一种铅锌矿尾矿回收银硫锌的方法 |
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| 申请号 | CN202311826635.2 | 申请日 | 2023-12-26 | 公开(公告)号 | CN117797951A | 公开(公告)日 | 2024-04-02 |
| 申请人 | 扎兰屯市国森矿业有限责任公司; | 发明人 | 刘振军; 周长银; 汤作锟; 宋瑞; 杜国华; 于海龙; 于飞; 韩诚; 韩春歧; 李金刚; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种铅锌矿 尾矿 回收 银 硫锌的方法，包括如下步骤：步骤A：将浮选尾矿进行银硫混合浮选，共进行一段粗选、两段精选以及两段扫选，其中二级精选得到银硫精矿，二级扫选得到的银硫尾矿；步骤B：将步骤A得到的银硫尾矿进行 氧 化锌浮选，共进行两段粗选、三段精选、一段扫选，其中三级精选得到锌精矿，扫选得到尾矿。本发明从铅锌尾矿中提取有价值的金属银硫锌，提高了资源利用率，并通过对尾矿的重新浮选并制定合适的浮选方法，实现低品位 矿石 中贵金属元素的综合回收，获得的银硫精矿含S和Ag分别为32.41％、107.33g/t，氧化锌精矿含Zn 9.26％，Zn回收率可达为49.76％，实现铅锌矿资源化利用。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种铅锌矿尾矿回收银硫锌的方法，其特征在于，包括如下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种铅锌矿尾矿回收银硫锌的方法技术领域： [0001] 本发明涉及铅锌矿尾矿回收领域，具体涉及一种铅锌矿尾矿回收银硫锌的方法。背景技术： [0002] 随着现代工业的飞速发展，有色金属产量的不断增长，矿山选厂排出的尾矿量与日俱增，同时伴随着富矿资源的日益枯竭，贫矿资源开采比重的不断增大，金属矿山选厂的数目日益加多，选厂的规模日益扩大，因此，金属矿山选厂排出的尾矿量急剧增加，而部分尾矿中仍富含有一部分有价值的元素，具有一定的回收价值。 [0003] 铅锌矿在选矿过程中采用铅、锌依次优先浮选工艺，经过浮选后的尾矿排入尾矿库，对二道河铅锌银多金属矿选厂尾矿库矿石样品进行混匀缩分后，进行取样化验尾矿(以下简称：试样)中Ag、S、Zn的含量分别为11.85g/t、1.85％和0.78％。试样中矿物的组成种类复杂，金属矿物主要是黄铁矿，其次为磁铁矿、赤铁矿、菱锌矿等；脉石矿物主要是石英、方解石，其次为铁铝榴石、钙铝榴石等。试样中的锌主要赋存于菱锌矿中，约占总Zn的63％，少量赋存于异极矿、锌铁尖晶石中，菱锌矿的单体解离度约为75％。试样中银的分布比较分散，含银矿物主要有辉银矿、碲银矿等，与石英、黄铁矿和褐铁矿关系密切，前者多呈微细粒被后者包裹或与之紧密连生。试样中的硫主要以黄铁矿的形式存在。因此尾矿中含有银、硫、锌等有价元素，具有一定的回收价值。发明内容： [0004] 本发明的目的在于提供一种铅锌矿尾矿回收银硫锌的方法。 [0005] 本发明由如下技术方案实施： [0006] 一种铅锌矿尾矿回收银硫锌的方法，包括如下步骤： [0007] 步骤A：将浮选尾矿进行银硫混合浮选，共进行一段粗选、两段精选以及两段扫选，其中二级精选得到银硫精矿，二级扫选得到的银硫尾矿； [0009] 优选的，在步骤A中添加CuSO4 70‑85g/t,丁黄药80‑120g/t,MIBC 5‑20g/t,水玻璃30‑40g/t。 [0010] 优选的，在步骤B中添加Na2S15000‑19000g/t,六偏磷酸钠120‑140g/t,HN 560‑700g/t。 [0011] 优选的，在所述步骤A的粗选过程中添加CuSO4 70‑85g/t。 [0012] 优选的，在所述步骤A的粗选过程中添加丁黄药60‑80g/t，一级扫选补充添加20‑25g/t，二级扫选补充添加10‑15g/t。 [0013] 优选的，在所述步骤A的粗选过程中添加MIBC 5‑10g/t,一级扫选补充添加5‑10g/t。 [0014] 优选的，在所述步骤A的一级精选过程中添加水玻璃20‑25g/t，二级精选补充添加10‑15g/t。 [0015] 优选的，在所述步骤B的一段粗选过程中添加Na2S15000‑15020g/t，二级粗选补充添加2000‑2020g/t，一级扫选补充添加1000‑1020g/t，一级精选补充添加500‑520g/t，二级精选补充添加300‑320g/t，三级精选补充添加100g/t。 [0016] 优选的，在所述步骤B的一级粗选过程中添加六偏磷酸钠100‑110g/t，一级精选补充添加20‑30g/t。 [0017] 优选的，在所述步骤B的一段粗选过程中添加HN 250‑300g/t，二级粗选补充添加HN 120‑150g/t，一级扫选补充添加HN 80‑100g/t，一级精选补充添加HN 60‑70g/t，二级精选补充添加HN 40‑45g/t，三级精选补充添加HN 30‑35g/t。 [0018] 本发明的优点：本发明从铅锌尾矿中提取有价值的金属银硫锌，提高了资源利用率，并通过对尾矿的重新浮选并制定合适的浮选方法，实现低品位矿石中贵金属元素的综合回收，获得的银硫精矿含S和Ag分别为32.41％、107.33g/t，氧化锌精矿含Zn 9.26％，Zn回收率可达为49.76％，实现铅锌矿资源化利用。附图说明： [0019] 图1是本发明的工艺流程图； [0021] 图3是丁黄药用量条件试验的工艺流程图； [0022] 图4是硫化法浮选试验的工艺流程图； [0023] 图5是Na2S用量条件试验的工艺流程图； [0024] 图6是抑制剂条件试验的工艺流程图； [0025] 图7是捕收剂用量条件试验的工艺流程图。具体实施方式： [0026] 以下结合实施例及试验过程进行进一步说明。 [0027] 对二道河铅锌银多金属矿选厂尾矿库矿石样品进行化学多元素分析，结果见表1。 [0028] 表1矿石的化学多元素分析结果(％) [0029]组分 Pb Zn TFe S SiO2 Ag(g/t) 含量 0.11 0.78 7.59 1.85 40.61 11.85 组分 Al2O3 MgO CaO K2O Na2O Au(g/t) 含量 9.26 3.25 19.51 1.42 0.91 <0.1 [0030] 其中主要目的回收元素Zn、S、Ag，品位分别为0.78％、1.85％和11.85g/t，且对尾矿进行主要矿物的嵌布特征分析，锌主要赋存于菱锌矿中，约占总Zn的63％，少量赋存于异极矿、锌铁尖晶石中，菱锌矿的单体解离度约为75％；银的分布比较分散，含银矿物主要有辉银矿、碲银矿等，硫主要以黄铁矿的形式存在。 [0031] 在对尾矿进行工艺矿物学研究后，用得到的数据进行浮选试验，过程如下： [0032] 1、银硫浮选试验 [0033] (1)硫酸铜用量条件试验 [0034] 硫酸铜用量条件试验工艺流程如图2，试验结果见表2； [0035] 表2硫酸铜用量条件试验结果(％) [0036] [0037] [0038] 从表2的试验结果可知，随着硫酸铜用量的增加，硫精矿中S、Ag的品位和回收率先上升后趋缓，适宜的硫酸铜用量以80g/t±为宜。 [0039] (2)丁黄药用量条件试验 [0040] 丁黄药用量条件试验的工艺流程见图3，试验结果见表3； [0041] 表3丁黄药用量条件试验结果(％) [0042] [0043] 从表3的试验结果可知，随着丁黄药用量的增加，硫精矿产率呈上升趋势，S、Ag的品位呈下降趋势，回收率整体呈上升趋势，综合考虑，适宜的丁黄药用量为120g/t左右为宜。 [0044] (3)银硫浮选开路试验 [0045] 进行银硫浮选开路试验，试验结果见表4； [0046] 表4银硫浮选开路试验结果(％) [0047] [0048] 从表5的试验结果可知，尾矿经过一段粗选，两段精选，两段扫选获得的硫精矿中含S、Ag分别为42.16％、143.29g/t，回收率分别为53.33％、28.02％；硫尾矿中含S、Ag分别为0.21％、7.71g/t，回收率分别为10.44％、59.26％。 [0049] 2、氧化锌浮选试验 [0050] (1)硫化法浮选试验 [0051] 以通过银硫浮选获得的尾矿为研究对象，进行了硫化法浮选回收氧化锌试验。硫化法浮选试验的工艺流程见图4，试验结果见表5； [0052] 表5硫化法浮选试验结果(％) [0053] [0054] [0055] 从表5的试验结果可知，同等用量条件下，HN与十八胺的捕收能力相对较强，混合胺与十二胺相对较弱，十二胺与混捕的选择性相对较好，综合来看，混捕兼具较好的捕收能力与选择性；针对银硫浮选尾矿浮选回收氧化锌，采用硫化‑胺法获得的试验指标相对较好，因此确定采用该工艺进行浮选。 [0056] (2)Na2S用量条件试验 [0057] Na2S用量条件试验的工艺流程见图5，试验结果见表6； [0058] 表6Na2S用量条件试验结果(％) [0059] [0060] [0061] 从表6的试验结果可知，随着Na2S用量的增加，锌精矿的产率先上升后下降，品位整体呈上升趋势，回收率先上升后下降，综合考虑，适宜的Na2S用量为15000g/t为宜； [0062] (3)抑制剂条件试验 [0063] 抑制剂条件试验的工艺流程见图6，试验结果见表7； [0064] 表7抑制剂条件试验结果(％) [0065] [0066] [0067] 从表7的试验结果可知，五种抑制剂中六偏磷酸钠对脉石矿物的选择性抑制效果相对较好，随着六偏磷酸钠用量的增加，锌精矿的Zn回收率整体呈下降趋势，品位呈上升趋势，综合考虑，适宜的六偏磷酸钠用量为140g/t左右为宜； [0068] (4)捕收剂用量条件试验 [0069] 捕收剂用量条件试验的工艺流程见图7，试验结果见表8； [0070] 表8捕收剂用量条件试验结果(％) [0071] [0072] [0073] 从表8的试验结果可知，同等条件下随着捕收剂用量的增加,锌精矿的产率呈上升趋势,品位呈下降趋势,回收率整体呈上升趋势,综合考虑,氧化锌粗选适宜的HN捕收剂用量以300g/t左右为宜。 [0074] (5)捕收剂用量条件试验 [0075] 对银硫浮选尾矿进行了氧化锌浮选开路试验，试验结果见表9。 [0076] 表9氧化锌浮选开路试验结果(％) [0077] [0078] 从表9的试验结果可知，银硫浮选尾矿经一次粗选，三次精选，获得的锌精矿中含Zn为10.51％，回收率为40.66％；经两次精选后获得的锌精矿含Zn为10.09％，回收率为44.12％；经一次扫选获得的综合尾矿中含Zn即为0.27％，再增加扫选次数对提高Zn回收率意义不大。 [0079] 在大量条件试验的基础上，针对二道河现厂排放尾矿选矿综合回收银、硫、锌，推荐采用银硫—氧化锌依次浮选的原则流程，确定浮选工艺，工艺流程见图1； [0080] 包括如下步骤： [0081] 步骤A：将浮选尾矿进行银硫混合浮选，共进行一段粗选、两段精选以及两段扫选，其中二级精选得到银硫精矿，二级扫选得到的银硫尾矿；在步骤A的粗选过程中添加CuSO480g/t；在步骤A的粗选过程中添加丁黄药60g/t，一级扫选补充添加20g/t，二级扫选补充添加10g/t；在步骤A的粗选过程中添加MIBC 5g/t,一级扫选补充添加5g/t；在步骤A的一级精选过程中添加水玻璃20g/t，二级精选补充添加10g/t； [0082] 步骤B：将步骤A得到的银硫尾矿进行氧化锌浮选，共进行两段粗选、三段精选、一段扫选，其中三级精选得到锌精矿，扫选得到尾矿；在步骤B的一段粗选过程中添加Na2S15000g/t，二级粗选补充添加2000g/t，一级扫选补充添加1000g/t，一级精选补充添加500g/t，二级精选补充添加300g/t，三级精选补充添加100g/t；在步骤B的一级粗选过程中添加六偏磷酸钠100g/t，一级精选补充添加20g/t；在步骤B的一段粗选过程中添加HN 250g/t，二级粗选补充添加HN 120g/t，一级扫选补充添加HN 80g/t，一级精选补充添加HN 60g/t，二级精选补充添加HN 40g/t，三级精选补充添加HN 30g/t； [0083] 根据以上工艺流程进行浮选的试验指标见表10； [0084] 表10试验指标(％) [0085] [0086] [0087] 从表10的试验结果可知，获得的银硫精矿含S和Ag分别为32.41％、107.33g/t，氧化锌精矿含Zn 9.26％，Zn回收率为49.76％。 |
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