一种从高品位硫精矿去除杂质的方法 |
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| 申请号 | CN202010382220.0 | 申请日 | 2020-05-08 | 公开(公告)号 | CN111530622B | 公开(公告)日 | 2022-03-22 |
| 申请人 | 江西理工大学; 西北矿冶研究院; | 发明人 | 李国栋; 邱廷省; 邱树敏; 李晓波; 严华山; 邱仙辉; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于硫精矿杂质处理技术领域，公开了一种从高品位硫精矿去除杂质的方法，将硫精矿磨矿至一定细度的条件下，利用摇床进行重选作业，得到重选硫精矿和重选 尾矿 ；重选尾矿浓密至一定浓度后，添加QY药剂对黄 铁 矿进行抑制，然后添加 硫酸 铜 作为活化剂以及适宜的硫化矿捕收剂进行两次粗选作业，即可得到铜铅锌精矿和尾矿，将该流程的重选精矿和浮选尾矿合并后则为高 质量 的硫精矿。本发明重选部分无需添加任何药剂，且在重选作业过程中，一部分质量较好的硫精矿优先从流程中产出，有效的降低了浮选作业的负荷，降低生产成本，另外可根据实际的 矿石 性质对重选作业产出硫精矿的产率适当调整，流程适应性强。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从高品位硫精矿去除杂质的方法，其特征在于，所述从高品位硫精矿去除杂质的方法包括： |
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| 说明书全文 | 一种从高品位硫精矿去除杂质的方法技术领域[0001] 本发明属于硫精矿杂质处理技术领域，尤其涉及一种从高品位硫精矿去除杂质的方法。 背景技术[0002] 目前，硫精矿主要用于生产硫酸等工业生产，硫精矿品位一般为30％‑50％，品位在38％以上的硫精矿为一级品，视为高品位硫精，而高质量的硫精矿是指硫品位大于47％、铜品位小于0.10％、铅锌总品位小于0.30％的产品。硫精矿氧化焙烧，硫生成SO2用于制硫酸，剩下的烧渣是铁的氧化产物Fe2O3和Fe3O4，含铁量较高，可用于炼铁，实现了硫和铁的双重利用。高质量的硫精矿中含量品位不低于47％时，氧化焙烧后的渣中含铁可达65％，但其作为铁精矿进行销售时，其中的铜铅锌等杂质金属元素含量的都要求不高于0.2％，这就要求高品位硫精矿中铜铅锌杂质含量要很低，才可实现焙烧后烧渣中杂质的含量要求。 [0003] 目前，现有的高品质的硫精矿大多数是由铜硫矿、铅锌硫矿、铜铅锌硫矿中经过选矿产出，因此此类矿物加工产出的硫精矿虽然硫品位大于47％，但硫精矿中铜、铅、锌杂质的含量都远高于高质量硫精矿生产要求，将高品位硫精矿进行再次加工，应用矿物加工工程技术方法，有效的降低高品位硫精矿中铜铅锌杂质的含量，达到高质量硫精矿产品的标准，一方面提高硫精矿的销售价值，另一方面也为焙烧制酸后的烧渣作为合格的铁精矿再次销售提供有力保障，实现资源的最大化合理利用。 [0004] 从目前现阶段看，目前的研究主要集中如何获得高品位的硫精矿，对去除高品位硫精矿中杂质(铜、铅、锌为主)得到高质量的硫精矿研究则相对较少，例如公开号为CN102357422A的发明专利采用硫品位15～36％硫铁矿为原料，利用异步浮选最终得到高品位的硫精矿，该专利中公开的选矿工艺流程短，硫酸用量少，生产成本低，能耗低，所得硫精矿含硫品位＞48％，尾矿含硫量低，有利于尾矿的综合利用。公开号为CN110064519A的发明专利也是应用浮选工艺从浮选锌的尾矿中回收硫精矿，以硫酸、SA活化剂、硫酸铜活化，然后添加捕收剂进行粗选和精选工艺后最终获得高品位的硫精矿，从以上研究可看出，在获得硫精矿的过程中都是关注硫精矿的品位，而对硫精矿中铜铅锌的品位则不做过多的研究。公开号为CN110064519A的发明专利CN106269290B则公开以中利用浮选工艺去除高品位硫精矿中铜铅锌杂质的方法，此方法通过调整矿浆的pH值后，添加采用氨基苯酚类抑制剂来抑制黄铁矿，然后再添加硫化矿捕收剂，来浮选回收铜铅锌矿物，经过一个一次粗选和三次精选的工艺流程可得到一个铜铅锌的混合精矿以及一个硫精矿产品，抑制黄铁矿浮选铜铅锌矿物来去除铜铅锌杂质后获得高质量的硫精矿，但就目前的研究来看，浮选药剂较为复杂，成本略高，且浮选工艺较为单一，对难处理硫精矿的适应性较差。 [0005] 现有的技术方案，都是通过矿物加工手段从各种硫化矿中获得可销售或高品位的硫精矿，对其获得产品仅作为合格硫精矿销售处理，而没有考虑如何在提高硫品位的基础上，有效的降低铜铅锌杂质的含量，最终获得高质量的硫精矿，在最大化硫精矿资源价值的同时也可实现制酸烧渣的二次资源化利用，因此开发针对从高品位硫精矿中去除铜铅锌杂质的选矿技术具有重要的实际意义。 [0006] 通过上述分析，现有技术存在的问题及缺陷为：(1)现有的技术方案，都是通过矿物加工手段从各种硫化矿中获得可销售或高品位的硫精矿，对其获得产品仅作为合格硫精矿销售处理，而没有考虑如何在提高硫品位的基础上，有效的降低铜铅锌杂质的含量，最终获得高质量的硫精矿，而且在最大化硫精矿资源价值的同时实现制酸烧渣的二次资源化利用。 [0007] (2)现有技术中，浮选药剂种类繁多，浮选流程复杂，工业应用成本高。 [0008] (3)从目前的硫精矿去除铜铅锌杂质的方法来看，主要以浮选工艺为主，高品位硫精矿矿由于其矿石性质的差异，黄铁矿与铜铅锌矿物的嵌布粒度度、赋存形式等原因，硫精矿中各矿物的可浮性差异不同，单一浮选工艺对不同矿石性质的硫精矿适应性较差，因此对某些高品位硫精矿出去除铜铅锌的杂质效果较差。 [0009] 解决以上问题及缺陷的难度为：(1)高品位硫精矿中黄铁矿与铜铅锌矿物的嵌布关系，影响杂质的去除效率。在某些高品位硫精矿中，黄铁矿与铜铅锌矿物连生在一起，在浮选作业的过程中，会添加剂抑制剂对黄铁矿进行强烈的抑制，使其在浮选过程中不上浮而留在槽底，在这种情况下，部分与黄铁矿连生的铜铅锌矿物也无法上浮，从而不能降低硫精矿中铜铅锌的含量，因此，在去除铜铅锌杂质时，高品位的硫精矿必须经过磨矿作业，强化黄铁矿与铜铅锌矿物的解离度，为后继的选矿过程提供有利的条件。(2)从目前的研究结果来看，浮选作业是最有效的去除硫精矿中铜铅锌杂质方法之一，其本质是利用在不同的药剂条件下，矿物可浮性差异来实现浮选分离回收的，其他选矿方法很难达到浮选的处理效果，但浮选作业在针对某些难处理的硫精矿时，为了强化去除杂质的效果则会繁化浮选工艺流程、增加药剂用量等措施，这类措施则会增加选矿成本，但浮选对杂质去除的优越性又很难被其他选矿方法替代，因此可考虑在应用浮选工艺去除铜铅锌杂质时，使用其他低生产成本的方法优先回收一部分高质量的硫精矿，剩余的硫精矿则再次应用浮选工艺来处理，如此，可有效的减少浮选作业的负荷，即可节省浮选作业的生产成本，又兼顾浮选作业带来优越效果。 [0010] 本发明中则利用高品位硫精矿中黄铁矿自身比重较大，而铜铅锌矿物的比重相对较小，在相同粒度的情况下黄铁矿比重远大于铜铅锌矿物的比重，利用这一矿石性质特点在保证矿物解离度前提条件下，利用重选优先回收一部分粒度较粗的黄铁矿(重选获得的高质量硫精矿)，粒度较细的黄铁矿与铜铅锌矿物则共同进入重选尾矿后再应用浮选工艺进行浮选作业。采用重选优先回收部分的高质量硫精矿，一方面可减轻浮选作业的处理量的负荷，且根据矿石性质和生产指标调整重选作业和浮选作业的产品产率；另一方面，重选作业成本较低，而进入浮选作业的处理量又可减量化，因此可有效地降低整个工艺流程生产成本。 [0011] 解决以上问题及缺陷的意义为：高品位的硫精矿在生产中很容易得到，虽可作为产品销售，但其经济价值较低，且经过制酸焙烧后的烧渣杂质含量较高，无法作为铁精矿销售，不能实现资源的二次利用，造成资源浪费。将工业产品提高品级，作为高经济价值的产品进行销售，而产品作为资源化再生循环的高新技术已成为国内外的研究热点，本发明提供了一种从高品位硫精矿去除杂质的方法，应用摇床重选和浮选的联合工艺流程，不但有效的解决了高品位硫精矿除去铜铅锌杂质的问题，增加了硫精矿产品经济价值，而且解决了硫精矿制酸烧渣无法作为合格铁精矿进行销售的问题，达到了资源综合利用的目的，有效的提高了企业的经济效益，实现了企业的可持续发展。 发明内容[0012] 为了解决现有技术存在的问题，本发明提供了一种从高品位硫精矿去除杂质的方法。硫精矿：主要组成为黄铁矿，分子式为Fe2S3,含硫理论品位为53.3％，俗称硫铁精矿，主要用于硫酸的生产，硫精矿获得都是以硫化矿开采加工过程中产出的，硫精矿生产销售时要求硫品位不低于28％。 [0013] 本发明是这样实现的，一种从高品位硫精矿去除杂质的方法，包括： [0014] 步骤一，将分级后的溢流矿浆给入摇床后进行重选作业，得到重选硫精矿和重选尾矿； [0015] 步骤二，将摇床重选尾矿进行浓密作业，得到溢流水和浓密机底流，溢流水则返回进行磨矿作业，底流则给入浮选流程； [0016] 步骤三，底流进入浮选流程后，与浮选药剂反应后进入浮选槽进行第一次粗选的浮选作业，得到一次粗选精矿和粗选尾矿，所述一次粗选尾矿与药剂反应后进行第二次粗选作业，得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿(硫精矿)；所述一次粗选精矿和二次粗选精矿合并后为铜铅锌混合精矿，二次粗选尾矿(硫精矿)与步骤一重选硫精矿合并后获得最终的硫精矿。 [0017] 进一步，所述步骤一进行前，还需进行：磨矿分级，将硫精矿加入湿式球磨机中进行磨矿后再利用水利旋流器或者螺旋分级机进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，所述沉砂返回球磨机再磨，溢流矿浆则给入摇床进行重选作业。 [0018] 进一步，所述磨矿分级步骤中，磨矿浓度为60‑80％，分级溢流矿浆浓度为25‑30％，分级细度小于0.074mm的颗粒含量为80‑85％。 [0019] 进一步，所述步骤一中摇床重选的作业参数设定范围为：横向坡度为5°、冲程为15‑20mm、冲次280‑320次/min、冲洗水量为1.0‑1.4t/h。 [0020] 进一步，所述重选尾矿进入浓密机进行浓密后要求底流浓度30％‑35％。 [0021] 进一步，步骤三底流进入浮选流程后，与浮选药剂反应后进入浮选槽进行第一次粗选的浮选作业包括：底流进入浮选流程后，依次通过1号、2号、3号三个搅拌桶添加的药剂，底流进入浮选流程后，依次通过1号、2号、3号三个搅拌桶添加的药剂，所述药剂分别为QH添加在1号搅拌桶、硫酸铜添加在2号搅拌桶、硫化矿捕收剂和起泡剂添加在3号搅拌桶，其中QH用量为600‑400g/t，硫酸铜用量为0‑60g/t，硫化矿捕收剂为30‑50g/t，起泡剂用量为0‑30g/t； [0022] 所述一次粗选尾矿与药剂反应后进行第二次粗选作业包括：所述一次粗选尾矿通过4号搅拌桶与药剂反应后进行第二次粗选作业，4号搅拌桶添加的药剂为硫化矿捕收剂10‑20g/t。； [0023] 进一步，步骤三中，铜铅锌混和精矿单独处理。 [0024] 本发明的另一目的在于提供一种利用从高品位硫精矿去除杂质的方法制备铁精矿。 [0025] 结合上述的所有技术方案，本发明所具备的优点及积极效果为：本发明针对含硫38‑50％的硫精矿，依据硫精矿中黄铁矿、以及含铜铅锌矿物的比重以及可浮性等矿石矿石性质特点，提出了一种可有效去除铜铅锌杂质的重‑浮联合技术方案：将硫精矿磨矿至一定细度的条件下，利用摇床进行重选作业，得到重选硫精矿和尾矿；重选尾矿浓密至一定浓度后，添加QY药剂对黄铁矿进行抑制，然后添加硫酸铜作为活化剂以及适宜的硫化矿捕收剂进行两次粗选作业，即可得到铜铅锌精矿和尾矿，其中尾矿即为硫精矿，将该流程的重选精矿和浮选尾矿合并后则为高质量的硫精矿。该流程药剂制度简单，其中重选部分无需添加任何药剂，生产成本较低，且在重选作业过程中，一部分质量较好的硫精矿优先从流程中产出，有效的降低了浮选作业的负荷，采用重选优先回收部分的高质量硫精矿，一方面可减轻浮选作业的处理量的负荷，且根据矿石性质和生产指标调整重选作业和浮选作业的产品产率；另一方面，重选作业成本较低，而进入浮选作业的处理量又减量化，则可减少药剂用量，简化浮选流程，因此可有效地较低整个工艺流程生产成本。另外，可根据实际的矿石性质对重选作业产出硫精矿的产率适当调整，对不同矿石性质的高品位硫精矿有较强的流程适应性。 [0026] 结合实验或试验数据和现有技术对比得到的效果和优点：本发明对某高品位硫精矿具体实施工艺见图2，试验指标见表1。 [0027] 表1应用本专利方法对某高品位硫精矿除杂(铜铅锌)的试验结果％ [0028] [0029] 从表1的试验结果可知，应用本专利方法可以得到一个硫品位为49.57％，铜、铅、锌品位分别为0.08％、0.12％、0.10％的重选硫精矿和一个硫品位为48.66％，铜、铅、锌品位分别为0.03％、0.03％、0.08％的浮选硫精矿，将二者合并后最终可得到一个含硫48.97％，铜、铅、锌品位分别为0.05％、0.06％、0.09％的高品质硫精矿。试验结果表明，应用本专利方法完全可实现最终得到高品质硫精矿的指标，并且重选作业精矿产率为 32.82％，说明进入浮选作业的物料仅为全部物料的67.18％，为浮选作业减少了超过30％的负荷，减少浮选作业的负荷则可有效的减少浮选过程中浮选药剂的添加量、设备能耗以及流程结构简化等，从根本上降低生产成本，实现降本增效。 [0030] 针对从窑渣中回收银的现有技术存在的问题，本发明提供了一种从高品位硫精矿去除杂质的方法。与常见的硫精矿除杂工艺相比，本发明新工艺还具有以下优势： [0031] (1)工艺流程简单本专利使用的工艺流程仅为磨矿、重选和浮选选三个步骤，工艺流程简单，操作简便，设备投入成本较低，人员配置较少，药剂消耗量少等。 [0032] (2)工艺流程适应性强本专利可针对不同矿石性质的高品位硫精矿进行去除铜铅锌杂质处理，保证矿物解离度前提条件下，利用重选优先回收一部分粒度较粗的黄铁矿(重选获得的高质量硫精矿)，粒度较细的黄铁矿与铜铅锌矿物则共同进入重选尾矿后再应用浮选工艺进行浮选作业。根据不同原料中黄铁矿的粒度以及与杂质矿物的解离度和生产指标，可调整重选作业和浮选作业的产品产率，对不同矿石性质的硫精矿有较强的适应性。 [0034] 为了更清楚地说明本申请实施例的技术方案，下面将对本申请实施例中所需要使用的附图做简单的介绍，显而易见地，下面所描述的附图仅仅是本申请的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，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的附图。 [0035] 图1是本发明实施例提供的从高品位硫精矿去除杂质的方法流程图。 [0036] 图2是本发明实施例提供的从高品位硫精矿去除杂质的工艺流程图。 具体实施方式[0037] 为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。 [0038] 现有技术中，浮选药剂较为复杂，成本高，且浮选工艺较为单一，对难处理硫精矿的适应性较差。 [0039] 现有的技术方案，都是通过矿物加工手段从各种硫化矿中获得可销售或高品位的硫精矿，对其获得产品仅作为合格硫精矿销售处理，而没有考虑如何在提高硫品位的基础上，有效的降低铜铅锌杂质的含量，最终获得高质量的硫精矿，而且不能在最大化硫精矿资源价值的同时实现制酸烧渣的二次资源化利用。 [0040] 针对现有技术存在的问题，本发明提供了一种从高品位硫精矿去除杂质的方法，下面结合附图对本发明作详细的描述。 [0041] 如图1所示，本发明实施例提供的从高品位硫精矿去除杂质的方法经过重选和浮选工艺的联合作业，得到的硫精矿为高质量的精矿产品，为硫精矿的高附加值销售及后继的制酸烧渣作为铁精矿销售提供质量保证。 [0042] 具体包括： [0043] S101，磨矿分级，将硫精矿加入湿式球磨机中进行磨矿后再利用水利旋流器或者螺旋分级机进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中沉砂返回球磨机再磨，溢流矿浆则给入摇床进行重选作业。 [0044] S102，摇床重选，将摇床设定一定的重选作业参数后，将分级后的溢流矿浆给入摇床后进行重选作业，得到重选硫精矿和重选尾矿两个产品。 [0045] S103，浓密作业，将摇床重选尾矿给入浓密机进行浓密作业，得到溢流水和浓密机底流，溢流水则返回球磨机进行磨矿作业，浓密机底流则给入浮选流程。 [0046] S104，浮选作业，浓密机底流进入浮选流程后，依次通过1号、2号、3号三个搅拌桶与浮选药剂反应后进入浮选槽进行第一次粗选的浮选作业，得到一次粗选精矿和粗选尾矿，一次粗选尾矿再加入4号搅拌桶与药剂反应后进行第二次粗选作业，得到二次粗选精矿和尾矿(硫精矿)，其中一次粗选精矿和二次粗选精矿合并后为铜铅锌混合精矿，二次粗选尾矿(硫精矿)与重选硫精矿合并后获得最终的高质量硫精矿，铜铅锌混和精矿则单独处理。 [0047] 步骤S101中磨矿浓度为60‑80％，分级溢流矿浆浓度为25‑30％，分级细度要求小于0.074mm的颗粒含量为80‑85％。 [0048] 所述步骤S102中摇床重选的作业参数设定范围应在：横向坡度为5°、冲程为15‑20mm、冲次280‑320次/min、冲洗水量为1.0‑1.4t/h。 [0049] 步骤S103中重选尾矿在浓密作业后要求浓密机底流浓度在30％‑35％。 [0050] 步骤S104中1号、2号、3号三个搅拌桶添加的药剂分别为QH、硫酸铜和硫化矿捕收剂与起泡剂，4号搅拌桶中添加的药剂也为硫化矿捕收剂。 [0051] 如图2所示，本发明提供一种从高品位硫精矿去除杂质的工艺流程。 [0052] 下面结合具体实施例对本发明作进一步描述。 [0053] 实施例1 [0054] 1.高品位硫精矿磨矿分级：取某高品位硫精矿，将高品位硫精矿加入湿式球磨机中以80％的磨矿浓度进行磨矿，磨矿完成后应用水利旋流器进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中溢流的浓度为30％，细度为‑0.074mm占有率为80％，分级后的返砂返回球磨机再磨，溢流矿浆则给入摇床中进行重选作业。 [0055] 2.摇床重选工艺：将摇床设定重选作业参数为横向坡度为5°、冲程为20mm、冲次280次/min、冲洗水量为1.0t/h，将步骤(1)溢流后的矿浆给入摇床进行重选作业，得到摇床重选硫精矿和重选尾矿两个产品，其中重选尾矿进入浓密机进行浓密作业。 [0057] 4.浮选工艺：底流进入浮选流程后，与浮选药剂反应后进入浮选槽进行第一次粗选的浮选作业包括：底流进入浮选流程后，依次通过1号、2号、3号三个搅拌桶添加的药剂，所述药剂分别为QH添加在1号搅拌桶、硫酸铜添加在2号搅拌桶、硫化矿捕收剂和起泡剂添加在3号搅拌桶，其中硫酸铜用量为0g/t，QH用量为600g/t，硫化矿捕收剂丁铵黑药用量为50g/t，起泡剂用量为0g/t；一次粗选尾矿通过4号搅拌桶与药剂反应后进行第二次粗选作业，4号搅拌桶添加的药剂为硫化矿捕收剂丁铵黑药用量10g/t，浮选作业完成后可得到铜铅锌混合精矿和尾矿。 [0058] 5.高品质硫精矿：将重选作业得到重选硫精矿和浮选尾矿合并后即为最终的高品质硫精矿，铜铅锌混合精矿则进行单独处理。生产指标见表2。 [0059] 表2实施案例1生产指标 ％ [0060] [0061] 实施例2 [0062] 1.高品位硫精矿磨矿分级：取锡铁山高品位硫精矿，将高品位硫精矿加入湿式球磨机中以60％的磨矿浓度进行磨矿，磨矿完成后应用水力旋流器进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中溢流的浓度为25％，细度为‑0.074mm占有率为85％，分级后的返砂返回球磨机再磨，溢流矿浆则给入摇床中进行重选作业。 [0063] 2.摇床重选工艺：将摇床设定重选作业参数为横向坡度为5°、冲程为15mm、冲次320次/min、冲洗水量为1.4t/h，将步骤(1)溢流后的矿浆给入摇床进行重选作业，得到摇床重选硫精矿和重选尾矿两个产品，其中重选尾矿进入浓密机进行浓密作业。 [0064] 3.重选尾矿浓密：将摇床重选尾矿给入浓密机进行浓密作业，得到溢流水和浓密机底流，溢流水则返回球磨机进行磨矿作业，浓密机底流则给入浮选流程，其中底流浓度为30％。 [0065] 4.浮选工艺：底流进入浮选流程后，与浮选药剂反应后进入浮选槽进行第一次粗选的浮选作业包括：底流进入浮选流程后，依次通过1号、2号、3号三个搅拌桶添加的药剂，所述药剂分别为QH添加在1号搅拌桶、硫酸铜添加在2号搅拌桶、硫化矿捕收剂和起泡剂添加在3号搅拌桶，其中硫酸铜用量为60g/t，QH用量为400g/t，硫化矿捕收剂丁基黄药用量为30g/t，起泡剂用量为30g/t；一次粗选尾矿通过4号搅拌桶与药剂反应后进行第二次粗选作业，4号搅拌桶添加的药剂为硫化矿捕收剂丁铵黑药用量20g/t，浮选作业完成后可得到铜铅锌混合精矿和尾矿。 [0066] 5.高品质硫精矿：将重选作业得到重选硫精矿和浮选尾矿合并后即为最终的高品质硫精矿，铜铅锌混合精矿则进行单独处理。生产指标见表3。 [0067] 表3实施案例2生产指标 ％ [0068] [0069] 实施例3 [0070] 1.高品位硫精矿磨矿分级：取某花牛山高品位硫精矿，将高品位硫精矿加入湿式球磨机中以70％的磨矿浓度进行磨矿，磨矿完成后应用螺旋分级机进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中溢流的浓度为30％，细度为‑0.074mm占有率为82％，分级后的返砂返回球磨机再磨，溢流矿浆则给入摇床中进行重选作业。 [0071] 2.摇床重选工艺：将摇床设定重选作业参数为横向坡度为5°、冲程为20mm、冲次290次/min、冲洗水量为1.2t/h，将步骤(1)溢流后的矿浆给入摇床进行重选作业，得到摇床重选硫精矿和重选尾矿两个产品，其中重选尾矿进入浓密机进行浓密作业。 [0072] 3.重选尾矿浓密：将摇床重选尾矿给入浓密机进行浓密作业，得到溢流水和浓密机底流，溢流水则返回球磨机进行磨矿作业，浓密机底流则给入浮选流程，其中底流浓度为33％。 [0073] 4.浮选工艺：底流进入浮选流程后，与浮选药剂反应后进入浮选槽进行第一次粗选的浮选作业包括：底流进入浮选流程后，依次通过1号、2号、3号三个搅拌桶添加的药剂，所述药剂分别为QH添加在1号搅拌桶、硫酸铜添加在2号搅拌桶、硫化矿捕收剂和起泡剂添加在3号搅拌桶，其中硫酸铜用量为60g/t，QH用量为500g/t，硫化矿捕收剂丁基黄药用量为50g/t，起泡剂用量为30g/t；一次粗选尾矿通过4号搅拌桶与药剂反应后进行第二次粗选作业，4号搅拌桶添加的药剂为硫化矿捕收剂丁铵黑药用量20g/t，浮选作业完成后可得到铜铅锌混合精矿和尾矿。 [0074] 5.高品质硫精矿：将重选作业得到重选硫精矿和浮选尾矿合并后即为最终的高品质硫精矿，铜铅锌混合精矿则进行单独处理。生产指标见表4。 [0075] 表4实施案例3生产指标 ％ [0076] [0077] 以上所述，仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，都应涵盖在本发明的保护范围之内。 |
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