一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法 |
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| 申请号 | CN202110314231.X | 申请日 | 2021-03-24 | 公开(公告)号 | CN113019711B | 公开(公告)日 | 2024-04-19 |
| 申请人 | 昆明理工大学; | 发明人 | 刘丹; 张本曰; 林艳; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法，属于选矿技术领域，该工艺由原矿选取、磨矿脱药、脆硫锑铅矿浮选、 铁 闪锌矿浮选、脆硫锑铅矿浮选精矿与铁闪锌矿浮选 尾矿 混合作为铅锑混合精矿组成，在所述磨矿脱药过程中采用硫化钠作为脱药剂，将脆硫锑铅矿浮选得到的精矿和铁闪锌矿浮选得到的尾矿混合作为脆硫锑铅矿精矿。本发明脆硫锑铅矿回收率高，得到优质脆硫锑铅矿精矿，同时高效回收其中锌资源的综合利用方法，利用该方法分选效果佳，脆硫锑铅矿中铅锑品位和回收率均较高，含锌量较低，并得到合格锌精矿产品，适于推广应用。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法，其特征在于：选取原矿进行磨矿，磨矿过程中添加硫化钠进行脱药，所得矿浆进行脆硫锑铅矿浮选作业，添加调整剂、抑制剂、捕收剂和起泡剂，得到脆硫锑铅矿精矿1、脆硫锑铅矿浮选后的尾矿；脆硫锑铅矿浮选后的尾矿进行铁闪锌矿浮选作业，添加矿浆pH调整剂、活化剂、抑制剂和捕收剂，得到锌精矿、浮选铁闪锌矿后的尾矿，将脆硫锑铅矿精矿1与浮选铁闪锌矿后的尾矿混合即得脆硫锑铅矿混合精矿；具体步骤为： |
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| 说明书全文 | 一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，具体地说，涉及一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法。 背景技术[0002] 脆硫锑铅矿矿床是一种少有的铅锑矿床，其主要分散赋存与锌硫铁等多金属硫化矿床中，易碎泥化严重，与锌矿物等密切共生，嵌布粒度极细，在浮选过程中难以使得其铅锑锌矿物充分分离。大厂矿田的硫铁矿物成分复杂，其主要目的矿物除锡石外还有大量的铅锑锌铁矿物，因回收矿物种类较多，流程复杂，故浮选过程中矿物表面吸附有大量的浮选药剂，且铅锌矿物分离不完全，影响整体选矿流程。 [0004] 两流程中存在的主要问题如下： [0005] (1)铅锑矿物和锌矿物间未实现充分的单体解离；流程中主要考虑的是锡矿物的回收，而在摇床选锡过程中对矿石粒度有较高要求，故矿石磨矿细度较粗，而在此磨矿细度下，铅锑矿物与锌矿物未充分单体解离，且流程中未设置再磨作业，故未能解决矿石磨矿细度较粗的问题； [0006] (2)流程未能选择较适宜的药剂制度；脆硫锑铅矿与铁闪锌矿均为含铁硫化矿，活化后的铁闪锌矿与磁黄铁矿与脆硫锑铅矿可浮性差异较小，流程中添加到抑制剂抑制效果较差，且捕收剂采用选择性较差的黄药，造成铅锑精矿品位较低且含锌量较高； [0008] 因此，我们需找到一种能提高脆硫锑铅矿中铅锑品位与降低其含锌量同时实现其中锌矿物的回收的综合利用方法。 发明内容[0009] 本发明要解决的技术问题在于克服现有技术的不足，提供一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法，针对含锌量高的脆硫锑铅矿精矿产品，提供从高锌脆硫锑铅矿精矿中有效降低锌含量，得到优质脆硫锑铅矿精矿，同时高效回收其中锌资源的综合利用方法，利用该方法分选效果佳，脆硫锑铅矿中铅锑品位和回收率均较高，含锌量较低，锌精矿中锌品位较高。 [0010] 为解决上述技术问题，本发明采用技术方案的基本构思是： [0011] 选取原矿进行磨矿，磨矿过程中添加硫化钠进行脱药，所得矿浆进行脆硫锑铅矿浮选作业，添加调整剂、抑制剂、捕收剂和起泡剂，得到铅锑精矿、脆硫锑铅矿浮选后的尾矿；脆硫锑铅矿浮选后的尾矿进行铁闪锌矿浮选作业，添加矿浆pH调整剂、活化剂、抑制剂和捕收剂，得到锌精矿、浮选铁闪锌矿后的尾矿，将铅锑精矿与浮选铁闪锌矿后的尾矿混合即得脆硫锑铅矿混合精矿； [0012] 其中，原矿为高锌脆硫锑铅矿精矿，是浮选脆硫锑铅矿后得到的精矿产品，其中含铅为17～26％，含锑为18～27％，含锌为7～12％。 [0013] 进一步地，具体步骤为： [0014] S1，选取原矿进行磨矿，磨矿过程中添加硫化钠进行磨矿，磨矿后矿浆进行洗矿一次作业，得到脱药后的浮选矿浆； [0015] S2，将脱药后的浮选矿浆进行脆硫锑铅矿浮选粗选作业，使用调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂，浮选后得到脆硫锑铅矿粗精矿； [0016] S3，脆硫锑铅矿粗精矿进行浮选精选作业，使用调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂，经过四次精选后得到脆硫锑铅矿精矿1； [0017] S4，脆硫锑铅矿粗精矿进行浮选扫选作业，使用调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂，经过两次扫选后得到浮脆硫锑铅矿后的尾矿； [0018] S5，将浮选脆硫锑铅矿后的尾矿进行铁闪锌矿浮选粗选，调整剂、活化剂、抑制剂和捕收剂，浮选后得到铁闪锌矿粗精矿； [0019] S6，铁闪锌矿粗精矿进行浮选精选作业，使用调整剂、抑制剂，经过四次精选后得到合格铁闪锌矿精矿； [0020] S7，铁闪锌矿混合精矿进行浮选扫选作业，使用调整剂、活化剂、抑制剂、捕收剂，经过两次扫选后得到浮铁闪锌矿后的尾矿； [0021] S8，将浮选铁闪锌矿后得到的尾矿产品作为脆硫锑铅矿精矿2，将脆硫锑铅矿精矿1和脆硫锑铅矿精矿2混合后得到合格脆硫锑铅矿混合精矿。 [0024] 进一步地，所述磨矿作业中：硫化钠用量为1.3～1.7kg/t，磨矿细度为‑45μm占85％～95％。 [0025] 进一步地，脆硫锑铅矿浮选粗选作业中：碳酸钠用量为0.1～0.3kg/t，硫酸锌和偏重亚硫酸钠(硫酸锌：偏重亚硫酸钠＝1:1)用量为1.5～2.5kg/t，乙硫氮和乙黄药(乙硫氮：乙黄药＝3:1)用量为0.06～0.1kg/t，甲基异丁基甲醇用量为0.02～0.04kg/t。 [0026] 进一步地，脆硫锑铅矿浮选精选作业中：碳酸钠用量为0.4～1.2kg/t，硫酸锌和偏重亚硫酸钠(硫酸锌：偏重亚硫酸钠＝1:1)用量为3～5kg/t，乙硫氮和乙黄药(乙硫氮：乙黄药＝6:1)用量为0.112～0.168kg/t，甲基异丁基甲醇用量为0.08～0.16kg/t。 [0027] 进一步地，脆硫锑铅矿浮选扫选作业中：碳酸钠用量为0.2～0.6kg/t，硫酸锌和偏重亚硫酸钠(硫酸锌：偏重亚硫酸钠＝1:1)用量为1.125～1.875kg/t，乙硫氮和乙黄药(乙硫氮：乙黄药＝3:1)用量为0.045～0.075kg/t，甲基异丁基甲醇用量为0.04～0.08kg/t。 [0029] 进一步地，铁闪锌矿浮选精选作业中：采用石灰将矿浆pH调为13，羧甲基纤维素用量0.4～0.6kg/t。 [0030] 进一步地，铁闪锌矿浮选扫选作业中，第一次扫选：采用石灰将矿浆pH调为13，改性硫酸铜用量0.3～0.7kg/t，羧甲基纤维素用量0.3～0.7kg/t，乙硫氨酯用量0.04～0.06kg/t；第二次扫选：采用石灰将矿浆pH调为13，改性硫酸铜用量0.2～0.6kg/t，羧甲基纤维素用量0.2～0.6kg/t，乙硫氨酯用量0.02～0.04kg/t。 [0031] 采用上述技术方案后，本发明与现有技术相比具有以下有益效果。 [0032] 1、采用选厂中的流程处理该矿石时，对矿石有较高要求，矿石中的铅锌矿物在此磨矿细度下未充分单体解离，故在脆硫锑铅矿浮选作业前添加磨矿作业效果较好。 [0033] 2、铅锑锌矿物表面吸附有大量的浮选药剂，难以实现其分离，故在脆硫锑铅矿浮选作业前添加硫化钠进行脱药，然后再添加碳酸钠调节矿浆pH为弱碱性、使用组合抑制剂硫酸锌和偏重亚硫酸钠抑制锌矿物，使用组合捕收剂乙硫氮和乙黄药捕收铅锑矿物，得到铅锑精矿1。 [0034] 3、铅锑尾矿中仍含有大量的锌矿物，为实现资源综合利用，故添加石灰将矿浆pH为碱性，抑制铅锑矿物的上浮，同时添加抑制剂羧甲基纤维素进一步抑制铅锑矿物，使用捕收剂乙硫氨酯捕收锌矿物，得到锌精矿和铅锑精矿2。 [0035] 4、将铅锑精矿1与铅锑精矿2混合后作为最后的铅锑混合精矿时，可在获得较好的铅锑混合品位与较低的含锌量的基础上进一步提高铅锑回收率。 附图说明[0037] 附图作为本申请的一部分，用来提供对本发明的进一步的理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，但不构成对本发明的不当限定。显然，下面描述中的附图仅仅是一些实施例，对于本领域普通技术人员来说，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。在附图中： [0038] 图1是本发明工艺流程示意图； [0039] 需要说明的是，这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围，而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。 具体实施方式[0040] 为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。 [0041] 在本发明的描述中，需要说明的是，术语“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“内”、“外”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。 [0042] 在本发明的描述中，需要说明的是，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或一体地连接；可以是机械连接，也可以是电连接；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连。对于本领域的普通技术人员而言，可以具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。 [0043] 如图1所示，本发明一种分离高锌脆硫锑铅矿精矿的综合利用方法，处理对象为高锌脆硫锑铅矿精矿，是浮选脆硫锑铅矿后得到的精矿产品，其中含铅为17～26％，含锑为18～27％，含锌为7～12％。 [0044] 所述选矿方法由高锌脆硫锑铅矿精矿原料的选取、磨矿脱药、脆硫锑铅矿的浮选、铅锑尾矿中铁闪锌矿的浮选组成；该方法的回收工艺流程包括以下步骤： [0045] 原料在磨矿过程中添加硫化钠进行脱药，磨矿后矿浆进行洗矿作业，所得矿浆进行脆硫锑铅矿的浮选，包括一次粗选和四次精选和两次扫选，粗选中添加碳酸钠、抑制剂、捕收剂和甲基异丁基甲醇进行脆硫锑铅矿与铁闪锌矿的分离；粗选后所得的脆硫锑铅矿粗精矿进行精选和扫选作业，精选作业中继续添加碳酸钠、抑制剂、捕收剂和甲基异丁基甲醇进行脆硫锑铅矿浮选；扫选作业中继续添加碳酸钠、抑制剂、捕收剂和甲基异丁基甲醇。 [0046] 脆硫锑铅矿浮选后的尾矿进行铁闪锌矿浮选作业，包括一次粗选、四次精选和两次扫选，粗选中添加石灰、改性硫酸铜、羧甲基纤维素和乙硫氨酯进行铁闪锌矿与脆硫锑铅矿的分离；粗选后所得的铁闪锌矿粗精矿进行精选和扫选作业，精选作业中添加石灰和羧甲基纤维素进行铁闪锌矿浮选；扫选作业中继续添加石灰、改性硫酸铜、羧甲基纤维素和乙硫氨酯。 [0047] 将浮选脆硫锑铅矿得到的铅锑精矿与浮选铁闪锌矿后的尾矿混合作为铅锑混合精矿。 [0048] 本发明中所述磨矿脱药作业中的磨矿细度为‑45μm占85％～95％，脱药剂硫化钠用量1.3～1.7kg/t。 [0049] 本发明中所述脆硫锑铅矿浮选和铁闪锌矿浮选分别包括一次粗选、四次精选和两次扫选。 [0050] 脆硫锑铅矿浮选中碳酸钠用量为0.7～2.1kg/t，组合抑制剂硫酸锌和偏重亚硫酸钠(硫酸锌：偏重亚硫酸钠＝1:1)用量为5.625～9.375kg/t，组合捕收剂乙硫氮和乙黄药(乙硫氮：乙黄药＝3:1)用量为0.177～0.283kg/t，甲基异丁基甲醇用量为0.14～0.28kg/t。 [0051] 铁闪锌矿浮选中调节矿浆pH为13，改性硫酸铜用量为0.9～2.1kg/t，羧甲基纤维素用量为2.5～4.5kg/t，乙硫氨酯用量为0.12～0.18kg/t。 [0052] 根据所述综合利用方法所得脆硫锑铅矿混合精矿中铅锑混合品位大于55％，回收率大于95％，锌精矿品位大于40％，回收率大于65％，精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，分离效果佳。 [0053] 实施例1 [0054] 将1吨含铅24.77％、含锑21.03％、含锌7.74％的脆硫锑铅矿精矿产品与1.5kg硫化钠共同磨至细度为‑325目占95％后，沉降，沉砂中添加200g碳酸钠，三分钟后添加1kg硫酸锌和1kg偏重亚硫酸钠，三分钟后添加60g乙硫氮和20g乙黄药，三分钟后添加20g甲基异丁基甲醇进行脆硫锑铅矿浮选，为一次粗选；对所得脆硫锑铅矿粗精矿进行精选和扫选作业，精选一添加200g碳酸钠，三分钟后添加500g硫酸锌和500g偏重亚硫酸钠，三分钟后添加30g乙硫氮和5g乙黄药，三分钟后添加20g甲基异丁基甲醇，精选二，精选三和精选四药剂用量与精选一相同；扫选一添加200g碳酸钠，三分钟后添加500g硫酸锌和500g偏重亚硫酸钠，三分钟后添加30g乙硫氮和10g乙黄药，三分钟后添加20g甲基异丁基甲醇，扫选二添加200g碳酸钠，三分钟后添加300g硫酸锌和300g偏重亚硫酸钠，三分钟后添加15g乙硫氮和5g乙黄药，三分钟后添加20g甲基异丁基甲醇；将浮选脆硫锑铅矿后的尾矿添加石灰调矿浆pH为 13，三分钟后添加600g改性硫酸铜，三分钟后添加600g羧甲基纤维素，三分钟后添加60g乙硫氨酯进行铁闪锌矿浮选，为一次粗选；对所得铁闪锌矿粗精矿进行精选和扫选作业，精选一添加石灰调矿浆pH为13，三分钟后添加500g羧甲基纤维素，精选二，精选三和精选四药剂用量与精选一相同；扫选一添加石灰调矿浆pH为13，三分钟后添加400g改性硫酸铜，三分钟后添加400g羧甲基纤维素，三分钟后添加40g乙硫氨酯，扫选二添加石灰调矿浆pH为13，三分钟后添加200g改性硫酸铜，三分钟后添加200g羧甲基纤维素，三分钟后添加20g乙硫氨酯；将浮选铁闪锌矿时经过四次精选得到的精矿作为铁闪锌矿精矿，此时锌精矿品位为 40.23％，回收率为76.57％；将浮选脆硫锑铅矿时经过四次精选得到的精矿和浮选铁闪锌矿时得到的尾矿混合后作为脆硫锑铅矿精矿，此时铅锑精矿中铅品位为28.21％，回收率为 98.01％，锑品位为29.10％，锑回收率为98.78％，锌品位为2.44％，回收率为23.43％。 |
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