一种铅锌萤石矿的分离方法 |
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申请号 | CN202010680347.0 | 申请日 | 2020-07-15 | 公开(公告)号 | CN111940145A | 公开(公告)日 | 2020-11-17 |
申请人 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所; | 发明人 | 张渊; 邓冰; | ||||
摘要 | 本 发明 涉及铅锌萤石矿浮选技术领域,公开了一种铅锌萤石矿的分离方法,包括以下步骤:S1.磨矿:对所述铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为75~80wt%的入浮矿物;S2.铅矿浮选:从所述入浮矿物中浮选铅矿,得到铅精矿和脱铅 尾矿 ;S3.锌矿浮选:从所述脱铅尾矿中浮选锌矿,得到锌精矿和脱锌尾矿;S4.萤石矿浮选:从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿,得到萤石总精矿和尾矿;本发明所述分离方法使所得萤石总精矿中的CaF2的含量≥98%,同时所得铅精矿中Pb的含量以及所得锌精矿中Zn的含量符合 质量 要求;并且以铅锌矿物基本解离为原则对磨矿细度进行控制,克服了萤石精矿中铅锌含量超标的问题,同时避免了萤石矿物过磨的问题,最大限度的 回收利用 了铅锌萤石资源。 | ||||||
权利要求 | 1.一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,包括以下步骤: |
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说明书全文 | 一种铅锌萤石矿的分离方法技术领域[0001] 本发明涉及铅锌萤石矿浮选技术领域,具体是一种铅锌萤石矿的分离方法。 背景技术[0002] 我国铅锌矿产资源主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区,分布广泛且储量比较丰富。从省际比较来看,云南的铅矿资源储量占全国总储量的17%,位居全国榜首;内蒙古、广东、甘肃、江西、湖南、四川、陕西次之,其资源储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南最多,占全国的25.68%;甘肃和内蒙古次之,占全国的20%以上;其他如内蒙古、甘肃、广西、湖南、广东、四川、河北等省(区)的锌矿资源储量也较丰富,均在400万吨以上。 [0003] 我国铅锌矿的资源特点以及开发利用的总体条件是:大中型矿多,特大型矿较少,在已发现的矿产地中,大中型矿床占有的铅和锌储量分别达72%和88%;矿石中铅少锌多,铅锌比约为l:2.6,而国外为1:1.2;贫矿多,富矿少,易选,矿山中铅锌的品位之和多在5%~10%之间,品位之和大于10%的矿石仅占总储量的15%,而国外矿山品位一般都比较高,铅锌的品位之和大都在10%以上;硫化矿占绝大多数,90%的储量为原生硫化矿矿石,只有云南的兰坪、会泽,广西的泗顶,辽宁的紫河和陕西的铅峒山等少数几个氧化铅锌矿床。 [0004] 我国铅锌矿石类型复杂,共伴生组分多达50余种,其中主要有铜、银、金、锡、锑、镉、铋、镓、铟、锗、汞、硫、萤石及分散元素等,具有极大的综合利用价值,但同时也给我国选冶生产增加了一定的难度。铅锌矿中的一些共生组分,如Cu、S、Sn、Bi、Mo、CaF2等,在选矿过程中可以分离出单独的精矿产品,而其他元素一般都在选矿时进入铅或锌精矿,在冶炼过程中回收。 [0005] 从实际情况看,我国绝大多数铅锌矿山资源综合利用工作已开展,但仍然存在发展不平衡的问题。多次调查的结果都表明,铅锌矿山伴生银的选矿回收率较高,达58%~75%,伴生银和伴生金的冶炼回收率达到了95%以上。但是,开展资源综合利用的科研工作深度、广度不够,多数矿山对资源的综合回收,还没有形成系统的科学管理体系,缺乏从矿物原料到加工利用各环节的综合利用研究。 [0007] 铅锌萤石矿中是铅锌矿与萤石矿等几种矿物共生,由于矿石中方铅矿和萤石矿均性碎容易泥化,而选矿过程中的磨矿又是以铅锌矿是否单体解离为依据进行磨矿,因此在该过程中有可能导致萤石矿过磨,从而影响萤石精矿的品位和回收率。 [0008] 因此,我们亟需一种既能让铅锌矿的解离达到选别分离,又能够提高所得萤石精矿的品位和回收率,从而使所得萤石精矿的选矿指标最佳的铅锌萤石矿的分离方法。 发明内容[0009] 本发明的目的在于克服现有技术的不足,提供一种铅锌萤石矿的分离方法,以至少达到既能让铅锌矿的解离达到选别分离,又能够提高所得萤石精矿的品位和回收率,从而使所得萤石精矿的选矿指标最佳的效果。 [0010] 本发明的目的是通过以下技术方案来实现的:一种铅锌萤石矿的分离方法,包括以下步骤: [0011] S1.磨矿:对所述铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为75~80wt%的入浮矿物; [0012] S2.铅矿浮选:从所述入浮矿物中浮选铅矿,得到铅精矿和脱铅尾矿; [0013] S3.锌矿浮选:从所述脱铅尾矿中浮选锌矿,得到锌精矿和脱锌尾矿; [0014] S4.萤石矿浮选:从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿,得到萤石总精矿和尾矿。 [0015] 进一步的,S2中,所述浮选铅矿包括铅粗选、铅扫选和铅精选; [0016] 优选的,所述铅粗选,是向所述入浮矿物中加入粗选药剂Ⅰ,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿; [0017] 所述铅扫选,是向所述铅粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅰ,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,所述铅扫选中矿返回前一作业; [0018] 所述铅精选,是向所述铅粗精矿中加入精选药剂Ⅰ,进行精选,精选次数≥3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的所述铅精选中矿顺序返回前一作业。 [0019] 进一步的,所述粗选药剂Ⅰ和所述扫选药剂Ⅰ均包括抑制剂、捕收剂和起泡剂,所述精选药剂Ⅰ包括抑制剂; [0020] 优选的,所述抑制剂包括硫酸锌和亚硫酸钠,所述捕收剂包括丁基黄药,所述起泡剂包括2号油。 [0021] 进一步的,所述粗选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为:硫酸锌1400~1600g/t·原矿、亚硫酸钠700~900g/t·原矿、丁基黄药200~250g/t·原矿和2号油80~100g/t·原矿; [0022] 所述扫选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为:硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿; [0023] 所述精选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为:第一次精选时,加入硫酸锌500g/t·原矿和亚硫酸钠300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上次的基础上减半。 [0024] 进一步的,S3中,所述浮选锌矿包括锌粗选、锌扫选和锌精选; [0025] 优选的,所述锌粗选,是向所述脱铅尾矿中加入粗选药剂Ⅱ,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿; [0026] 所述锌扫选,是向所述锌粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅱ,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,所述锌扫选中矿返回前一作业; [0027] 所述锌精选,是对所述锌粗精矿进行精选,精选次数≥4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的所述锌精选中矿顺序返回前一作业。 [0028] 进一步的,所述粗选药剂Ⅱ包括活化剂、捕收剂和起泡剂;所述扫选药剂Ⅱ包括捕收剂和起泡剂; [0029] 优选的,所述活化剂包括硫酸铜,所述捕收剂包括丁基黄药,所述起泡剂包括2号油。 [0030] 进一步的,所述粗选药剂Ⅱ中各组分的用量具体为:硫酸铜700~800g/t·原矿、丁基黄药100~150g/t·原矿和2号油60~70g/t·原矿; [0031] 所述扫选药剂Ⅱ中各组分的用量具体为:丁基黄药70~80g/t·原矿和2号油20~30g/t·原矿。 [0032] 进一步的,S4中,所述浮选萤石矿包括萤石粗选、萤石扫选和萤石精选; [0033] 优选的,所述萤石粗选,是向所述脱锌尾矿中加入粗选药剂Ⅲ,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿; [0034] 所述萤石扫选,是向所述萤石粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅲ,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,所述萤石扫选中矿返回前一作业; [0035] 所述萤石精选,是向所述萤石粗精矿中加入精选药剂Ⅲ,进行精选,精选次数≥6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的所述萤石精选中矿合并进行扫选和精选,精选次数≥2,得到萤石次精矿;将所述萤石精矿与萤石次精矿合并,得到所述萤石总精矿。 [0036] 进一步的,所述所述粗选药剂Ⅲ包括分散剂和捕收剂,所述扫选药剂Ⅲ包括捕收剂,所述精选药剂Ⅲ包括分散剂; [0038] 进一步的,所述粗选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为:硅酸钠1000~1500g/t·原矿和油酸钠200~260g/t·原矿; [0039] 所述扫选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为:油酸钠80~150g/t·原矿; [0040] 所述精选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为:硅酸钠200~300g/t·原矿。 [0041] 进一步的,所述铅精矿中Pb的重量百分比≥55%。 [0042] 进一步的,所述锌精矿中Zn的重量百分比≥50%。 [0043] 进一步的,所述萤石总精矿中CaF2的重量百分比≥98%。 [0044] 值得注意的是,本发明通过创造性地对分离方法中的浮选顺序、药剂选择以及条件参数进行优化,以铅锌矿物基本解离为原则对所述铅锌萤石矿的磨矿细度进行控制,同时借助对浮选顺序以及各浮选药剂的限定所起到的协同作用,达到了既能让铅锌矿的解离达到选别分离,又能够提高所得萤石总精矿的品位和回收率的效果。 [0045] 应当理解的是,尽管现有技术中已经存在对铅锌萤石矿进行分离的方法,但本发明中所述分离方法所达到的效果远远优于现有技术。具体来说,现有技术中对铅锌萤石矿的分离大多药剂成分复杂、用量大且步骤繁多,例如萤石的精选次数为至少8次,才能使其中CaF2的含量达到97%;而根据本发明的实施例记载,所得萤石总精矿中CaF2的含量≥98%,但此时所述萤石精选的次数仅仅为6次,由此可知,本发明在减少了药剂成分和分离步骤的情况下,却提高了所述萤石总精矿中CaF2的含量。因此,现有技术对于本发明不存在借鉴作用。 [0046] 本发明的有益效果是: [0049] 图1为本发明所述分离方法的流程示意图。 具体实施方式[0050] 下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案,但本发明的保护范围不局限于以下所述。 [0051] 以下实施例1~3所用铅锌萤石矿成分按质量分数为:1.96%Pb、3.02%Zn、44.55%SiO2、6.14%Al2O3、19.30%CaF2、0.97%MgO、2.10%S、0.18%Na2O、2.20%K2O、 0.01%Cu、0.18%BaSO4、0.022%Cd、0.048%P、1.98%TFe、0.0025%As、0.1g/tAu、65.2g/tAg。 [0052] 实施例1 [0053] 一种铅锌萤石矿的分离方法,如图1所示,包括以下步骤: [0054] S1.磨矿:对铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为75wt%的入浮矿物; [0055] S2.铅矿浮选,具体包括以下步骤: [0056] 1)铅粗选:向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药200g/t·原矿和2号油80g/t·原矿,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿; [0057] 2)铅扫选:向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,其中的铅扫选中矿返回前一作业; [0058] 3)铅精选:向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠,进行精选,精选次数=3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业;其中,第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿,亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半; [0059] S3.锌矿浮选,具体包括以下步骤: [0060] 1)锌粗选:向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油60g/t·原矿,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿; [0061] 2)锌扫选:向锌粗选尾矿中加入丁基黄药80g/t·原矿和2号油20g/t·原矿,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,其中的锌扫选中矿返回前一作业; [0062] 3)锌精选:对锌粗精矿进行精选,精选次数=4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业; [0063] S4.萤石矿浮选,具体包括以下步骤: [0064] 1)萤石粗选:向脱锌尾矿中加入硅酸钠1000g/t·原矿和油酸钠200g/t·原矿,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿; [0065] 2)萤石扫选:向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,其中的萤石扫选中矿返回前一作业; [0066] 3)萤石精选:向萤石粗精矿中加入硅酸钠,进行精选,精选次数=6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选,精选次数=2,得到萤石次精矿;将萤石精矿与萤石次精矿合并,得到萤石总精矿;其中,每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。 [0067] 结果显示:铅精矿中Pb的含量为59.66%,Pb的回收率为82.68%; [0068] 锌精矿中Zn的含量为58.93%,Zn的回收率为76.65%; [0069] 萤石总精矿中CaF2的含量为98.26%,CaF2的回收率为61.44%。 [0070] 实施例2 [0071] 一种铅锌萤石矿的分离方法,如图1所示,包括以下步骤: [0072] S1.磨矿:对铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为78wt%的入浮矿物; [0073] S2.铅矿浮选,具体包括以下步骤: [0074] 1)铅粗选:向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药220g/t·原矿和2号油100g/t·原矿,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿; [0075] 2)铅扫选:向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,其中的铅扫选中矿返回前一作业; [0076] 3)铅精选:向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠,进行精选,精选次数=3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业;其中,第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿,亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半; [0077] S3.锌矿浮选,具体包括以下步骤: [0078] 1)锌粗选:向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油70g/t·原矿,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿; [0079] 2)锌扫选:向锌粗选尾矿中加入丁基黄药70g/t·原矿和2号油20g/t·原矿,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,其中的锌扫选中矿返回前一作业; [0080] 3)锌精选:对锌粗精矿进行精选,精选次数=4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业; [0081] S4.萤石矿浮选,具体包括以下步骤: [0082] 1)萤石粗选:向脱锌尾矿中加入硅酸钠1200g/t·原矿和油酸钠230g/t·原矿,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿; [0083] 2)萤石扫选:向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,其中的萤石扫选中矿返回前一作业; [0084] 3)萤石精选:向萤石粗精矿中加入硅酸钠,进行精选,精选次数=6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选,精选次数=2,得到萤石次精矿;将萤石精矿与萤石次精矿合并,得到萤石总精矿;其中,每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。 [0085] 结果显示:铅精矿中Pb的含量为61.23%,Pb的回收率为80.34%; [0086] 锌精矿中Zn的含量为59.83%,Zn的回收率为75.62%; [0087] 萤石总精矿中CaF2的含量为98.36%,CaF2的回收率为59.35%。 [0088] 实施例3 [0089] 一种铅锌萤石矿的分离方法,如图1所示,包括以下步骤: [0090] S1.磨矿:对铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为80wt%的入浮矿物; [0091] S2.铅矿浮选,具体包括以下步骤: [0092] 1)铅粗选:向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药250g/t·原矿和2号油100g/t·原矿,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿; [0093] 2)铅扫选:向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,其中的铅扫选中矿返回前一作业; [0094] 3)铅精选:向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠,进行精选,精选次数=3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业;其中,第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿,亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半; [0095] S3.锌矿浮选,具体包括以下步骤: [0096] 1)锌粗选:向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油70g/t·原矿,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿; [0097] 2)锌扫选:向锌粗选尾矿中加入丁基黄药70g/t·原矿和2号油20g/t·原矿,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,其中的锌扫选中矿返回前一作业; [0098] 3)锌精选:对锌粗精矿进行精选,精选次数=4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业; [0099] S4.萤石矿浮选,具体包括以下步骤: [0100] 1)萤石粗选:向脱锌尾矿中加入硅酸钠1500g/t·原矿和油酸钠260g/t·原矿,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿; [0101] 2)萤石扫选:向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,其中的萤石扫选中矿返回前一作业; [0102] 3)萤石精选:向萤石粗精矿中加入硅酸钠,进行精选,精选次数=6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选,精选次数=2,得到萤石次精矿;将萤石精矿与萤石次精矿合并,得到萤石总精矿;其中,每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。 [0103] 结果显示:铅精矿中Pb的含量为57.67%,Pb的回收率为84.59%; [0104] 锌精矿中Zn的含量为56.37%,Zn的回收率为76.87%; [0105] 萤石总精矿中CaF2的含量为98.03%,CaF2的回收率为57.32%。 |