一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法 |
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申请号 | CN202310141183.8 | 申请日 | 2023-02-20 | 公开(公告)号 | CN116351572A | 公开(公告)日 | 2023-06-30 |
申请人 | 青海鸿鑫矿业有限公司; | 发明人 | 赵华科; 朱恩领; 李敏; 曹东江; 何爱婷; 刘保; 符谱; 者明; | ||||
摘要 | 本 发明 公开了一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法,包括:一段粗选、三段精选和三段扫选;锌浮选作业包括:一段粗选、三段精选和三段扫选;硫浮选作业包括:一段粗选、一段精选和一段扫选;硫精矿脱锌作业包括:一段粗选、一段精选和一段扫选,一段精选过程中加入 氧 化 钙 ,一段扫选过程中加入锌捕收剂,一段精选后的 尾矿 和一段扫选后的精矿返回至硫精矿脱锌作业的一段粗选中。采用柱机联合的方式提高有用矿物的回收率,浮选柱进行扫选,提高细粒过磨颗粒的回收率;对硫精矿进行脱锌作业,并将脱锌产品返回锌粗选作业,提高了锌矿物的回收率;通过柱机联合配合中矿再磨的方式,提高复了杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿中的铅、锌的回收率。 | ||||||
权利要求 | 1.一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法,包括:铅浮选作业、锌浮选作业、硫浮选作业、硫精矿脱锌作业;其特征在于:所述的铅浮选作业包括:在原矿磨矿后的矿浆中依次添加氧化钙、硫酸锌和黑药进行硫化铅浮选;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选;三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中依次加入黑药;将第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回至一段粗选前的原矿浆中; |
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说明书全文 | 一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域,具体涉及一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法。 背景技术[0002] 复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿中的方铅矿、闪锌矿以及黄铁矿等硫化矿物之间嵌布关系复杂,解离难度高;当方铅矿、闪锌矿作为目的矿物时,自身嵌布粒度极不均匀,对矿物的解离粒度的确定带来很大困难,存在过磨及解离不充分的问题;导致后期产品中金属互含高,分选过程中金属损失大,铅锌回收率低。 [0003] 现有技术中针对高硫含量硫化铅锌矿的选矿工艺包括铅锌硫依次优先浮选、铅浮选‑锌硫混选分离、以及铅锌硫混合浮选再分离等工艺流程;其中针对不均匀嵌布和细粒嵌布的情况,目前采用的工艺技术一般有阶段磨选、中矿再磨等方法,其缺点是微细粒已经解离的硫化矿物以及与黄铁矿紧密连生的硫化锌矿物容易损失。 发明内容[0004] 针对现有技术中的问题,本发明提供了一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法,包括:铅浮选作业、锌浮选作业、硫浮选作业、硫精矿脱锌作业; [0005] 所述的铅浮选作业包括:在原矿磨矿后的矿浆中依次添加氧化钙、硫酸锌和黑药进行硫化铅浮选;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选;采用浮选柱进行扫选,提高细粒过磨颗粒的回收;三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中依次加入黑药;将第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回至一段粗选前的原矿浆中,中矿再磨,进一步提高复了杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿中的铅的回收率; [0006] 所述的锌浮选作业包括:在铅浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆依次添加硫酸铜、石灰和锌捕收剂进行硫化锌浮选;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选;三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中第一段扫选加入硫酸铜和锌捕收剂,第二、三段扫选加入锌捕收剂;第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回铅浮选作业中的一段粗选,中矿再磨,进一步提高复了杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿中的锌的回收率。 [0007] 所述的硫浮选作业包括:在锌浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆中添加硫酸和黄药;然后进行一段粗选、一段精选和一段扫选;一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫浮选作业的一段粗选中。 [0008] 所述的硫精矿脱锌作业包括:对硫浮选作业一段精选后的硫精矿进行再磨作业,再磨过程中添加石灰(氧化钙),对再磨后的矿浆添加硫酸铜和锌捕收剂,进行一段粗选、一段精选和一段扫选,一段精选过程中加入氧化钙,一段扫选过程中加入锌捕收剂,一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫精矿脱锌作业的一段粗选中。 [0009] 优选的,所述的铅浮选作业和锌浮选作业的第三段扫选采用浮选柱进行;采用浮选柱进行扫选,提高细粒过磨颗粒的回收; [0010] 优选的,硫精矿脱锌作业获得的锌产品返回锌粗选作业;硫精矿进行脱锌作业,并将脱锌产品返回锌粗选作业,从而提高锌矿物回收率。 [0011] 优选的,所述的铅浮选作业中,原矿磨矿后的矿浆入选矿石粒度为‑0.074mm占65%~75%,粗选矿浆pH值为8~9,精选作为pH值为9~10;中矿再磨细度为‑0.038mm占70~90%。 [0012] 优选的,所述的锌浮选作业中粗选矿浆pH值为9~10,精选作为pH值为10~11,中矿再磨细度为‑0.038mm占70~90%。 [0013] 优选的,所述的硫浮选作业中粗选矿浆pH值为6.5~7.5,硫精矿脱锌作业中粗选矿浆pH值为大于11,再磨细度为‑0.038mm占70~90%,提高复了杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿中的硫的回收率。 [0014] 优选的,所述的铅浮选作业中,黑药为丁铵黑药、25号黑药、苯胺黑药中的一种或多种;所述的锌浮选作业中的锌捕收剂为乙黄药、乙硫氮以及丁黄药构成组合药剂,比例为5:4:1;,粗选矿浆pH值为6.5~7.5黄药为丁黄药、戊黄药、异戊基黄药中的一种或多种; [0015] 优选的,所述的铅浮选作业中,第三段精选后的尾矿返回至第二段精选,第二段精选后的尾矿返回至第一段精选;第三段扫选后的精矿返回至第二段扫选,第二段扫选后的精矿返回至第一段扫选。 [0016] 优选的,所述的锌浮选作业中,第三段精选后的尾矿返回至第二段精选,第二段精选后的尾矿返回至第一段精选;第三段扫选后的精矿返回至第二段扫选,第二段扫选后的精矿返回至第一段扫选。 [0017] 本发明与现有技术相比,具有以下有益效果: [0018] (1)采用柱机联合的方式提高有用矿物的回收率,采用浮选柱进行扫选,提高细粒过磨颗粒的回收率。 [0019] (2)对硫精矿进行脱锌作业,并将脱锌产品返回锌粗选作业,避免了锌矿物与黄铁矿的连生损失,提高了锌矿物的回收率。 [0021] 图1是本发明一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法的工艺流程图。 具体实施方式[0022] 下面将结合本发明实施例中的附图1;对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述: [0023] 实施例一: [0024] 在本发明的第一个实施例中,一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法,包括:铅浮选作业、锌浮选作业、硫浮选作业、硫精矿脱锌作业; [0025] 所述的铅浮选作业包括:在原矿磨矿后的矿浆中依次添加氧化钙、硫酸锌和黑药进行硫化铅浮选,其中,矿浆的入选矿石粒度为‑0.074mm占65%;黑药为丁铵黑药;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选,其中第三段扫选采用浮选柱进行,其中,粗选矿浆pH值为8,精选作为pH值为9;三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中依次加入黑药;将第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回(再磨细度为‑0.038mm占 70%)至一段粗选前的原矿浆中。 [0026] 所述的锌浮选作业包括:在铅浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆依次添加硫酸铜、石灰和锌捕收剂进行硫化锌浮选;锌捕收剂为乙黄药、乙硫氮以及丁黄药构成组合药剂,比例为5:4:1;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选,其中第三段扫选采用浮选柱进行,粗选矿浆pH值为9,精选作为pH值为10,三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中第一段扫选加入硫酸铜和锌捕收剂,第二、三段扫选加入锌捕收剂;第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回铅浮选作业中的一段粗选,再磨细度为‑0.038mm占70%。 [0027] 所述的硫浮选作业包括:在锌浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆中添加硫酸和黄药,黄药可以为丁黄药;然后进行一段粗选、一段精选和一段扫选,粗选矿浆pH值为6.5;一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫浮选作业的一段粗选中。 [0028] 所述的硫精矿脱锌作业包括:对硫浮选作业一段精选后的硫精矿进行再磨作业,再磨过程中添加石灰(氧化钙),对再磨后的矿浆添加硫酸铜和锌捕收剂,进行一段粗选、一段精选和一段扫选,一段精选过程中加入氧化钙,一段扫选过程中加入锌捕收剂,粗选矿浆pH值为大于12,再磨细度为‑0.038mm占70%,一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫精矿脱锌作业的一段粗选中。脱锌作业获得的锌产品返回锌粗选作业。 [0029] 采用含铅1.52%,含锌3.81%,含硫17.95%矿石,通过该工艺可以获得铅精矿品位为61.12%、铅回收率为91.34%,锌精矿品位为49.56%、锌回收率为91.23%。若不采用浮选柱回收细粒矿物,在产品精矿品位接近的情况下,铅精矿回收率降低0.5%,锌精矿回收率降低0.6%;若不进行硫精矿脱锌并将脱锌产品返回锌浮选作业,则锌精矿回收率降低1.3%。 [0030] 实施例二: [0031] 在本发明的第一个实施例中,一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法,包括:铅浮选作业、锌浮选作业、硫浮选作业、硫精矿脱锌作业; [0032] 所述的铅浮选作业包括:在原矿磨矿后的矿浆中依次添加氧化钙、硫酸锌和黑药进行硫化铅浮选,其中,矿浆的入选矿石粒度为‑0.074mm占70%;黑药为丁铵黑药和25号黑药;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选,其中第三段扫选采用浮选柱进行,其中,粗选矿浆pH值为9,精选作为pH值为~10;三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中依次加入黑药;将第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回(再磨细度为‑0.038mm占80%)至一段粗选前的原矿浆中。 [0033] 所述的锌浮选作业包括:在铅浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆依次添加硫酸铜、石灰和锌捕收剂进行硫化锌浮选;锌捕收剂为乙黄药、乙硫氮以及丁黄药构成组合药剂,比例为5:4:1;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选,其中第三段扫选采用浮选柱进行,粗选矿浆pH值为10,精选作为pH值为11,三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中第一段扫选加入硫酸铜和锌捕收剂,第二、三段扫选加入锌捕收剂;第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回铅浮选作业中的一段粗选,再磨细度为‑0.038mm占80%。 [0034] 所述的硫浮选作业包括:在锌浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆中添加硫酸和黄药,黄药为丁黄药和戊黄药;然后进行一段粗选、一段精选和一段扫选,粗选矿浆pH值为7;一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫浮选作业的一段粗选中。 [0035] 所述的硫精矿脱锌作业包括:对硫浮选作业一段精选后的硫精矿进行再磨作业,再磨过程中添加石灰(氧化钙),对再磨后的矿浆添加硫酸铜和锌捕收剂,进行一段粗选、一段精选和一段扫选,一段精选过程中加入氧化钙,一段扫选过程中加入锌捕收剂,粗选矿浆pH值为大于13,再磨细度为‑0.038mm占80%,一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫精矿脱锌作业的一段粗选中。脱锌作业获得的锌产品返回锌粗选作业。 [0036] 采用含铅3.52%,含锌2.45%,含硫16.48%的矿石,通过该工艺可以获得铅精矿品位为62.34%、铅回收率为92.45%,锌精矿品位为49.34%、锌回收率为90.11%。若不采用浮选柱回收细粒矿物,在产品精矿品位接近的情况下,铅精矿回收率降低0.7%,锌精矿回收率降低0.4%;若不进行硫精矿脱锌并将脱锌产品返回锌浮选作业,则锌精矿回收率降低1.1%。 [0037] 实施例三: [0038] 在本发明的第一个实施例中,一种复杂嵌布的高硫含量硫化铅锌矿的选矿方法,包括:铅浮选作业、锌浮选作业、硫浮选作业、硫精矿脱锌作业; [0039] 所述的铅浮选作业包括:在原矿磨矿后的矿浆中依次添加氧化钙、硫酸锌和黑药进行硫化铅浮选,其中,矿浆的入选矿石粒度为‑0.074mm占75%;黑药为苯胺黑药;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选,其中第三段扫选采用浮选柱进行,其中,粗选矿浆pH值为9,精选作为pH值为9;三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中依次加入黑药;将第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回(再磨细度为‑0.038mm占 90%)至一段粗选前的原矿浆中。 [0040] 所述的锌浮选作业包括:在铅浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆依次添加硫酸铜、石灰和锌捕收剂进行硫化锌浮选;锌捕收剂为乙黄药、乙硫氮以及丁黄药构成组合药剂,比例为5:4:1;然后进行一段粗选、三段精选和三段扫选,其中第三段扫选采用浮选柱进行,粗选矿浆pH值为10,精选作为pH值为10,三段精选过程中依次加入氧化钙,三段扫选过程中第一段扫选加入硫酸铜和锌捕收剂,第二、三段扫选加入锌捕收剂;第一次精选的尾矿和第一次扫选的精矿混合经过再磨后返回铅浮选作业中的一段粗选,再磨细度为‑0.038mm占90%。 [0041] 所述的硫浮选作业包括:在锌浮选作业的第三段扫选后的尾矿浆中添加硫酸和黄药,黄药为异戊基黄药;然后进行一段粗选、一段精选和一段扫选,粗选矿浆pH值为7.5;一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫浮选作业的一段粗选中。 [0042] 所述的硫精矿脱锌作业包括:对硫浮选作业一段精选后的硫精矿进行再磨作业,再磨过程中添加石灰(氧化钙),对再磨后的矿浆添加硫酸铜和锌捕收剂,进行一段粗选、一段精选和一段扫选,一段精选过程中加入氧化钙,一段扫选过程中加入锌捕收剂,粗选矿浆pH值为14,再磨细度为‑0.038mm占90%,一段精选后的尾矿和一段扫选后的精矿返回至硫精矿脱锌作业的一段粗选中。脱锌作业获得的锌产品返回锌粗选作业。 [0043] 采用含铅0.89%,含锌1.67%,含硫15.23%的矿石,通过该工艺可以获得铅精矿品位为59.78%、铅回收率为88.67%,锌精矿品位为47.67%、锌回收率为89.12%。若不采用浮选柱回收细粒矿物,在产品精矿品位接近的情况下,铅精矿回收率降低0.4%,锌精矿回收率降低0.3%;若不进行硫精矿脱锌并将脱锌产品返回锌浮选作业,则锌精矿回收率降低1.7%。 [0044] 上述三个实施例中,为了提高铅的回收率,具体的,所述的铅浮选作业中,第三段精选后的尾矿返回至第二段精选,第二段精选后的尾矿返回至第一段精选;第三段扫选后的精矿返回至第二段扫选,第二段扫选后的精矿返回至第一段扫选。 [0045] 上述三个实施例中,为了提高锌的回收率,具体的,所述的锌浮选作业中,第三段精选后的尾矿返回至第二段精选,第二段精选后的尾矿返回至第一段精选;第三段扫选后的精矿返回至第二段扫选,第二段扫选后的精矿返回至第一段扫选。 [0046] 以上所述仅为本发明较佳的具体实施方式,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,根据本发明的技术方案及其改进构思加以等同替换或改变,都应涵盖在本发明的保护范围。 |