权利要求
1.一种二次
尾矿的
锡回收方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)供料：针对微细粒级锡矿的二次锡尾矿，先通过高效斜板浓密箱进行浓缩，提高浓度后进行充分搅拌均匀，经过稳压箱再进入物理
选矿机;
(2)物理重选：物理选矿机的离心转鼓成卧式旋转，在转鼓内表面上产生径向均匀分布的离心力场，矿浆由给矿装置给至转鼓内表面上，并在离心转鼓带动下随转鼓一起作回转运动;离心转鼓内表面沿轴向存在坡降，矿浆液流作回转运动的同时还要以一定的流速沿轴向流动;
(3)浓密：物理选矿机将比重大的产品冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进气搅拌，进入
浮选进行提质;
(4)浮选工艺：浮选工艺的基本步骤包括：
S1、供料：将物理选矿机比重大的产品，冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌，进行提质;
S2、调浆：在矿浆中添加丁黄药150-170g/t，二号油24-28g/t，浮选脱除硫化矿，得到硫化矿和脱硫尾矿;在0.2-0.3T磁场强度下，脱硫尾矿磁选除铁，得到铁精矿和除铁尾矿;将除铁尾矿浓缩调浆至22-25%，加入碳酸钠250-280g/t，搅拌5-8分钟;加入六偏磷酸钠120-150g/t，搅拌3-5分钟;加入磷酸三丁酯90-100g/t，搅拌12-16分钟;再加入羟肟酸类
捕收剂700-800g/t，搅拌3-5分钟;再加入二号油30-50g/t，搅拌1-2分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿;
S3、充气：往粗选精矿中导入空气，形成大量的气泡;
S4、分离：疏水性矿物颗粒附着在气泡上并随之上浮，形成矿化泡沫层，而亲水性矿物颗粒则留在矿浆中，将矿化泡沫排出，达到分选的目的;
(5)二次精矿提质：浮选精矿再进入物理选矿机，进行二次提质，得到
锡精矿，尾矿进行全部回收，循环进入高效斜板浓密箱浓缩，调整浓度35%~45%，再回
浮选机重复筛选。
2.根据权利要求1所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，物理选矿机的给矿性为处理量1.3~1.8T干矿/时、给矿浓度14%~18%、给矿初速度0.8~1m/s。
3.根据权利要求1所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，丁黄药的用量为150-170g/t矿浆。
4.根据权利要求3所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，第一次添加的二号油的用量为24-28g/t矿浆。
5.根据权利要求1所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，碳酸钠的用量为250-280g/矿浆。
6.根据权利要求5所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，六偏磷酸钠的用量为120-150g/t矿浆。
7.根据权利要求5所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，磷酸三丁酯的用量为90-100g/t矿浆。
8.根据权利要求5所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，羟肟酸类捕收剂的用量为700-800g/t矿浆。
9.根据权利要求5所述的二次尾矿的锡回收方法，其特征在于，第二次添加的二号油的用量为30-50g/t矿浆。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种二次尾矿的锡回收方法。
背景技术
[0002]二次尾矿是指在初次选矿过程中未被有效回收的矿物资源，经过进一步处理后剩余的废渣。由于初次选矿过程中的回收率有限，二次尾矿中仍然可能含有一定量的有价金属，如锡。随着资源的日益稀缺和环保要求的提高，二次尾矿中有价金属的回收变得越来越重要。
[0003]二次尾矿中的锡含量通常较低，一般在 0.1%-1% 之间，具体取决于初次选矿的工艺和效率。虽然含量不高，但由于尾矿量大，整体的锡资源仍然具有可观的经济价值。此外，随着锡资源的逐渐减少，
低品位锡矿的回收变得越来越重要。浮选法是利用矿物表面性质的差异进行分离的方法。通过添加捕收剂、起泡剂等药剂，使锡石颗粒附着在气泡上，随气泡上升到矿浆表面形成泡沫层，从而与脉石矿物分离。浮选法适用于处理细粒级和微细粒级的锡石，能够有效提高锡的回收率。特别是对于含泥量较高的尾矿，浮选法可以去除泥质矿物，提高精矿品位。磁选法是基于矿物磁性差异的分离方法。虽然锡石本身不具有磁性，但可以通过预氧化或还原处理，使锡石表面生成具有弱磁性的化合物，从而通过磁选设备将其分离出来。磁选法适用于处理含有铁、钛等磁性矿物的尾矿，能够同时回收多种有价金属。对于某些特定类型的尾矿，磁选法可以作为一种有效的预富集手段。
[0004]二次尾矿中的锡含量通常较低，如何在低品位矿石中实现高效的锡回收是一个重要的挑战。传统的选矿方法对低品位矿石的回收率较低，难以满足经济要求。通过引入绿色选矿技术和环保型药剂，可以减少对环境的影响。例如，生物浸出法是一种绿色环保的技术，能够在常温常压下进行，能耗低，环境污染小。此外，采用闭路循环系统可以有效减少废水和废气的排放。
[0005]因此，亟需一种二次尾矿的锡回收方法。
发明内容
[0006]本发明的目的是提供一种二次尾矿的锡回收方法。
[0007]为了实现上述目的，本发明提供了以下技术方案：
一种二次尾矿的锡回收方法，包括以下步骤：
(1)供料：针对微细粒级锡矿的二次锡尾矿，先通过高效斜板浓密箱进行浓缩，浓度控制14%~18%，提高浓度后进行充分搅拌均匀，经过稳压箱再进入物理选矿机;
(2)物理重选：物理选矿机的离心转鼓成卧式旋转，在转鼓内表面上产生径向均匀分布的离心力场，矿浆由给矿装置给至转鼓内表面上，并在离心转鼓带动下随转鼓一起作回转运动;离心转鼓内表面沿轴向存在坡降，矿浆液流作回转运动的同时还要以一定的流速沿轴向流动;
(3)浓密：物理选矿机将比重大的产品冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌，浓度控制35%~45%进入浮选进行提质。
[0008](4)浮选工艺：
浮选工艺的基本步骤包括：
S1、供料：将物理选矿机比重大的产品，冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌，浓度控制35%~45%进入浮选进行提质;
S2、调浆：在矿浆中添加丁黄药150-170g/t，二号油24-28g/t，浮选脱除硫化矿，得到硫化矿和脱硫尾矿;在0.2-0.3T磁场强度下，脱硫尾矿磁选除铁，得到铁精矿和除铁尾矿;将除铁尾矿浓缩调浆至22-25%，加入碳酸钠250-280g/t，搅拌5-8分钟;加入六偏磷酸钠120-150g/t，搅拌3-5分钟;加入磷酸三丁酯90-100g/t，搅拌12-16分钟;再加入羟肟酸类捕收剂700-800g/t，搅拌3-5分钟;再加入二号油30-50g/t，搅拌1-2分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿;
S3、充气：往粗选精矿中导入空气，形成大量的气泡。
[0009]S4、分离：疏水性矿物颗粒附着在气泡上并随之上浮，形成矿化泡沫层，而亲水性矿物颗粒则留在矿浆中，将矿化泡沫排出，达到分选的目的;
(5)二次精矿提质：浮选精矿再进入物理选矿机，进行二次提质，得到锡精矿，尾矿进行全部回收，循环进入高效斜板浓密箱浓缩，调整浓度35%~45%，再回浮选机重复筛选。
[0010]在二次锡回收过程中，通过一系列精细的浮选、磁选和药剂添加操作，可以显著提高精矿中的锡品位和作业锡回收率。本发明的方法中浮选脱除硫化矿时，丁黄药是一种常用的硫化矿捕收剂，能够选择性地吸附在硫化矿(如黄铁矿、辉钼矿等)表面，使其具有疏水性，从而在浮选过程中随气泡上浮，与脉石矿物分离。用量：150-170g/t 的丁黄药用量适中，能够在不影响锡矿物的情况下，有效捕收硫化矿，避免硫化矿对后续锡回收的干扰。通过浮选脱除硫化矿，减少了尾矿中硫化矿的含量，降低了硫化矿对锡矿物的包裹和干扰，有助于提高后续锡矿物的选别效率，进而提高精矿中的锡品位。二号油是一种起泡剂，能够产生稳定的泡沫层，帮助捕收剂吸附的硫化矿颗粒附着在气泡上，随气泡上升到矿浆表面，形成泡沫层排出;用量：24-28g/t 的二号油用量适中，能够提供足够的泡沫稳定性，确保硫化矿的有效浮选，同时不会过度发泡，影响浮选过程的稳定性和效率。通过使用适量的二号油，确保了硫化矿的高效浮选，进一步提高了硫化矿的脱除率，为后续锡矿物的选别创造了有利条件。
[0011]在磁选除铁时，在0.2-0.3T的磁场强度下进行磁选，可以有效地将铁矿物(如磁铁矿、赤铁矿等)从尾矿中分离出来。铁矿物具有较强的磁性，在磁场作用下会被吸附到磁选机的滚筒上，而锡矿物和其他非磁性矿物则留在尾矿中。通过磁选除铁，减少了尾矿中铁矿物的含量，避免了铁矿物对锡矿物的包裹和干扰，有助于提高后续锡矿物的选别效率，进而提高精矿中的锡品位。将除铁尾矿浓缩至22-25%的固液比，可以减少矿浆中的水分含量，增加矿浆的浓度，有利于后续浮选过程的进行。较高的矿浆浓度可以提高浮选机的处理能力，减少矿浆的流失，从而提高锡的回收率。浓缩调浆可以提高浮选机的处理效率，减少矿浆的流失，确保更多的锡矿物进入浮选过程，进而提高锡的回收率。
[0012]碳酸钠是一种碱性调整剂，能够调节矿浆的pH值，通常用于将矿浆的pH值调节至弱碱性(pH 8-9)。在弱碱性条件下，锡矿物表面的亲水性降低，有利于捕收剂的吸附，从而提高锡矿物的浮选性能。250-280g/t 的碳酸钠用量适中，能够有效调节矿浆的pH值，确保锡矿物的表面性质适合浮选。通过调节矿浆的pH值，增强了锡矿物的疏水性，促进了锡矿物与捕收剂的结合，提高了锡矿物的浮选效率，进而提高了精矿中的锡品位。
[0013]六偏磷酸钠是一种分散剂，能够抑制脉石矿物(如石英、长石等)的浮选，防止其与锡矿物一起进入精矿。此外，六偏磷酸钠还可以溶解矿物表面的杂质，改善锡矿物的浮选环境。用量：120-150g/t 的六偏磷酸钠用量适中，能够有效抑制脉石矿物的浮选，减少脉石矿物对锡矿物的包裹和干扰。通过抑制脉石矿物的浮选，减少了精矿中的脉石含量，提高了精矿的纯度，进而提高了精矿中的锡品位。
[0014]磷酸三丁酯是一种活化剂，能够活化锡矿物表面，增强锡矿物与捕收剂的结合能力。TBP 可以与锡矿物表面的氧化物或氢氧化物发生反应，形成疏水性的络合物，促进锡矿物的浮选。用量：90-100g/t 的磷酸三丁酯用量适中，能够有效活化锡矿物，增强其浮选性能。通过活化锡矿物表面，增强了锡矿物与捕收剂的结合能力，提高了锡矿物的浮选效率，进而提高了精矿中的锡品。
[0015]羟肟酸类捕收剂(如乙基羟肟酸)是一种高效的锡矿物捕收剂，能够选择性地吸附在锡矿物表面，使其具有疏水性，从而在浮选过程中随气泡上浮，与脉石矿物分离。用量：700-800g/t 的羟肟酸类捕收剂用量较大，但这是为了确保锡矿物的充分捕收，特别是在细粒级和微细粒级锡矿物的情况下，较大的用量可以提高捕收效果。通过使用羟肟酸类捕收剂，确保了锡矿物的高效浮选，特别是对于细粒级和微细粒级锡矿物的捕收效果显著，提高了锡的回收率。
[0016]再次加入二号油是为了提供足够的泡沫稳定性，确保锡矿物能够随气泡上浮，形成稳定的泡沫层，便于后续的精矿收集。用量：30-50g/t 的二号油用量适中，能够提供足够的泡沫稳定性，确保锡矿物的有效浮选，同时不会过度发泡，影响浮选过程的稳定性和效率。通过使用适量的二号油，确保了锡矿物的高效浮选，进一步提高了锡的回收率。
[0017]进一步地，物理选矿机的给矿性为处理量1.3~1.8T干矿/时、给矿浓度14%~18%、给矿初速度0.8~1m/s。
[0018]与现有技术相比，本发明的优点和有益效果为：本发明的方法中通过浮选脱除硫化矿和磁选除铁可分别脱除硫化矿和铁磁性矿物，从而有效减少硫化矿和铁磁性矿物对后续浮选锡石的干扰，同时还可以进一步提高浮选作业的入选品位。
[0019]本发明的方法通过一系列操作，尤其是浮选脱除硫化矿、磁选除铁、调节矿浆pH值、抑制脉石矿物、活化锡矿物以及使用高效的捕收剂，可以显著提高精矿中的锡品位和作业锡回收率。通过浮选脱除硫化矿和磁选除铁，减少了脉石矿物和铁矿物的干扰，确保了锡矿物的高效选别;通过调节矿浆pH值、抑制脉石矿物、活化锡矿物，进一步提高了锡矿物的浮选性能，减少了脉石矿物的混入，从而提高了精矿中的锡品位。通过使用高效的捕收剂和适当的起泡剂，确保了锡矿物的充分捕收，特别是对于细粒级和微细粒级锡矿物的捕收效果显著，提高了锡的回收率。
附图说明
[0020]图1为本发明二次尾矿的锡回收方法的工艺流程图;
图2为物理选矿机俯视示意图;
图3为物理选矿机侧视示意图;
图4为物理选矿机正视示意图。
具体实施方式
[0021]下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，都属于本发明保护的范围。
[0022]实施例1
本实施例提供了一种二次尾矿的锡回收方法，包括以下步骤：
(1)供料：针对微细粒级锡矿的二次锡尾矿，先通过高效斜板浓密箱进行浓缩，浓度控制15%，提高浓度后进行充分搅拌均匀，经过稳压箱再进入物理选矿机;
(2)物理重选：物理选矿机离心转鼓成卧式旋转，在转鼓内表面上产生径向均匀分布的离心力场，矿浆由给矿装置给至转鼓内表面上，并在离心转鼓带动下随转鼓一起作回转运动;离心转鼓内表面沿轴向存在坡降，矿浆液流作回转运动的同时还要以一定的流速沿轴向流动;矿浆在转鼓内表面上呈螺旋状沿轴向运动;作螺旋运动的矿浆液流在弱紊流流膜和离心力场的联合作用下，不同密度矿粒发生选择性分离。大比重矿粒群在极短时间内离心沉降至离心转鼓的内表面上，呈压实薄层状颗粒层随转鼓一起旋转;小比重矿粒群受流膜脉动扩散作用无法到达流膜底层，沿转鼓坡降随液相一起排出成为小比重产品(尾矿、细泥、杂质)，通过分矿装置排入尾矿收接槽内;当暂停给矿时，冲矿装置将比重大的产品(精矿、大比重的金属)冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内。
[0023]物理选矿机(离心机)基于离心力场内流膜分选原理，为了保证良好的离心分离效果，给矿性(处理量1.5T(干矿)/时、给矿浓度15%、给矿初速度0.9m/s)的稳定至关重要。因此，给矿需先进入稳压(分矿)箱再给至离心选矿机。此外，离心选矿机漂洗水、冲洗水通过过滤滤除水中+0.5mm杂质，漂洗水压要求达到0.1Mpa，冲洗水压要求达到0.6Mpa。
[0024](3)浓密：物理选矿机将比重大的产品(精矿、大比重的金属)冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌(20S/次/3S)，能保证卸料口出料浓度稳定性，浓度控制40%进入浮选进行提质。
[0025](4)浮选工艺的原理：是基于矿物表面的物理化学性质差异来进行矿物分离的一种方法。浮选工艺的核心在于利用矿物表面的疏水性和亲水性的差异，通过在矿浆中引入气泡，使疏水性矿物颗粒附着在气泡上并随之上浮，从而达到分离的目的。浮选工艺广泛应用于
有色金属(如
铜、
锌、
铅、
镍、金、锡、钨等)和非金属矿物的选别，特别适用于处理细粒及微细粒物料。其优点包括应用范围广、适应性强，能够处理多种类型的矿石。
[0026]浮选工艺的基本步骤包括：
S1、供料：将物理选矿机(离心机)比重大的产品(精矿、大比重的金属)，冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌(20S/次/3S)，能保证卸料口出料浓度稳定性，浓度控制40%进入浮选进行提质。将矿石符合浮选所要求的粒度，使有用矿物基本上达到单体解离以便分选，泥、铁、硫含量越少越便于分选。
[0027]S2、调浆：在矿浆中添加丁黄药150g/t，二号油24g/t，浮选脱除硫化矿，得到硫化矿和脱硫尾矿;在0.2T磁场强度下，脱硫尾矿磁选除铁，得到铁精矿和除铁尾矿;将除铁尾矿浓缩调浆至22%，加入碳酸钠250g/t，搅拌5分钟;加入六偏磷酸钠120g/t，搅拌3分钟;加入磷酸三丁酯90g/t，搅拌12分钟;再加入羟肟酸类捕收剂700g/t，搅拌3分钟;再加入二号油30g/t，搅拌1分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿;
S3、充气：往粗选精矿中导入空气，形成大量的气泡。
[0028]S4、分离：疏水性矿物颗粒附着在气泡上并随之上浮，形成矿化泡沫层，而亲水性矿物颗粒则留在矿浆中，将矿化泡沫排出，达到分选的目的。
[0029](5)二次精矿提质：浮选精矿再进入物理选矿机(离心机)，进行二次提质，可大大提升精矿品位，供料品位越高，提质就富集比越高，尾矿进行全部回收，循环进入高效斜板浓密箱浓缩，调整浓度40%，再回浮选机重复筛选，达到综合回收率最大化，实现了资源的回收和循环利用，最后锡精矿通过浓缩压滤进行脱水。
[0030]实施例2
本实施例提供了一种二次尾矿的锡回收方法，包括以下步骤：
(1)供料：针对微细粒级锡矿的二次锡尾矿，先通过高效斜板浓密箱进行浓缩，浓度控制18%，提高浓度后进行充分搅拌均匀，经过稳压箱再进入物理选矿机;
(2)物理重选：物理选矿机离心转鼓成卧式旋转，在转鼓内表面上产生径向均匀分布的离心力场，矿浆由给矿装置给至转鼓内表面上，并在离心转鼓带动下随转鼓一起作回转运动;离心转鼓内表面沿轴向存在坡降，矿浆液流作回转运动的同时还要以一定的流速沿轴向流动;矿浆在转鼓内表面上呈螺旋状沿轴向运动;作螺旋运动的矿浆液流在弱紊流流膜和离心力场的联合作用下，不同密度矿粒发生选择性分离。大比重矿粒群在极短时间内离心沉降至离心转鼓的内表面上，呈压实薄层状颗粒层随转鼓一起旋转;小比重矿粒群受流膜脉动扩散作用无法到达流膜底层，沿转鼓坡降随液相一起排出成为小比重产品(尾矿、细泥、杂质)，通过分矿装置排入尾矿收接槽内;当暂停给矿时，冲矿装置将比重大的产品(精矿、大比重的金属)冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内。
[0031]物理选矿机(离心机)基于离心力场内流膜分选原理，为了保证良好的离心分离效果，给矿性(处理量1.8T(干矿)/时、给矿浓度14%、给矿初速度1m/s)的稳定至关重要。因此，给矿需先进入稳压(分矿)箱再给至离心选矿机。此外，离心选矿机漂洗水、冲洗水通过过滤滤除水中+0.5mm杂质，漂洗水压要求达到0.1Mpa，冲洗水压要求达到0.6Mpa。
[0032](3)浓密：物理选矿机将比重大的产品(精矿、大比重的金属)冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌(20S/次/3S)，能保证卸料口出料浓度稳定性，浓度控制45%进入浮选进行提质。
[0033](4)浮选工艺的原理：是基于矿物表面的物理化学性质差异来进行矿物分离的一种方法。浮选工艺的核心在于利用矿物表面的疏水性和亲水性的差异，通过在矿浆中引入气泡，使疏水性矿物颗粒附着在气泡上并随之上浮，从而达到分离的目的。浮选工艺广泛应用于有色金属(如铜、锌、铅、镍、金、锡、钨等)和非金属矿物的选别，特别适用于处理细粒及微细粒物料。其优点包括应用范围广、适应性强，能够处理多种类型的矿石。
[0034]浮选工艺的基本步骤包括：
S1、供料：将物理选矿机(离心机)比重大的产品(精矿、大比重的金属)，冲卸落至分矿装置排入精矿收接槽内，再进入高效斜板浓密箱进行浓缩，浓密箱卸料口设计定时气泵机构，进行进气搅拌(20S/次/3S)，能保证卸料口出料浓度稳定性，浓度控制45%进入浮选进行提质。将矿石符合浮选所要求的粒度，使有用矿物基本上达到单体解离以便分选，泥、铁、硫含量越少越便于分选。
[0035]S2、调浆：在矿浆中添加丁黄药170g/t，二号油28g/t，浮选脱除硫化矿，得到硫化矿和脱硫尾矿;在0.3T磁场强度下，脱硫尾矿磁选除铁，得到铁精矿和除铁尾矿;将除铁尾矿浓缩调浆至25%，加入碳酸钠280g/t，搅拌8分钟;加入六偏磷酸钠150g/t，搅拌5分钟;加入磷酸三丁酯100g/t，搅拌16分钟;再加入羟肟酸类捕收剂800g/t，搅拌5分钟;再加入二号油50g/t，搅拌2分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿;
S3、充气：往粗选精矿中导入空气，形成大量的气泡。
[0036]S4、分离：疏水性矿物颗粒附着在气泡上并随之上浮，形成矿化泡沫层，而亲水性矿物颗粒则留在矿浆中，将矿化泡沫排出，达到分选的目的。
[0037](5)二次精矿提质：浮选精矿再进入物理选矿机(离心机)，进行二次提质，可大大提升精矿品位，供料品位越高，提质就富集比越高，尾矿进行全部回收，循环进入高效斜板浓密箱浓缩，调整浓度45%，再回浮选机重复筛选，达到综合回收率最大化，实现了资源的回收和循环利用，最后锡精矿通过浓缩压滤进行脱水。
[0038]对比例1
本对比例与实施例1的区别为：不添加二号黄油28g/t。
[0039]对比例2
本对比例与实施例1的区别为： 在矿浆中添加丁黄药100g/t，二号油70g/t。
[0040]对比例3
本对比例与实施例1的区别为： 不加入碳酸钠。
[0041]对比例4
本对比例与实施例1的区别为：不加入六偏磷酸钠。
[0042]对比例5
本对比例与实施例1的区别为：不添加二号油30g/t。
[0043]性能测试
将实施例1和对比例1-5制备的锡精矿进行分析，结果见表1-2：
表1锡指标对比分析表(%)
[0044]表2锡精矿粒度分析对比表(%)
[0045]从表1中可看出，本发明方法具有优异的回收率。
[0046]对比实施例1与对比例1~6可看出，本发明浮选脱除硫化矿和磁选除铁的条件和试剂的配比，能够显著提高回收率效果。同时还影响锡精矿粒度的分布。
[0047]以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
说明书附图(4)
声明：
“二次尾矿的锡回收方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色网
来源：郴州锐智矿业科技有限公司
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2025年04月25日 ~ 27日 
