技术领域
[0001] 本
发明属于浮选系统领域，具体涉及一种提高粗选效果的铅矿浮选方法和浮选系统。
背景技术
[0002] 根据
云南某铅矿选矿厂的生产实践(原矿处理量800t/d，主要金属矿物是方铅矿，其次为铅矾和白铅矿，脉石矿物主要有
钾长石、
石英、白榴石、绢云母、重晶石、锆石、方解石和黏土矿物等。其工艺流程为两段开路
破碎、一段闭路磨矿，磨矿细度－0.074mm60～65％；浮选流程为一次粗选、四次精选、三次扫选。现有选矿工艺设备连接关系示意图，如图1所示。从现场观察的现象来说，粗选效果不好，回收率不高，根据选矿厂生产过程的具体情况，在查询了相关资料及考察了相关企业生产实践的
基础上，进行了10天30个班的试验测试，粗选最高回收率也才27.04％。通过考察扫I、扫II的浮选效果，扫II回收率高于扫I的，进一步说明粗选时间不够。
[0003] 粗选效果的好坏决定整个流程浮选效果，粗选效果不好严重影响选矿厂的生产指标。对该浮选方法的改进，研究出一种粗选效果好的浮选方法和浮选系统，具有重要意义。
发明内容
[0004] 针对现有选矿系统中粗选作业效果不好的问题，旨在提供一种工业上操作简单，能够有效解决粗选作业效果不好的浮选方法和浮选系统，提高浮选效果。
[0005] 为解决上述技术问题，本发明所采用的技术方案是：
[0006] 一种提高粗选效果的铅矿浮选方法，具体步骤为：
[0007] (1)铅原矿经破碎，控制破碎矿粒度小于15mm，然后将破碎矿磨矿，分级，得磨矿粒度-0.074mm含量大于60％的矿浆；
[0008] (2)在矿浆中加入粗选药剂，搅拌混匀，进入粗选作业；所述粗选药剂为：石灰800-1000g/t，六偏
磷酸钠70-90g/t，
水玻璃70-90g/t，乙硫氮30-50g/t，丁黄药50-60g/t，丁铵黑药15-25g/t，2号油25-35g/t，氢
氧化钠600-900g/t，硫化钠400-600g/t；
[0009] (3)粗选作业之后的矿浆经至少2次扫选作业，得
尾矿；第一次扫选和第二次扫选分别加入以下扫选药剂：乙硫氮15-25g/t，丁铵黑药10-25g/t，丁黄药0-45g/t，2号油5-15g/t；后一级扫选系统的精矿
泡沫均返回至前一级扫选系统；
[0010] (4)粗选作业的粗选精矿泡沫流入精选作业系统，经至少2次精选作业，得铅精矿，精选后的矿浆返回至粗选作业；第一次精选和第二次精选分别加入以下精选药剂：水玻璃45-55g/t，六偏磷酸钠45-55g/t，乙硫氮15-25g/t，石灰200-500g/t；上一级精选作业的精选精矿泡沫进入下一级精选作业；
[0011] 其中，第一级扫选作业的精矿泡沫分为两部分，一部分返回至第一级粗选作业的中进行粗选，另一部分流入第一级精选作业中进行精选。
[0012] 优选，将步骤(2)粗选药剂中的氢氧化钠600-900g/t和硫化钠400-600g/t改为添加至步骤(1)中的破碎矿中进行磨矿。
[0013] 优选扫选为3次，扫I作业的药剂用量为：乙硫氮20g/t，丁铵黑药20g/t，丁黄药40g/t，2号油10g/t；扫II作业的药剂用量为：乙硫氮20g/t，丁铵黑药10g/t，2号油10g/t，扫III不添加药剂。
[0014] 优选精选为4次，精I作业的药剂用量为：水玻璃50g/t，六偏磷酸钠50g/t，乙硫氮20g/t，石灰500g/t；精II作业的药剂用量为：水玻璃50g/t，六偏磷酸钠50g/t，乙硫氮10g/t，石灰200g/t；后两次精选不添加药剂。
[0015] 一种用于上述方法的浮选系统，包括具有多个依次连通的粗选槽以及与任意一个粗选槽均连通的粗选精矿泡沫槽的粗选作业系统、连接在粗选作业系统中最后一个粗选槽之后的至少2个依次连通的扫选作业系统、以及连接在粗选作业系统的粗选精矿泡沫槽之后的至少2个依次连通的精选作业系统；所述扫选作业系统包括多个依次连通的扫选槽以及与任意一个扫选槽均连通的扫选精矿泡沫槽，所述精选作业系统包括多个依次连通的精选槽以及与任意一个精选槽均连通的精选精矿泡沫槽；其特征是，至少2个依次连通的扫选作业系统中的第一级扫选作业系统的精矿泡沫槽从中间隔开分为精矿泡沫槽a和精矿泡沫槽b，且第一级扫选作业系统的扫选槽分为前段扫选槽和后段扫选槽；至少2个依次连通的扫选作业系统中的第二级扫选作业系统的精矿泡沫槽与后段扫选槽的第一个扫选槽连通；第一级扫选作业系统的精矿泡沫槽a与粗选作业系统的第二个粗选槽连通；第一级扫选作业系统的精矿泡沫槽b与至少2个依次连通的精选作业系统中的第一级精选作业系统的第一个精选槽连通。
[0016] 优选，粗选作业系统的最后一个粗选槽与第一级扫选作业系统的第一个扫选槽连通；后一级扫选作业系统的第一个扫选槽与前一级扫选作业系统的最后一个扫选槽连通，除第二级扫选作业系统外，后一级扫选作业系统的精矿泡沫槽均与前一级扫选作业系统的第二个扫选槽连通。
[0017] 优选，粗选作业系统的粗选精矿泡沫槽与第一级精选作业系统的第一个精选槽连通，第一级精选作业系统的第二个精选槽与粗选作业系统的第一个粗选槽连通；上一级精选作业系统的精选精矿泡沫槽与下一级精选作业系统的第一个精选槽连通。
[0018] 进一步优选，扫选作业系统为3个，精选作业系统为4个。
[0020] 1、本发明的方法改变了药剂的添加
位置，将部分药剂在磨矿时加入，增加了药剂与矿物的作用时间，有利于后续提高粗选的效果，并进一步提高精矿回收率。
[0021] 2、本发明的方法改变了扫选精矿泡沫的流向，使扫选I的精矿泡沫分为两部分，一部分回流至粗选，增加粗选药物浓度以及矿物浮选的时间，另一半份流入精矿作业系统进行精选，因为选I的精矿泡沫品位比较高，与精选I的矿浆中矿物品位接近，可以合并进行精选，可以有效提高总的回收率。
[0022] 3、本发明的系统仅仅只是改变设备之间的连接关系，可以继续沿用原有的设备和管道，但是有效克服了粗选效果不好的问题，提高了提高浮选效果。
附图说明
[0023] 图1是背景技术中改进前的设备连接关系示意图；
[0024] 图2是本发明
实施例中改进后的设备连接关系示意图；
[0025] 图3是本发明实施例2的铅浮选
流程图；
[0026] 其中，1是
球磨机、2是分级机、3是
搅拌机，4是粗选系统，5是粗选槽，6是粗选精矿泡沫槽，7是第一级扫选系统，8是第一级扫选系统的精矿泡沫槽,9是第一级扫选系统的扫选槽，10是第二级扫选系统，11是第二级扫选系统的精矿泡沫槽,12是第二级扫选系统的扫选槽，13是第三级扫选系统，14是第三级扫选系统的精矿泡沫槽,15是第三级扫选系统的扫选槽，16是第一级精选系统，17是第二级精选系统，18是第三级精选系统，19是第四级精选系统，20是第一级精选系统的精矿泡沫槽，21是第二级精选系统的精矿泡沫槽，22是第三级精选系统的精矿泡沫槽，23是第四级精选系统的精矿泡沫槽，24是第一级精选系统的精选槽，25是第一级扫选系统的精矿泡沫槽a，26是第一级扫选系统的精矿泡沫槽b，27是第一级扫选系统的后段扫选槽，28是第一级扫选系统的前段扫选槽，图中→代表矿浆流向，1#，2#，3#，4#代表按照矿浆流向各粗选槽、扫选槽、经选槽的顺序编号。
具体实施方式
[0027] 下面结合实施例对本发明做进一步的说明。
[0028] 实施例1：
[0029] 如图2所示，一种铅矿浮选系统，包括具有多个依次连通的粗选槽5以及与任意一个粗选槽5均连通的粗选精矿泡沫槽6的粗选作业系统4、连接在粗选作业系统4最后一个粗选槽之后的至少2个依次连通的扫选作业系统7,10,13、以及连接在粗选作业系统4的粗选精矿泡沫槽6之后的至少2个依次连通的精选作业系统16，17,18,19；所述扫选作业系统包括多个依次连通的扫选槽以及与任意一个扫选槽均连通的扫选精矿泡沫槽，所述精选作业系统包括多个依次连通的精选槽以及与任意一个精选槽均连通的精选精矿泡沫槽；
[0030] 至少2个依次连通的扫选作业系统中的第一级扫选作业系统7的精矿泡沫槽从中间隔开分为精矿泡沫槽a25和精矿泡沫槽b26，且第一级扫选作业系统7的扫选槽分为前段扫选槽28和后段扫选槽27；至少2个依次连通的扫选作业系统中的第二级扫选作业系统的精矿泡沫槽11与后段扫选槽27的第一个扫选槽连通；第一级扫选作业系统的精矿泡沫槽a25与粗选作业系统4的第二个粗选槽连通；第一级扫选作业系统的精矿泡沫槽b26与至少2个依次连通的精选作业系统中的第一级精选作业系统16的第一个精选槽连通。
[0031] 粗选作业系统4的最后一个粗选槽与第一级扫选作业系统7的第一个扫选槽连通；后一级扫选作业系统的第一个扫选槽与前一级扫选作业系统的最后一个扫选槽连通，除第二级扫选作业系统10外，后一级扫选作业系统的精矿泡沫槽均与前一级扫选作业系统的第二个扫选槽连通。
[0032] 粗选作业系统的粗选精矿泡沫槽6与第一级精选作业系统16的第一个精选槽连通，第一级精选作业系统的第二个精选槽24与粗选作业系统4的第一个粗选槽连通；上一级精选作业系统的精选精矿泡沫槽与下一级精选作业系统的第一个精选槽连通。
[0033] 扫选作业系统为3个，精选作业系统为4个。
[0034] 实施例2：
[0035] 根据云南某铅矿选矿厂的生产实践：原矿处理量800t/d，主要金属矿物是方铅矿，其次为铅矾和白铅矿，脉石矿物主要有钾长石、石英、白榴石、绢云母、重晶石、锆石、方解石和黏土矿物等。其工艺流程为两段开路破碎、一段闭路磨矿，磨矿细度－0.074mm60～65％；浮选流程为一次粗选、四次精选、三次扫选，浮选流程图见图3；改进前的选矿系统见图1。
[0036] 一种铅矿浮选方法，改进前的具体步骤为：
[0037] (1)铅原矿经过两段破碎后，控制破碎产品粒度小于15mm，用皮带
输送机将该破碎产品输送到型号MQG2100×3600格子型球磨机里进行磨矿，用螺旋分级机FC1500进行控制分级，磨矿粒度-0.074mm含量60％。
[0038] (2)螺旋分级机溢流矿浆自流进入搅拌桶中进行搅拌混匀，同时添加浮选药剂，搅拌桶中的药剂添加量为：氢氧化钠药剂用量800g/t，硫化钠用量500g/t，石灰1000g/t，六偏磷酸钠80g/t，水玻璃80g/t，乙硫氮40g/t，丁黄药60g/t，丁铵黑药20g/t，2号油30g/t。
[0039] (3)从搅拌桶中流出的矿浆进入粗选作业，粗选作业共有4台SF-4m3型号浮选机。从搅拌桶流出的矿浆自流进入粗选的1#
浮选槽，粗选作业的精矿泡沫流到精I的1#浮选槽，粗选作业尾矿流进扫I作业1#浮选槽前端。
[0040] (4)精选作业的浮选型号为：精选I 2台、精选II 2台、精选III 2台，共6台6A型号浮选机，精选IV为1台5A型号浮选机。精I的精矿泡沫流进精II的1#槽，精II的精矿泡沫流进精III的1#槽，精III的精矿泡沫流进精IV的浮选槽。精I作业的药剂用量为：水玻璃50g/t，六偏磷酸钠50g/t，乙硫氮20g/t，石灰500g/t；精II作业的药剂用量为：水玻璃50g/t，六偏磷酸钠50g/t，乙硫氮10g/t，石灰200g/t。
[0041] (5)扫选作业的浮选型号为：扫选I 4台、扫选II 4台、扫选III 4台，共12台3
SF-4m型号浮选机。扫I的精矿泡沫流进粗选的2#槽，扫II的精矿泡沫流进扫I的2#槽，扫III的精矿泡沫流进扫II的2#浮选槽。扫I作业的药剂用量为：乙硫氮20g/t，丁铵黑药20g/t，丁黄药40g/t，2号油10g/t；扫II作业的药剂用量为：乙硫氮20g/t，丁铵黑药
10g/t，2号油10g/t。扫选作业的矿浆是从粗选依次流到扫I、扫II、扫III，最终产生浮选尾矿。
[0042] 改进前的选矿技术指标，原矿品位，精矿品位，尾矿品位，产率，回收率；还有粗选精矿品位，粗选尾矿品位，粗选回收率。实验结果如1表。
[0043] 表1改进前的各项技术指标
[0044]
[0045] 从现场观察的现象来说，粗选作业浮选槽中精矿泡沫层厚度不够，反而扫一作业的精矿泡沫层厚度较后，说明粗选作业效果不好，回收率不高，根据选矿厂生产过程的具体情况，在查询了相关资料及考察了相关企业生产实践的基础上，进行了10天30个班的试验测试，粗选最高回收率也才27.04％。通过考察扫I、扫II的浮选效果，扫II回收率高于扫I的，进一步说明粗选时间不够。粗选效果的好坏决定整个流程浮选效果，这样会严重影响选矿厂的生产指标。
[0046] 针对选矿厂存在的问题，本
专利的目的旨在找到一种工业上操作简单，能够有效解决浮选效果不佳的具体实施方式。
[0047] 1、可以将一部分药剂添加到磨机里来增加浮选药剂与矿物的作用时间。将用量800g/t的氢氧化钠，用量500g/t的硫化钠加入到球磨机中，同时取消搅拌桶中氢氧化钠和硫化钠的添加。
[0048] 2、将扫I的浮选槽做适当的改造，改进的选矿工艺设备形象联系图如附图2所示，具体连接关系见实施例1。
[0049] 一种铅矿浮选方法，改进后的具体步骤为：
[0050] (1)铅原矿经破碎，控制破碎矿粒度小于15mm，然后将氢氧化钠和硫化钠加入破碎矿中磨矿，分级，得磨矿粒度-0.074mm含量大于60％的矿浆；所述氢氧化钠的用量为800g/t，硫化钠的用量为500g/t；
[0051] (2)在矿浆中加入粗选药剂，搅拌混匀，进入粗选作业；所述粗选药剂为：石灰1000g/t，六偏磷酸钠80g/t，水玻璃80g/t，乙硫氮40g/t，丁黄药60g/t，丁铵黑药20g/t，2号油30g/t；
[0052] (3)粗选作业之后的矿浆经3次扫选作业，得尾矿；扫选为3次，扫I作业的药剂用量为：乙硫氮20g/t，丁铵黑药20g/t，丁黄药40g/t，2号油10g/t；扫II作业的药剂用量为：乙硫氮20g/t，丁铵黑药10g/t，2号油10g/t，扫III不添加药剂。后一级扫选系统的精矿泡沫均返回至前一级扫选系统；
[0053] (4)粗选作业的粗选精矿泡沫流入精选作业系统，经4次精选作业，得铅精矿，精选后的矿浆返回至粗选作业；精选为4次，精I作业的药剂用量为：水玻璃50g/t，六偏磷酸钠50g/t，乙硫氮20g/t，石灰500g/t；精II作业的药剂用量为：水玻璃50g/t，六偏磷酸钠50g/t，乙硫氮10g/t，石灰200g/t；后两次精选不添加药剂；上一级精选作业的精选精矿泡沫进入下一级精选作业；
[0054] 其中，第一级扫选作业的精矿泡沫分为两部分，一部分返回至第一级粗选作业的中进行粗选，另一部分流入第一级精选作业中进行精选。
[0055] 进行四次实验，实验序号为1至4，工艺流程改进后，同样做了四次实验，实验内容同上，实验结果如表2：
[0056] 表2改进后的各项技术指标
[0057]
[0058] 从表1和表2的实验对比可知，精矿品位和粗选精矿品位基本变化不大，但是改进后的尾矿品位比改进前的降低了，平均值为从0.95％降低为0.86％。改进后的回收率和粗选回收率都提高了，粗选精矿回收率从26.74％提高为31.49％，总的精矿回收率从47.85％提高为52.94％。通过改进后的浮选作业，增加了有用铅矿物和浮选药剂的作用时间，进而提高铅精矿的回收率，为企业带来更好的经济效益。
