一种从硫精矿中综合回收铅、锌、金、的浮选方法

申请号 CN202311833798.3 申请日 2023-12-28 公开(公告)号 CN117583126A 公开(公告)日 2024-02-23
申请人 中南大学; 发明人 白成庆; 胡岳华; 孙伟; 林上勇; 张晨阳; 刘润清; 韩海生; 张洪亮; 潘仁球; 姚凯;
摘要 本 发明 公开了一种从硫精矿中综合回收铅、锌、金、 银 的浮选方法,包括如下步骤:1)获取硫精矿压滤产品或干料产品;2)对步骤1)产品进行磨矿的同时加入硫化钠进行组合脱药并预先调浆;3)然后添加硫 抑制剂 ,充分搅拌后,加入捕收剂进行粗选,得到粗选精矿与粗选 尾矿 ;所述捕收剂为CY捕收剂或/和Z‑200捕收剂;CY捕收剂为短链双烷基二硫代 磷酸 盐 或短链双烷基二硫代磷酸,其中烷基中 碳 原子 个数为2~3;4)向粗选精矿中加入所述硫抑制剂,进行精选,得到精矿产品和精选尾矿;5)向粗选尾矿中加入所述捕收剂,进行扫选,得到扫选精矿和最终尾矿。本发明解决了硫精矿浮选时残余药剂的干扰问题,实现了铅、锌、金、银矿物从硫精矿中高效分离并综合富集。
权利要求

1.一种从硫精矿中综合回收铅、锌、金、的浮选方法,包括如下步骤:
1)获取硫精矿压滤产品或干料产品;
2)对硫精矿压滤产品或干料产品进行磨矿的同时加入硫化钠,进行组合脱药并预先调浆,得到矿浆;
3)在矿浆中添加硫抑制剂,充分搅拌后,加入捕收剂进行粗选,得到粗选精矿与粗选尾矿
4)向粗选精矿中加入步骤3)所述硫抑制剂,进行精选,得到精矿产品和精选尾矿;
5)向粗选尾矿中加入步骤3)所述捕收剂,进行扫选,得到扫选精矿和最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,步骤1)中所述硫精矿压滤产品或干料产品中,硫精矿主品位32~42%,Pb品位0.2~1%,Zn品位0.2~1%,金品位5.5~7.2g/t,银品位30~40g/t。
3.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,步骤2)中,所述硫精矿压滤产品或干料产品的磨矿细度达到‑0.074mm占80~90%;硫化钠的添加量为200~500g/t。
4.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,步骤3)中,所述硫抑制剂由亚硫酸钠与腐殖酸钠按质量比等比例组成,硫抑制剂的添加量为800~2000g/t;充分搅拌的时间为5~10min。
5.根据权利要求1中所述的浮选方法,其特征在于,步骤3)中,所述捕收剂的添加量为
80~300g/t;所述捕收剂为CY捕收剂或Z‑200捕收剂或两者的组合;所述CY捕收剂为短链双烷基二硫代磷酸盐或短链双烷基二硫代磷酸,其中烷基中原子个数为2~3;所述Z‑200捕收剂为乙硫酯。
6.根据权利要求5所述的浮选方法,其特征在于,步骤3)中,所述捕收剂的具体添加种类根据硫精矿中铅、锌的实际情况来确定,具体地:
当硫精矿中0.2%≤铅品位≤0.3%,则只添加Z‑200捕收剂;
当硫精矿中0.2%≤锌品位≤0.3%,则只添加CY捕收剂;
当硫精矿中0.2%≤铅品位≤0.3%且0.2%≤锌品位≤0.3%,则添加CY捕收剂或Z‑
200捕收剂或由CY捕收剂与Z‑200捕收剂按任意比例组成的组合药剂;
当硫精矿中0.3%<铅品位≤1%同时0.3%<锌品位≤1%并且绝对值|铅‑锌|≤0.2%,则添加由CY捕收剂与Z‑200捕收剂按质量比1:1组成的组合药剂;
当硫精矿中0.3%<铅品位≤1%同时0.3%<锌品位≤1%并且绝对值|铅‑锌|>0.2%,则需要添加CY和Z‑200两种药剂,当铅品位>锌品位,则加大CY的用量,CY的用量/Z‑200的用量大于1;当铅品位<锌品位,则加大Z‑200用量,Z‑200的用量/CY的用量大于1。
7.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,步骤4)中,所述硫抑制剂的添加量为
200~800g/t。
8.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,步骤5)中,所述捕收剂的添加量为20~80g/t。
9.根据权利要求1所述的浮选方法,其特征在于,步骤4)获得的所述精矿产品中,5%<Pb+Zn<15%,Au>15g/t,Ag>200g/t,30%<S<40%。
10.根据权利要求1~9任一项所述的浮选方法,其特征在于,所述浮选方法还包括:将步骤4)中得到的精选尾矿与步骤5)得到的扫选精矿合并作为中矿产品返回至步骤3)进行粗选作业。

说明书全文

一种从硫精矿中综合回收铅、锌、金、的浮选方法

技术领域

[0001] 本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种从硫精矿中综合回收铅、锌、金、银的浮选方法。

背景技术

[0002] 铅、锌、金、银用途广泛,在机械工业、电气工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医用工业等领域均有普遍应用,对维持行业经济发展,社会稳定有着重要的战略意义。
[0003] 针对硫化铅锌矿,选矿工业上普遍采用“先铅再锌后硫”的顺序浮选工艺,在结束铅锌分选后,未能及时回收的铅锌以及金银伴生贵金属最终富含在硫精矿中。以湖南某铅锌选矿厂为例,所生产的硫精矿中金含量平均在5~8g/t之间,银含量平均在30g/t以上,铅+锌≤2%。按照相关规定,硫精矿中金含量低于5g/t不计价,金含量在5g/t以上,15g/t以下时计价系数0.52,除金以外其余金属均未计价,存在严重的金属矿物资源损失和经济损失。而当硫精矿中金含量在15g/t以上时,可作为金精矿进行处理,金计价系数提高至0.85,同时铅、锌、银作为副产品也可以实现计价。因此,通过选矿技术的创新发明实现多种金属矿物的高效回收,提高综合经济效益是极有意义的。
[0004] 目前,现有技术针对硫精矿的浮选常采用的工艺是将硫精矿矿浆磨矿后,添加石灰进行调浆,后续分别依次加入硫酸、乙硫氮和丁黄药进行浮选作业,最终获得含有铅锌的硫精矿。主要存在以下几个缺点:1)该技术直接针对硫精矿矿浆进行浮选作业,硫精矿矿浆中常含有大量的选矿药剂成分,由于目前工业上常用黄药类捕收剂进行选硫作业,矿浆中黄药成分较多,若是不预先采用技术手段进行脱药以及抑硫处理,在浮选时黄药引起硫的大量上浮导致无法进行分选作业。此外,添加大量的石灰在强性环境下对硫组分进行抑制,不但石灰药剂成本高,而且选矿呈碱性,存在环保问题;2)利用乙硫氮和丁黄药进行铅锌回收,其中丁黄药捕收能强,缺乏选择性,容易造成硫组分的误捕收,这种“重度抑制重度浮选”的方式不利于浮选指标的提高;3.该技术并未对金银回收效果进行探究,仍有进一步优化的必要。
[0005] 因此,针对上述问题,很有必要探索出一种新的浮选工艺,来有效解决硫精矿中残余药剂成分的不利影响,打破硫精矿脱药技术障碍,并能在中性条件下实现对硫组分的抑制,实现铅、锌、金、银等多金属元素的高效富集。

发明内容

[0006] 本发明的目的是提供一种从铅锌分选结束后的硫精矿中综合回收铅、锌、金、银的浮选方法。本发明采用磨矿‑浮选的选矿工艺,充分发挥磨矿对于提高不同矿物之间单体解离度和磨剥脱药的作用,配合使用高效的硫抑制剂和铅、锌、金、银的高效捕收药剂进行综合回收,有效解决了硫精矿中残余药剂的干扰,打破了硫精矿脱药技术障碍,并在中性条件下实现了对硫组分的抑制,实现铅、锌、金、银等多金属元素的高效富集。
[0007] 为实现上述目的,本发明提供如下技术方案:
[0008] 本发明提供的这种从硫精矿中综合回收铅、锌、金、银的浮选方法,包括如下步骤:
[0009] 1)获取硫精矿压滤产品或干料产品;
[0010] 2)对硫精矿压滤产品或干料产品进行磨矿的同时加入硫化钠,进行组合脱药并预先调浆,得到矿浆;
[0011] 3)在矿浆中添加硫抑制剂,充分搅拌后,加入捕收剂进行粗选,得到粗选精矿与粗选尾矿
[0012] 4)向粗选精矿中加入步骤3)所述硫抑制剂,进行精选,得到精矿产品和精选尾矿;
[0013] 5)向粗选尾矿中加入步骤3)所述捕收剂,进行扫选,得到扫选精矿和最终尾矿。
[0014] 优选的,所述浮选方法还包括:将步骤4)中得到的精选尾矿与步骤5)得到的扫选精矿合并作为中矿产品返回至步骤3)进行粗选作业。
[0015] 在一些具体实施方式中,所述硫精矿压滤产品或干料产品中,硫精矿主品位32~42%,Pb品位0.2~1%,Zn品位0.2~1%,金品位5.5~7.2g/t,银品位30~40g/t。
[0016] 优选的,步骤2)中,所述硫精矿压滤产品或干料产品的磨矿细度达到‑0.074mm占80~90%;硫化钠的添加量为200~500g/t。
[0017] 本发明对硫精矿压滤产品或干料产品进行磨矿主要有以下两个方面的作用:一方面提高磨矿细度,有利于铅、锌、金、银等金属矿物与黄矿的进一步解离,为后期抑硫浮选和综合回收创造条件;另一方面,磨矿过程中磨矿介质与矿物颗粒不断产生碰撞、挤压研磨,在此过程下,附着在矿物表面的药剂随着矿物表面一同逐渐剥落并裸露出新的矿物表面,完成机械脱药,避免残余药剂对浮选过程的干扰。同时还使用硫化钠作为调整剂,硫化钠具有解析矿物表面附着的药剂薄膜、脱除药剂的作用,在磨矿时添加,与磨矿机械脱药相互促进,有利于增强脱药效果;此外硫化钠对黄铁矿具有抑制效果,适量的硫化钠可以活化铅、锌、金、银矿物,改善浮选泡沫结构。
[0018] 优选的,步骤3)中,所述硫抑制剂由亚硫酸钠与腐殖酸钠按质量比等比例组成,硫抑制剂的添加量为800~2000g/t;充分搅拌的时间为5~10min。
[0019] 优选的,步骤3)中,所述捕收剂的添加量为80~300g/t;所述捕收剂为CY捕收剂或Z‑200捕收剂或CY捕收剂与Z‑200捕收剂的组合;所述CY捕收剂为短链双烷基二硫代磷酸盐或短链双烷基二硫代磷酸,其中烷基中原子的个数为2~3;所述Z‑200捕收剂为乙硫酯。
[0020] 需要说明的是,CY捕收剂对铅、金、银具有良好的捕收性能,Z‑200对锌、金、银具有良好的捕收性能,可知两种药剂对金、银均有良好的捕收性能,因此捕收剂的具体种类可根据硫精矿中铅、锌的实际情况来确定,若铅含量高则提高CY的比例,若锌含量高则提高Z‑200的比例。以本发明的一些具体实施方式中所使用的硫精矿压滤产品或干料产品为例举例说明CY和Z‑200的具体比例情况:
[0021] 示例1:当硫精矿中0.2%≤铅品位≤0.3%,由于铅含量较低,回收价值低,不需要添加CY捕收剂,只需要添加Z‑200即可,此时CY和Z‑200的质量比为0:1;
[0022] 示例2:当硫精矿中0.2%≤锌品位≤0.3%,由于锌含量较低,回收价值低,不需要添加Z‑200捕收剂,只需要添加CY即可,此时CY和Z‑200的质量比为1:0;
[0023] 示例3:当硫精矿中0.2%≤铅品位≤0.3%且0.2%≤锌品位≤0.3%,此时铅、锌含量均较低,回收价值低,此时可以添加CY和Z‑200中的任意一种或两种按任意比例组合的药剂,从而实现对金银的富集;
[0024] 示例4:当硫精矿中0.3%<铅品位≤1%同时0.3%<锌品位≤1%并且绝对值|铅‑锌|≤0.2%,则认为铅、锌均有回收价值且铅、锌含量水平基本一致,两种药剂同时使用,此时CY和Z‑200的质量比为1:1;
[0025] 示例5:当硫精矿中0.3%<铅品位≤1%同时0.3%<锌品位≤1%并且绝对值|铅‑锌|>0.2%,则认为铅、锌均有回收价值且铅、锌含量水平存在一定差异,需要添加CY和Z‑200两种药剂,当铅品位>锌品位,则加大CY的用量,CY的用量/Z‑200的用量大于1;当铅品位<锌品位,则加大Z‑200用量,Z‑200的用量/CY的用量大于1。
[0026] 优选的,步骤4)中,所述硫抑制剂的添加量为200~800g/t。
[0027] 优选的,步骤5)中,所述捕收剂的添加量为20~80g/t。
[0028] 在一些具体的实施方式中,步骤4)获得的所述精矿产品中,5%<Pb+Zn<15%,Au>15g/t,Ag>200g/t,30%<S<40%。
[0029] 由于本工艺原则上依旧属于硫精矿再选,为保障精矿品位,不宜设置过长的浮选作业流程,否则硫组分上浮量增加,不利于精矿指标提升。
[0030] 本发明的原理:
[0031] 1.在现有的硫化矿浮选中,石灰常被用作黄铁矿的抑制剂。但石灰对于黄铁矿的抑制是非常强烈的,同时黄铁矿又作为金银主要的载体矿物,因此在使用石灰抑制黄铁矿,在极大程度上抑制了与黄铁矿伴生紧密的金银矿物的回收。而本发明使用“亚硫酸钠+腐殖酸钠”组合抑硫,有机抑制剂选择性好,针对性强,配合无机抑制剂使用,可以互补,发挥协同效应,与石灰相比,有更强的抑硫效果,并且药剂用量上大幅度减少。此外该组合药剂制度对于矿浆pH值影响较小,环保效应良好。
[0032] 2.在现有的硫化矿浮选中,黄药类药剂常被用作黄铁矿的捕收剂。但黄药类药剂捕收能力强且不具备选择性,因此不适合作为捕收剂从硫精矿中对铅、锌、金、银进行富集。
[0033] 本发明采用Z‑200或CY或两者的组合药剂作为捕收剂。Z‑200又称作乙硫氨酯,具有良好的选择性,对黄铁矿的捕收能力弱,此外对金银有良好的捕收性能,能够实现铜锌金银等有用矿物在精矿中的富集,减少黄铁矿的含量。CY捕收剂是一种短链双烷基二硫代磷酸盐或短链双烷基二硫代磷酸,具有良好的选择性,对黄铁矿的捕收能力弱,此外对金银有良好的捕收性能,能够实现铅金银等有用矿物在精矿中的富集,减少黄铁矿的含量。当Z‑200和CY两种药剂组合使用时,能产生协同效应,既弥补了Z‑200对于铅矿物以及CY对于锌矿物捕收能力不足的影响,又强化了对于金银的选择和捕收性能。此外两种药剂均有良好的起泡性,组合使用后,相较于任一种药剂,泡沫结构进一步优化,可以直接取消额外的起泡剂添加。
[0034] 本发明的有益效果:
[0035] 1、本发明对硫精矿压滤产品或干料产品进行磨矿时添加硫化钠进行组合脱药和预先调浆,然后使用亚硫酸钠+腐殖酸钠作为硫抑制剂,CY或/和Z‑200作为捕收剂,浮选获得拥有较高铅、锌、金、银品位的综合精矿(5%<Pb+Zn<15%,Au>15g/t,Ag>200g/t,30%<S<40%),可作为金精矿进行综合计价,拥有较高的经济效益。
[0036] 2、本发明采用硫精矿压滤样品,即事先将硫精矿矿浆脱水压滤从而去除大量药剂,可大幅度降低了后续药剂消耗和操作难度。
[0037] 3、本发明通过磨矿以及在磨矿时添加硫化钠,实现联合脱药预处理,有效解决了硫精矿浮选时残余药剂的干扰问题;同时硫化钠能实现对硫的抑制以及铅、锌、金、银矿物的活化,改良了泡沫结构。
[0038] 4、本发明采用亚硫酸钠+腐殖酸钠作为硫抑制剂,实现了在中性条件下对硫组分的高效抑制,药剂用量小,环境友好。
[0039] 5、本发明采用CY捕收剂或/和Z‑200捕收剂,实现了对铅、锌、金、银等多金属元素的高效回收,并且适用性强,能根据原料性质变化灵活调节用量及配比;两种药剂兼具良好的起泡性能,无需额外添加起泡剂,能够节约起泡药剂成本。
[0040] 6、本发明所采用的药剂均属于绿色药剂,无环境污染险。
[0041] 7、本发明解决了硫精矿中其他有价金属矿物浮选回收时硫大量上浮的问题,在完成铅、锌富集的基础上实现了金、银的综合富集,进一步提高了多种金属矿物的综合回收率和价值实现率。附图说明
[0042] 图1为本发明浮选工艺流程图

具体实施方式

[0043] 为使本发明技术方案更加清楚,现结合具体实施例对本发明做进一步解释与说明。
[0044] 实施例1
[0045] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位36.18%,Pb品位0.47%,Zn品位0.61%,金品位6.1g/t,银品位35.15g/t。对该硫精矿压滤产品进行浮选,具体步骤如下:
[0046] 1)对硫精矿压滤产品进行磨矿处理,此时在磨矿设备内同步加入硫化钠400g/t,进行组合脱药并预先调浆,当硫精矿压滤产品的磨矿细度达到‑0.074mm占85%时进入矿浆搅拌桶。
[0047] 2)在矿浆搅拌桶中添加硫抑制剂1200g/t,所述硫抑制剂由亚硫酸钠与腐殖酸钠按质量比等比例组成,充分搅拌8分钟后进入浮选作业区;
[0048] 3)在粗选浮选作业区中添加组合捕收剂120g/t进行粗选,其中组合捕收剂由二乙基二硫代磷酸钠和Z‑200捕收剂按质量比1:1组成。粗选结束后,得到泡沫产品作为粗精矿产品,进入下一步精选作业;未选别出来的矿浆作为粗选尾矿进入下一步扫选作业。
[0049] 4)在精选作业区添加步骤2)所述硫抑制剂400g/t并对粗精矿产品进行精选分离,精选结束后得到的泡沫产品即为最终的精矿产品,未选别出来的矿浆作为精选尾矿;
[0050] 5)在扫选作业区添加步骤3)所述组合捕收剂40g/t对粗选尾矿进行扫选分离,扫选结束后得到的泡沫产品即为扫选精矿,扫选精矿与精选作业中的精选尾矿混合作为中矿产品返回至粗选作业区,扫选作业未选别出来的矿浆作为最终尾矿。
[0051] 经检测,本实施例获得的精矿产品中,Pb品位为4.34%,Zn品位为7.00%,Au品位为15.20g/t,Ag品位为296.00g/t,S品位为35%。
[0052] 实施例2
[0053] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位40.1%,Pb品位0.38%,Zn品位0.52%,金品位6.3g/t,银品位32.98g/t。按实施例1浮选方法对该硫精矿压滤产品进行浮选,最终得到的精矿产品中,Pb品位为2.92%,Zn品位为4.20%,Au品位为15.60g/t,Ag品位为290.00g/t,S品位为34%。
[0054] 实施例3
[0055] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位35.97%,Pb品位0.55%,Zn品位0.75%,金品位6.5g/t,银品位34.58g/t。按实施例1浮选方法对该硫精矿压滤产品进行浮选,最终得到的精矿产品中,Pb品位为5.72%,Zn品位为8.20%,Au品位为16.00g/t,Ag品位为275.00g/t,S品位为38%。
[0056] 实施例4
[0057] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位38.56%,Pb品位0.76%,Zn品位0.85%,金品位5.8g/t,银品位32.57g/t。按实施例1浮选方法对该硫精矿压滤产品进行浮选,最终得到的精矿产品中,Pb品位5.41%,Zn品位9.47%,Au品位15.70g/t,Ag品位228.00g/t,S品位33%。
[0058] 实施例5
[0059] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位39.52%,Pb品位0.62%,Zn品位0.48%,金品位7.1g/t,银品位37.68g/t。按实施例1浮选方法对该硫精矿压滤产品进行浮选,最终得到的精矿产品中,Pb品位5.01%,Zn品位6.12%,Au品位22.10g/t,Ag品位348.00g/t,S品位35%。
[0060] 实施例6
[0061] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位34.88%,Pb品位0.71%,Zn品位0.54%,金品位6.9g/t,银品位36.81g/t。按实施例1浮选方法对该硫精矿压滤产品进行浮选,最终得到的精矿产品中,Pb品位6.92%,Zn品位2.98%,Au品位22.20g/t,Ag品位270.00g/t,S品位32%。
[0062] 实施例7
[0063] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位37.24%,Pb品位0.23%,Zn品位0.44%,金品位5.9g/t,银品位32.37g/t。对该硫精矿压滤产品进行浮选,具体步骤如下:
[0064] 1)对硫精矿压滤产品进行磨矿处理,此时在磨矿设备内同步加入硫化钠400g/t,进行组合脱药并预先调浆,当硫精矿压滤产品的磨矿细度达到‑0.074mm占80%时进入矿浆搅拌桶。
[0065] 2)在矿浆搅拌桶中添加亚硫酸钠+腐殖酸钠等质量比组成的硫抑制剂2000g/t,充分搅拌8分钟后进入浮选作业区;
[0066] 3)在粗选浮选作业区中添加Z‑200捕收剂150g/t进行粗选。粗选结束后,得到泡沫产品作为粗精矿产品,进入下一步精选作业;未选别出来的矿浆作为粗选尾矿进入下一步扫选作业。
[0067] 4)在精选作业区添加步骤2)所述硫抑制剂400g/t并对粗精矿产品进行精选分离,精选结束后得到的泡沫产品即为最终的精矿产品,未选别出来的矿浆作为精选尾矿;
[0068] 5)在扫选作业区添加Z‑200捕收剂60g/t对粗选尾矿进行扫选分离,扫选结束后得到的泡沫产品即为扫选精矿,扫选精矿与精选作业中的精选尾矿混合作为中矿产品返回至粗选作业区,扫选作业未选别出来的矿浆作为最终尾矿。
[0069] 经检测,本实施例获得的精矿产品中,Pb品位为1.74%,Zn品位为5.63%,Au品位为16.70g/t,Ag品位为247.00g/t,S品位为36.81%。
[0070] 实施例8
[0071] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位36.43%,Pb品位0.62%,Zn品位0.27%,金品位6.8g/t,银品位37.49g/t。对该硫精矿压滤产品进行浮选,具体步骤如下:
[0072] 1)对硫精矿压滤产品进行磨矿处理,此时在磨矿设备内同步加入硫化钠400g/t,进行组合脱药并预先调浆,当硫精矿压滤产品的磨矿细度达到‑0.074mm占85%时进入矿浆搅拌桶。
[0073] 2)在矿浆搅拌桶中添加亚硫酸钠+腐殖酸钠等质量比组合的硫抑制剂1800g/t,充分搅拌8分钟后进入浮选作业区;
[0074] 3)在粗选浮选作业区中添加二乙基二硫代磷酸200g/t进行粗选。粗选结束后,得到泡沫产品作为粗精矿产品,进入下一步精选作业;未选别出来的矿浆作为粗选尾矿进入下一步扫选作业。
[0075] 4)在精选作业区添加步骤2)所述的硫抑制剂600g/t并对粗精矿产品进行精选分离,精选结束后得到的泡沫产品即为最终的精矿产品,未选别出来的矿浆作为精选尾矿;
[0076] 5)在扫选作业区添加二乙基二硫代磷酸50g/t对粗选尾矿进行扫选分离,扫选结束后得到的泡沫产品即为扫选精矿,扫选精矿与精选作业中的精选尾矿混合作为中矿产品返回至粗选作业区,扫选作业未选别出来的矿浆作为最终尾矿。
[0077] 经检测,本实施例获得的精矿产品中,Pb品位为5.88%,Zn品位为2.60%,Au品位为20.54g/t,Ag品位为331.80g/t,S品位为34.47%。
[0078] 实施例9
[0079] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位39.15%,Pb品位0.24%,Zn品位0.27%,金品位6.5g/t,银品位35.93g/t。对该硫精矿压滤产品进行浮选,具体步骤如下:
[0080] 1)对硫精矿压滤产品进行磨矿处理,此时在磨矿设备内同步加入硫化钠400g/t,进行组合脱药并预先调浆,当硫精矿压滤产品的磨矿细度达到‑0.074mm占90%时进入矿浆搅拌桶。
[0081] 2)在矿浆搅拌桶中添加亚硫酸钠+腐殖酸钠等质量比组合的硫抑制剂2000g/t,充分搅拌8分钟后进入浮选作业区;
[0082] 3)在粗选浮选作业区中添加二乙基二硫代磷酸钠或Z‑200或二乙基二硫代磷酸钠与Z‑200按任意比组合的药剂180g/t进行粗选。粗选结束后,得到泡沫产品作为粗精矿产品,进入下一步精选作业;未选别出来的矿浆作为粗选尾矿进入下一步扫选作业。
[0083] 4)在精选作业区添加亚硫酸钠+腐殖酸钠等质量比组合的硫抑制剂500g/t并对粗精矿产品进行精选分离,精选结束后得到的泡沫产品即为最终的精矿产品,未选别出来的矿浆作为精选尾矿;
[0084] 5)在扫选作业区添加步骤3)所述二乙基二硫代磷酸钠或Z‑200或二乙基二硫代磷酸钠与Z‑200按任意比组合的药剂80g/t对粗选尾矿进行扫选分离。扫选结束后得到的泡沫产品即为扫选精矿,扫选精矿与精选作业中的精选尾矿混合作为中矿产品返回至粗选作业区,扫选作业未选别出来的矿浆作为最终尾矿。
[0085] 经检测,本实施例获得的精矿产品中,Pb品位为2.34%,Zn品位为2.90%,Au品位为18.74g/t,Ag品位为264.50g/t,S品位为37.47%。
[0086] 实施例10
[0087] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位37.85%,Pb品位0.48%,Zn品位0.86%,金品位6.4g/t,银品位36.53g/t。对该硫精矿压滤产品进行浮选,具体步骤如下:
[0088] 1)对硫精矿压滤产品进行磨矿处理,此时在磨矿设备内同步加入硫化钠400g/t,进行组合脱药并预先调浆,当硫精矿压滤产品的磨矿细度达到‑0.074mm占85%时进入矿浆搅拌桶。
[0089] 2)在矿浆搅拌桶中添加亚硫酸钠+腐殖酸钠等质量比组合的硫抑制剂1400g/t,充分搅拌8分钟后进入浮选作业区;
[0090] 3)在粗选浮选作业区中添加由二乙基二硫代磷酸钠和Z‑200按质量比1:2组成的组合捕收剂150g/t进行粗选。粗选结束后,得到泡沫产品作为粗精矿产品,进入下一步精选作业;未选别出来的矿浆作为粗选尾矿进入下一步扫选作业。
[0091] 4)在精选作业区添加步骤2)所述硫抑制剂800g/t并对粗精矿产品进行精选分离,精选结束后得到的泡沫产品即为最终的精矿产品,未选别出来的矿浆作为精选尾矿;
[0092] 5)在扫选作业区添加步骤3)所述组合捕收剂60g/t对粗选尾矿进行扫选分离。扫选结束后得到的泡沫产品即为扫选精矿,扫选精矿与精选作业中的精选尾矿混合作为中矿产品返回至粗选作业区,扫选作业未选别出来的矿浆作为最终尾矿。
[0093] 经检测,本实施例获得的精矿产品中,Pb品位为3.54%,Zn品位为6.90%,Au品位为18.2g/t,Ag品位为277.34g/t,S品位为36.42%。
[0094] 实施例11
[0095] 本实施例采用的硫精矿压滤产品,其中硫精矿主品位34.51%,Pb品位0.78%,Zn品位0.44%,金品位6.7g/t,银品位33.87g/t。对该硫精矿压滤产品进行浮选,具体步骤如下:
[0096] 1)对硫精矿压滤产品进行磨矿处理,此时在磨矿设备内同步加入硫化钠400g/t,进行组合脱药并预先调浆,当硫精矿压滤产品的磨矿细度达到‑0.074mm占85%时进入矿浆搅拌桶。
[0097] 2)在矿浆搅拌桶中添加亚硫酸钠+腐殖酸钠等质量比组成的硫抑制剂1800g/t,充分搅拌8分钟后进入浮选作业区;
[0098] 3)在粗选浮选作业区中添加由二乙基二硫代磷酸钠和Z‑200按质量比2:1组成的组合捕收剂150g/t进行粗选。粗选结束后,得到泡沫产品作为粗精矿产品,进入下一步精选作业;未选别出来的矿浆作为粗选尾矿进入下一步扫选作业。
[0099] 4)在精选作业区添加步骤2)所述硫抑制剂200g/t并对粗精矿产品进行精选分离,精选结束后得到的泡沫产品即为最终的精矿产品,未选别出来的矿浆作为精选尾矿;
[0100] 5)在扫选作业区添加步骤3)所述组合捕收剂60g/t对粗选尾矿进行扫选分离。扫选结束后得到的泡沫产品即为扫选精矿,扫选精矿与精选作业中的精选尾矿混合作为中矿产品返回至粗选作业区,扫选作业未选别出来的矿浆作为最终尾矿。
[0101] 经检测,本实施例获得的精矿产品中,Pb品位为6.67%,Zn品位为5.28%,Au品位为20.44g/t,Ag品位为297.58g/t,S品位为34.76%。
[0102] 综上,本发明简单易行,具有较强的可操作性,可获得明显的经济效益。以湖南某铅锌选矿厂为例,在使用该工艺后,原生产硫精矿金含量由6~7g/t下降至5~6g/t之间,在满足了硫精矿中金不低于5g/t要求的同时,额外产出了富含铅、锌、金、银的综合金精矿产品,年增效1000万元。
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