从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 |
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| 申请号 | CN201610268833.5 | 申请日 | 2016-04-27 | 公开(公告)号 | CN105797868A | 公开(公告)日 | 2016-07-27 |
| 申请人 | 中国矿业大学; | 发明人 | 廖寅飞; 马子龙; 曹亦俊; 靳晨曦; 何棒; | ||||
| 摘要 | 一种从铅锌矿浮选 尾矿 中回收低品位 氧 化锌矿的选矿方法，属于氧化锌矿的选矿方法。包括步骤：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥；向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、 抑制剂 和捕收剂搅拌调浆，采用浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿。本 发明 首先提高药剂选择性，解决 泡沫 发粘、难以消泡的问题；然后改善设备对微细粒的分选效果，提高精矿品位和回收率；最后简化工艺流程和降低生产成本，保证企业效益和资源利用率。优点：本发明分选效果好、工艺流程短、生产成本低和对环境友好，实现了对铅锌矿浮选尾矿中低品位氧化锌矿的高效分选，提高了矿产资源的综合利用率，具有很好的经济效益和社会效益。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，其特征是：该选矿方法，步骤如下： |
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| 说明书全文 | 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及一种氧化锌矿的选矿方法，特别是一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法。 背景技术[0002] 锌是我国重要的战略性矿产资源，约占十种常用有色金属生产、消费总量的30％以上。铅锌矿中的硫化矿物用常规选矿方法比较易于富集，而氧化锌矿物品位低、选矿指标不理想，使得铅锌矿在硫化矿物浮选回收后就被堆弃于尾矿库中，造成大量氧化锌金属从铅锌矿浮选尾矿流失。如果能对铅锌矿浮选尾矿加以回收利用，不仅有助于提高资源综合利用率和增加企业经济效益，而且有利于环境保护。 [0003] 铅锌矿浮选尾矿通常含泥量大，氧化锌矿品位低，粒度微细，表面污染严重，可浮性差，其选矿是国内外公认的难题。现有技术采用的药剂、设备和工艺存在如下不足：一是药剂选择性较差，泡沫发粘难以消泡；二是设备对微细粒分选效果较差，精矿品位和回收率均较低；三是工艺流程较长，选矿成本较高。 发明内容[0004] 为了克服现有技术中存在的不足，本发明提供一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，强化对铅锌矿浮选尾矿中低品位氧化锌矿的再回收利用，提高矿产资源的综合利用率。 [0005] 为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：该选矿方法，步骤如下： [0006] (1)脱泥：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥； [0007] (2)浮选：向经过步骤(1)处理后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌调浆，采用浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿，首先向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂和抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅰ浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅱ浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿。 [0010] 所述的步骤(2)中，硫化剂为硫化钠，粗Ⅰ用量为3000～4000g/t，粗Ⅱ用量为200～600g/t，精Ⅰ用量为200～600g/t。 [0011] 所述的步骤(2)中，抑制剂为水玻璃，粗Ⅰ用量为300～800g/t，精Ⅰ用量为300～800g/t，精Ⅱ用量为100～500g/t。 [0012] 所述的步骤(2)中，捕收剂为醚铵，粗Ⅰ用量为5～15g/t，粗Ⅱ用量为5～15g/t。 [0013] 所述的步骤(2)中，浮选柱为旋流-静态微泡浮选柱。 [0014] 有益效果，由于采用了上述方案，首先提高药剂选择性，解决泡沫发粘、难以消泡的问题；然后改善设备对微细粒的分选效果，提高精矿品位和回收率；最后简化工艺流程和降低生产成本，保证企业效益和资源利用率。基于上述出发点，本发明在药剂、设备和工艺上进行创新，它的技术优势在于： [0015] (1)优选出醚胺为捕收剂。醚胺具有选择性强、泡沫流动性好、易于消泡等优点，不仅解决了浮选泡沫发粘、难以消泡的问题，而且大幅提高了锌精矿品位和回收率。 [0016] (2)改进预先脱泥作业。通过加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥，可以使脉石矿物和目的矿物充分分散，在脱出矿泥的同时，锌金属损失很少，提高脱泥作业效率，降低矿泥对氧化锌矿浮选的干扰。 [0017] (3)采用高效的微细粒浮选设备。旋流-静态微泡浮选柱采用柱浮选、旋流分选、管流矿化结合的多重分选结构，实现了矿物的高效矿化、微泡浮选和静态分离，从而确保了对微细粒氧化锌矿的高效分选，在提高选矿技术指标的同时简化工艺流程。 [0018] 优点：本发明具有分选效果好、工艺流程短、生产成本低和对环境友好等优点，实现了对铅锌矿浮选尾矿中低品位氧化锌矿的高效分选，提高了矿产资源的综合利用率，具有很好的经济效益和社会效益。附图说明： [0019] 图1是本发明的工艺流程图。 具体实施方式[0020] 该选矿方法，包括如下步骤： [0021] (1)脱泥：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥； [0022] (2)浮选：向经过步骤(1)处理后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌调浆，采用浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿，首先向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂和抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅰ浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅱ浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿。 [0023] 所述的步骤(1)中，调整剂优选为碳酸钠，用量优选为1000～1500g/t。 [0024] 所述的步骤(1)中，脱泥设备优选为水力旋流器、脱泥斗、浓密机或斜板分级机，脱泥设备的脱泥产率优选为5％-15％。 [0025] 所述的步骤(2)中，硫化剂优选为硫化钠，粗Ⅰ用量优选为3000～4000g/t，粗Ⅱ用量优选为200～600g/t，精Ⅰ用量优选为200～600g/t。 [0026] 所述的步骤(2)中，抑制剂优选为水玻璃，粗Ⅰ用量优选为300～800g/t，精Ⅰ用量优选为300～800g/t，精Ⅱ用量优选为100～500g/t。 [0027] 所述步骤(2)中，捕收剂优选为醚铵，粗Ⅰ用量优选为5～15g/t，粗Ⅱ用量优选为5～15g/t。 [0028] 所述步骤(2)中，浮选柱优选为旋流-静态微泡浮选柱。 [0029] 下面结合具体实施例对本发明作更进一步的说明。 [0030] 实施例：如图1所示，一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，包括以下步骤和条件： [0031] (1)脱泥：以新疆某铅锌矿浮选尾矿为原矿，含Zn 1.26％，其中锌的氧化率为75％，细度为-0.074mm 79.82％，加入调整剂碳酸钠1250g/t，搅拌，调浆后进入脱泥斗脱泥，脱泥产率为10％； [0032] (2)浮选：首先向经过步骤(1)处理后的矿浆中加入硫化剂硫化钠3400g/t、抑制剂水玻璃400g/t和捕收剂醚胺10g/t，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂硫化钠300g/t和捕收剂醚胺10g/t，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ旋流-静态微泡浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂硫化钠300g/t和抑制剂水玻璃400g/t，搅拌，调浆后进入精Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂水玻璃250g/t，搅拌，调浆后进入精Ⅱ旋流-静态微泡浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿。 [0033] 本实施例的选矿试验结果如下表1所示。 [0034] 表1实施例的选矿试验结果 [0035] [0036] 从表1可知，在原矿锌品位仅为1.26％的条件下，试验取得了锌精矿品位30.50％、回收率52.35％的良好指标。按照每天处理铅锌矿浮选尾矿4000吨计算，每年(实际生产330天)可以多回收锌精矿(锌品位30.50％)约28644吨，具有很好的经济效益和社会效益。 |
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