位为2.03％；
[0124] (2.7)经过三次扫选后的产品获得尾矿，总尾矿的锡品位为0.66％。
[0125] 由表6可见，流程查定期间，流程给矿锡品位0.66％,浮选锡精矿品位7.36％，对给矿回收率60.34％。锡浮选精矿经高效离心设备选别得到锡品位40.21％、对给矿回收率46.05％的合格锡精矿。
[0126] 表6 工业应用全流程查定结果
[0127]
[0128] 5、不同设备对锡浮选精矿回收率比较
[0129] 对浮选锡精矿通过不同的回收设备进行再加工，具体技术指标见表7。
[0130] 表7 不同设备对锡浮选精矿回收率比较
[0131]
[0132] 由该表可见，采用高效离心设备回收锡浮选精矿，获得最终锡精矿品位40％、作业回收率70％以上、对选厂原矿11％以上回收率的指标。工业应用的技术指标和经济指标相比同类矿山锡石浮选试验研究指标具有明显的优势。
[0133] 本发明通过该高效离心设备与锡浮选形成闭路系统，避免了在对锡浮选精矿的回收过程中中间产物作为独立产品形式的存在，杜绝了中间产品无法回收而导致锡浮选目的矿物的再次流失，或利用烟化回收中间产品带来环境污染的环保问题。
[0134] 6、重选尾矿锡浮选经济效益
[0135] 重选尾矿锡石浮选流程作业回收率(即对流程给矿)46.05％，以摇床重选回收率54％计算，锡石浮选针对选厂原矿回收率为21.16％(未考虑重选前硫化矿锡损失)。
[0136] 相比采用“毛毯+蒙古包”回收率按8％提高13.16％，按选厂入选原矿锡品位0.75％、锡金属价格12万元计算，吨原矿增加产值为：1×0.75％×(21.16-8)％×120000＝
118.44元。
[0137] 与其他已知的工业实验指标相比，针对原矿回收率提高8.54％(前述流程针对选厂原矿回收率为12.62％)，每吨原矿增加产值为：1×0.75％×8.54×120000＝76.86元。
