一种自清洁回水处理方法 |
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| 申请号 | CN201810989749.1 | 申请日 | 2018-08-28 | 公开(公告)号 | CN109174471A | 公开(公告)日 | 2019-01-11 |
| 申请人 | 北京矿冶科技集团有限公司; | 发明人 | 贺政; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种自清洁回 水 处理 方法，它是将最后一种目的矿物的浮选所得的 尾矿 水作为初始回水，并将该初始回水与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后矿浆；将所述脱水后矿浆作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆；将所述溢流水作为回水返回到原矿矿浆。本发明不仅能够有效降低回水中影响最先上浮的目的矿物浮选的药剂含量，避免了回水制成的矿浆对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响，而且能够大大降低成本，节能降耗，缩短浮选时间，提高浮选回收率和药剂利用率。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种自清洁回水处理方法，其特征在于，包括：将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为初始回水，并将该初始回水与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后矿浆； |
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| 说明书全文 | 一种自清洁回水处理方法技术领域[0001] 本发明涉及矿物浮选回水处理技术领域，尤其涉及一种自清洁回水处理方法。 背景技术[0003] 对于含有多种可回收矿物的矿石而言，矿物浮选的过程就是一个将多种目的矿物逐渐分离的过程，因此多种目的矿物分离浮选系统的一个循环段的浮选流程可分为首段浮选、中段浮选和末段浮选这三个部分，其中，首段浮选是指原矿经磨矿制成原矿矿浆后最先上浮的目的矿物的浮选，末段浮选是指一个循环段中的最后一种目的矿物的浮选，中段浮选是指除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选，而中段浮选并不是一个必须的浮选过程，有些多种目的矿物分离浮选系统的浮选流程只有首段浮选和末段浮选两个部分。例如：在铅锌硫化矿的优先浮选中，铅矿物是最先上浮的目的矿物，硫矿物是最后一种目的矿物，因此铅矿物浮选是首段浮选，硫矿物浮选是末段浮选，而锌矿物浮选就是除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选，即中段浮选；在铜铅锌硫化矿的优先浮选中，铜矿物是最先上浮的目的矿物，硫矿物是最后一种目的矿物，因此铜矿物浮选是首段浮选，硫矿物浮选是末段浮选，而铅矿物浮选和锌矿物浮选均是除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选，即中段浮选；在铜铅锌硫化矿的混合浮选中，铜铅混合矿物是最先上浮的目的矿物，硫矿物是最后一种目的矿物，因此铜铅混合浮选是首段浮选，硫矿物浮选是末段浮选，而锌矿物浮选是除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选，即中段浮选；在钼钨矿的优先浮选中，辉钼矿是最先上浮的目的矿物，白钨矿是最后一种目的矿物，因此辉钼矿浮选是首段浮选，白钨矿浮选是末段浮选，而除首段浮选和末段浮选外没有剩余目的矿物，即没有中段浮选。 [0004] 目前，如图1所示，现有技术的一个完整的多种目的矿物分离浮选系统中，原矿经磨矿制成原矿矿浆后，会进行最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，分离出最先上浮的目的矿物，然后会进行剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，直至进行最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)得到尾矿水，而尾矿水会作为回水(经常最后一种目的矿物的精矿水也会与尾矿水一同作为回水)返回到磨矿工序或最先上浮的目的矿物的浮选中，因此回水的水质会直接影响首段浮选的浮选效果。由于用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂(而这些捕收剂或多或少会残留在尾矿水中)会对最先上浮的目的矿物在与其余矿物浮选分离时产生不利的影响，因此如果将这些尾矿水作为回水不经任何处理直接返回到磨矿工序或首段浮选中，那么会对首段浮选产生不利影响，这会严重降低分离出的首段泡沫产品的精矿品位，使其杂质含量升高，从而会降低产品质量和各金属回收率，恶化整个浮选过程。 [0005] 为了消除回水中不利于最先上浮的目的矿物浮选的物质，如图2所示，现有技术中通常先将回水送入污水处理站进行处理，而污水处理站中对回水先进行混凝沉淀，去除回水中有害的金属离子和悬浮物，再通过物理化学处理技术、氧化处理技术、催化氧化处理技术、生物处理技术、生化处理技术等方法去除有机物，从而可以使回水不会对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响；但现有技术中的这种处理方法处理成本较高。 发明内容[0006] 针对现有技术中的上述不足之处，本发明提供了一种自清洁回水处理方法，不仅能够有效降低回水中影响最先上浮的目的矿物浮选的药剂含量，避免了回水制成的矿浆对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响，而且能够大大降低成本，节能降耗，缩短浮选时间，提高浮选回收率和药剂利用率。 [0007] 本发明的目的是通过以下技术方案实现的： [0008] 一种自清洁回水处理方法，包括：将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为初始回水，并将该初始回水与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后矿浆；将所述脱水后矿浆作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆；将所述溢流水作为回水返回到原矿矿浆，也可以作为回水用作冲洗水。 [0009] 优选地，按照粒度大小对所述待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆进行分级，从而得到粗粒矿浆和细粒矿浆；将所述初始回水与该粗粒矿浆混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后粗粒矿浆；将细粒矿浆与所述脱水后粗粒矿浆混合后作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆；将所述溢流水作为回水返回到原矿矿浆。 [0010] 优选地，所述粗粒矿浆先加入调整剂进行调浆搅拌，再与所述初始回水混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后粗粒矿浆。 [0011] 优选地，所述细粒矿浆先进行调浆搅拌，再与所述脱水后粗粒矿浆混合后作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆。 [0012] 优选地，所述溢流水先进行混凝沉淀处理，再作为回水返回到原矿矿浆。 [0013] 优选地，将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水和最后一种目的矿物精矿水共同作为初始回水。优选地，所述的脱水是采用浓密机进行浓密处理。 [0014] 一种浮选方法，采用了上述的自清洁回水处理方法。 [0015] 由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明所提供的自清洁回水处理方法是利用矿物本身的吸附特性，将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为初始回水，并将其与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，由于待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中还未加入用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，因此待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中的最后一种目的矿物会对初始回水中残留的用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂具有高强吸附能力，能够有效吸附初始回水中残留的这些用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，从而使脱水处理所得到的溢流水中用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂会含量大幅降低，这不仅降低了回水带来的不利捕收剂对首段浮选的影响，提高了首段浮选的分离效率，而且提高了用于最后一种目的矿物的浮选的药剂利用率，可以减小最后一种目的矿物的浮选中的捕收剂用量。本发明不仅能够有效降低回水中影响最先上浮的目的矿物浮选的药剂含量，避免了回水制成的矿浆对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响，而且能够大大降低成本，节能降耗，缩短浮选时间，提高浮选回收率和药剂利用率。附图说明 [0016] 为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，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附图。 [0017] 图1为现有技术中一个完整的回水未处理条件下多种目的矿物分离浮选系统的原则流程示意图。 [0018] 图2为现有技术中一个完整的回水在经混凝沉淀和去除有机物条件下多种目的矿物分离浮选系统的原则流程示意图。 [0019] 图3为本发明实施例所提供的自清洁回水处理方法的原则流程示意图一。 [0020] 图4为本发明实施例所提供的自清洁回水处理方法的原则流程示意图二。 [0021] 图5为现有技术中对铅锌硫化矿进行优先浮选的浮选流程示意图一。 [0022] 图6为现有技术中对铅锌硫化矿进行优先浮选的浮选流程示意图二。 [0023] 图7为本发明实施例1所提供的自清洁回水处理方法应用于对铅锌硫化矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 [0024] 图8为本发明实施例2所提供的自清洁回水处理方法应用于对铅锌硫化矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 [0025] 图9为本发明实施例3所提供的自清洁回水处理方法应用于对铜铅锌硫化矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 [0026] 图10为本发明实施例4所提供的自清洁回水处理方法应用于对铜铅锌硫化矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 [0027] 图11为本发明实施例5所提供的自清洁回水处理方法应用于对铜铅锌硫化矿进行铜铅等可浮浮选的浮选流程示意图。 [0028] 图12为本发明实施例6所提供的自清洁回水处理方法应用于对铜铅锌硫化矿进行铜铅等可浮浮选的浮选流程示意图。 [0029] 图13为本发明实施例7所提供的自清洁回水处理方法应用于对铜铅锌硫化矿进行铜铅混合浮选的浮选流程示意图。 [0030] 图14为本发明实施例8所提供的自清洁回水处理方法应用于对铜铅锌硫化矿进行铜铅混合浮选的浮选流程示意图。 [0031] 图15为本发明实施例9所提供的自清洁回水处理方法应用于对铅锌硫-萤石矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 [0032] 图16为本发明实施例10所提供的自清洁回水处理方法应用于对铅锌硫-重晶石矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 [0033] 图17为本发明实施例11所提供的自清洁回水处理方法应用于对钨钼矿进行优先浮选的浮选流程示意图。 具体实施方式[0034] 下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。 [0035] 下面对本发明所提供的自清洁回水处理方法进行详细描述。本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。 [0036] 如图3和图4所示，一种自清洁回水处理方法，包括：将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为初始回水，并将该初始回水与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后矿浆；将所述脱水后矿浆作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆；将所述溢流水作为回水返回到原矿矿浆(对于有磨矿工序的多种目的矿物分离浮选而言，所述原矿矿浆可以是磨矿工序中的矿浆，而对于没有磨矿工序的多种目的矿物分离浮选而言，所述原矿矿浆可以是准备进行最先上浮的目的矿物的浮选的矿浆)，也可以将所述溢流水作为回水用作冲洗水(例如：可以作为回水返回到首段浮选中，用作冲洗水)。 [0037] 具体地，该自清洁回水处理方法可以包括以下具体实施方案： [0038] (1)本发明所提供的自清洁回水处理方法适用于同时满足以下条件的浮选工艺：①含有多种可回收矿物的矿石的浮选工艺；②最后一种目的矿物的浮选所产生的回水需要返回到原矿矿浆，且这些回水会对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响。例如：该自清洁回水处理方法可用于对铜硫矿、铜铅锌硫化矿、金银铜铅锌硫化矿或金银铜铅锌硫铁锰矿等复杂多金属硫化矿的浮选过程中产生的回水进行处理，该自清洁回水处理方法可用于对金银铜铅锌重晶石矿、金银硫重晶石矿、金银铜铅锌萤石矿、铅锌萤石矿、钼钨矿、铅锌锡锑矿等复杂硫化氧化矿或硫化非金属矿的浮选过程中产生的回水进行处理。此外，本发明所提供的自清洁回水处理方法也适于首段浮选与末段浮选需采用不同捕收剂的非金属矿的分离浮选过程。 [0039] (2)所述初始回水可以只采用最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水，也可以将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水和最后一种目的矿物精矿水共同作为初始回水；而首段浮选和中段浮选中的目的矿物浮选所得的精矿水可以按照现有技术进行处理，也可以与初始回水混合在一起进行处理。 [0040] (3)对于有中段浮选的多种目的矿物分离浮选系统而言，由于其浮选流程有首段浮选、中段浮选和末段浮选三个部分，因此待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆就是中段浮选最终得到的浮选机底流产品(即中段浮选所得到的尾矿浆)；对于没有中段浮选的多种目的矿物分离浮选系统而言，其浮选流程只有首段浮选和末段浮选两个部分，而没有中段浮选，因此待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆就是首段浮选最终得到的浮选机底流产品(即首段浮选所得到的尾矿浆)。在现有技术中，待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆是直接进行最后一种目的矿物的浮选。而本发明所提供的自清洁回水处理方法是将待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆与所述初始回水混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，得到溢流水和脱水后矿浆，再将该脱水后矿浆作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆，进行最后一种目的矿物的浮选；例如：如图3和图4所示，中段浮选最终得到的浮选机底流产品就是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，初始回水与中段浮选最终得到的浮选机底流产品混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，得到溢流水和脱水后矿浆，再将该脱水后矿浆作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆，进行最后一种目的矿物的浮选，而所述溢流水作为回水直接返回到磨矿工序中的原矿矿浆，或经过混凝沉淀后回到磨矿工序中的原矿矿浆。在实际应用中，待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆可以直接与所述初始回水混合，也可以进行浓密和调浆后再与所述初始回水混合。 [0041] (4)所述脱水可以采用现有技术中的浓密机进行浓密处理来实现脱水。 [0042] (5)所述溢流水可以直接作为回水返回到磨矿工序中用于制备原矿矿浆，和/或直接作为回水返回到首段浮选中用作冲洗水(如图4所示)，也可以先进行混凝沉淀处理，再作为回水返回到磨矿工序中用于制备原矿矿浆，和/或返回到首段浮选中用作冲洗水(如图3所示)，这可以有效提升对回水中有害金属离子和悬浮物的去除效果。 [0043] (6)本发明所提供的自清洁回水处理方法中，可以按照粒度大小对所述待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆进行分级，从而得到粗粒矿浆和细粒矿浆；工业上通常根据矿石特性确定分级粒度(例如：可以确定分级粒度为0.037mm)，并采用旋流器进行分级，将旋流器沉砂作为粗粒矿浆，将旋流器溢流作为细粒矿浆。将所述初始回水与所述粗粒矿浆混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后粗粒矿浆；将所述细粒矿浆与所述脱水后粗粒矿浆混合后作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆；将所述溢流水作为回水返回到原矿矿浆。这种“分级-混合-脱水”工艺不仅能够有效降低回水中影响多金属分离的有机物含量，而且可以有效减轻混合和脱水的负担，缩短混合和脱水时间，因此十分适合所述待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中含泥量较高的情况。在实际应用中，粗粒矿浆最好先加入调整剂进行调浆搅拌，再与所述初始回水混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后粗粒矿浆，这可以进一步提升对回水中有害有机物的去除效果，并提高去除效率。细粒矿浆最好先进行调浆搅拌，再与所述脱水后粗粒矿浆混合后作为进行最后一种目的矿物的浮选的矿浆，这可以提升最后一种目的矿物的浮选效果，提高浮选回收率和药剂利用率。 [0044] 进一步地，在现有技术中，用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂是针对最后一种目的矿物设计的，会对最先上浮的目的矿物的分离浮选产生不利影响，如果将这些含有这些捕收剂的尾矿水作为回水不经任何处理直接返回到磨矿工序和首段浮选中，那么这些捕收剂同样会将矿浆中的最后一种目的矿物浮起进入到最先上浮的目的矿物精矿中，从而就会降低最先上浮的目的矿物精矿的品位，同时还会影响该目的矿物与其他目的矿物之间的分离以及与脉石矿物之间的分离，因此在将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为回水时，需要先去除回水中的这些用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，再返回到磨矿工序或首段浮选的原矿矿浆中。本发明所提供的自清洁回水处理方法利用矿物本身的吸附特性，将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为初始回水，并将其与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，由于待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中还未加入用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，因此待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中的最后一种目的矿物会对初始回水中残留的用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂具有高强吸附能力，能够有效吸附初始回水中残留的这些用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，从而使脱水处理所得到的溢流水中用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂会含量大幅降低，这不仅降低了回水带来的不利捕收剂对首段浮选的影响，提高了首段浮选的分离效率，而且提高了用于最后一种目的矿物的浮选的药剂利用率，可以减小最后一种目的矿物的浮选中的捕收剂用量。 [0045] 与现有技术相比，本发明所提供的自清洁回水处理方法至少具有以下优点： [0046] (1)本发明所提供的自清洁回水处理方法利用了矿物本身的吸附特性，将最后一种目的矿物的浮选所得的尾矿水作为初始回水，并将其与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合，由于待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中还未加入用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，因此待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中的最后一种目的矿物能够高效吸附初始回水中残留的用于最后一种目的矿物的浮选的捕收剂，从而可以取消现有技术中物理化学处理技术、氧化处理技术、催化氧化处理技术、生物处理技术、生化处理技术等回水处理工艺，大幅降低了回水处理成本。 [0047] (2)由于初始回水与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合后要进行脱水处理，吸附了初始回水中残留捕收剂的最后一种目的矿物会进入到脱水后粗粒矿浆中，再进行最后一种目的矿物的浮选，而最后一种目的矿物的浮选本身就需要加入针对最后一种目的矿物的捕收剂进行浮选，因此这可以大幅降低最后一种目的矿物的浮选中的捕收剂用量，提高了用于最后一种目的矿物的捕收剂利用率，降低了总体的药剂成本。 [0048] (3)由于在初始回水与待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆混合时，待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆中的最后一种目的矿物就已经吸附了用于最后一种目的矿物的捕收剂，因此这提高了浮选回收率，缩短浮选时间，节能降耗。 [0049] 综上可见，本发明实施例不仅能够有效降低回水中影响最先上浮的目的矿物浮选的药剂含量，避免了回水制成的矿浆对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响，而且能够大大降低成本，节能降耗，缩短浮选时间，提高浮选回收率和药剂利用率。 [0050] 为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以具体实施例对本发明实施例所提供的自清洁回水处理方法进行详细描述。 [0051] 对比例1 [0052] 如图5所示，一种现有技术中的矿物浮选方法，用于对铅锌硫化矿进行优先浮选，有价元素为铅、锌和硫，其具体可以包括以下工序： [0053] 工序A1、对铅锌硫化矿的原矿进行磨矿，从而得到铅锌硫原矿矿浆。 [0054] 工序A2、对所述铅锌硫原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅精矿矿浆和铅尾矿矿浆。 [0055] 工序A3、对所述铅精矿浆进行脱水处理，从而得到铅精矿和铅精矿水。 [0056] 工序A4、对所述铅尾矿浆进行锌浮选，从而得到锌精矿矿浆和锌尾矿矿浆。 [0057] 工序A5、对所述锌精矿浆进行脱水处理，从而得到锌精矿和锌精矿水。 [0058] 工序A6、对所述锌尾矿浆进行硫浮选，从而得到硫精矿矿浆和硫尾矿矿浆。 [0059] 工序A7、对所述硫精矿浆进行脱水处理，从而得到硫精矿和硫精矿水。 [0060] 工序A8、对所述硫尾矿矿浆进行脱水处理，从而得到尾矿和硫尾矿水。 [0061] 工序A9、将所述的铅精矿水、锌精矿水、硫精矿水和硫尾矿水作为回水，并进行混凝沉淀和去除有机物处理，从而得到处理后的回水；将所述处理后的回水送入高位水池中，用以返回到磨矿工序中制备铅锌硫原矿矿浆，也可以用作铅浮选冲洗水。 [0062] 具体地，在对比例1中，工序A2的铅浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，工序A4的锌浮选为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，工序A6的硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，工序A9是回水返回到铅锌硫原矿矿浆的处理工序。 [0063] 对比例2 [0064] 如图6所示，一种现有技术中的矿物浮选方法，用于对铅锌硫化矿进行优先浮选，有价元素为铅、锌和硫，其具体可以包括以下工序： [0065] 工序B1、对铅锌硫化矿的原矿进行磨矿，从而得到铅锌硫原矿矿浆。 [0066] 工序B2、对所述铅锌硫原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅精矿矿浆和铅尾矿矿浆。 [0067] 工序B3、对所述铅精矿浆进行脱水处理，从而得到铅精矿和铅精矿水。 [0068] 工序B4、对所述铅尾矿浆进行锌浮选，从而得到锌精矿矿浆和锌尾矿矿浆。 [0069] 工序B5、对所述锌精矿浆进行脱水处理，从而得到锌精矿和锌精矿水。 [0070] 工序B6、对所述锌尾矿浆进行浓密处理，从而得到锌尾溢流水和浓密后锌尾矿矿浆。 [0071] 工序B7、对所述浓密后锌尾矿矿浆进行硫浮选，从而得到硫精矿矿浆和硫尾矿矿浆。 [0072] 工序B8、对所述硫精矿浆进行脱水处理，从而得到硫精矿和硫精矿水。 [0073] 工序B9、对所述硫溢流水进行脱水处理，从而得到尾矿和硫精矿水。 [0074] 工序B10、将所述锌尾溢流水返回到所述锌浮选。 [0075] 工序B11、将部分所述硫尾矿水返回到所述硫浮选中。 [0076] 工序B12、将所述铅溢流水、所述锌溢流水、所述硫溢流水和剩余部分所述硫尾溢流水作为回水，并进行混凝沉淀和去除有机物处理，从而得到处理后的回水；将所述处理后的回水送入高位水池中，用以返回到磨矿工序中制备铅锌硫原矿矿浆，也可以用作铅浮选冲洗水。 [0077] 具体地，在对比例2中，工序B2的铅浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，工序B4的锌浮选为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，工序B7的硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，工序B12是回水返回到铅锌硫原矿矿浆的处理工序。 [0078] 实施例1 [0079] 如图7所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铅锌硫化矿进行优先浮选，有价元素为铅、锌和硫，其具体可以包括以下工序： [0080] 工序C1、对铅锌硫化矿的原矿进行磨矿，从而得到铅锌硫原矿矿浆。 [0081] 工序C2、对所述铅锌硫原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅精矿矿浆和铅尾矿矿浆。 [0082] 工序C3、对所述铅尾矿浆进行锌浮选，从而得到锌精矿矿浆和锌尾矿矿浆。 [0083] 工序C4、对所述锌尾矿矿浆先加入调整剂进行调浆搅拌，再与初始回水混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后锌尾矿矿浆。其中，所述初始回水包括硫精矿水和硫尾矿水。 [0084] 工序C5、向所述脱水后锌尾矿矿浆中加入选硫矿物捕收剂，并进行硫浮选，从而得到硫精矿矿浆和硫尾矿矿浆。 [0085] 工序C6、对所述硫精矿矿浆进行浓密处理，从而得到硫精矿和硫精矿水。 [0086] 工序C7、对所述硫尾矿矿浆浆进行浓密处理，从而得到硫尾矿水和尾矿。 [0087] 工序C8、对所述溢流水进行混凝沉淀，从而得到清洁回水；将所述清洁回水送入高位水池中，用以返回到工序C1的磨矿工序中的铅锌硫原矿矿浆，也可以返回到工序C2的铅浮选中用作冲洗水。 [0088] 具体地，在本发明实施例1中，工序C2的铅浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，工序C3的锌浮选为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，工序C5的硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)；所述铅精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理，而所述锌尾矿矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆；工序C4是采用“混合-脱水”方案来处理回水，再通过工序C8返回到铅锌硫原矿矿浆中，工序C8中的混凝沉淀是一个可选工序，所述溢流水可以不进行混凝沉淀而直接返回到铅锌硫原矿矿浆中。 [0089] 实施例2 [0090] 如图8所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铅锌硫化矿进行优先浮选，有价元素为铅、锌和硫，其具体可以包括以下工序： [0091] 工序D1、对铅锌硫化矿的原矿进行磨矿，从而得到铅锌硫原矿矿浆。 [0092] 工序D2、对所述铅锌硫原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅精矿矿浆和铅尾矿浆。 [0093] 工序D3、对所述铅尾矿矿浆进行锌浮选，从而得到锌精矿矿浆和锌尾矿矿浆。 [0094] 工序D4、按照粒度大小对所述锌尾矿矿浆进行分级，从而得到粗粒矿浆和细粒矿浆。 [0095] 工序D5、对所述粗粒矿浆先加入调整剂进行调浆搅拌，再与初始回水混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后粗粒矿浆。其中，所述初始回水包括硫精矿水和硫尾矿水。 [0096] 工序D6、对所述细粒矿浆进行调浆搅拌，再与所述脱水后粗粒矿浆混合，并加入硫捕收剂，进行硫浮选，从而得到硫精矿矿浆和硫尾矿矿浆。 [0097] 工序D7、对所述硫精矿矿浆进行脱水，从而得到硫精矿和硫精矿水。 [0098] 工序D8、对所述硫尾矿浆进行脱水，从而得到硫尾矿水和尾矿。 [0099] 工序D9、对所述溢流水进行混凝沉淀，从而得到清洁回水；将所述清洁回水送入高位水池中，用以返回到工序D1的磨矿工序中的铅锌硫原矿矿浆，也可以返回到工序D2的铅浮选中用作冲洗水。 [0100] 具体地，在本发明实施例2中，工序D2的铅浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，工序D3的锌浮选为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，工序D6的硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)；所述铅精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理，而所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆；工序D4和工序D5是采用“分级-混合-脱水”方案来处理回水，再通过工序D9返回到铅锌硫原矿矿浆中，工序D9中的混凝沉淀是一个可选工序，所述溢流水可以不进行混凝沉淀而直接返回到铅锌硫原矿矿浆中。 [0101] 性能检测 [0102] 对上述对比例1、对比例2、本发明实施例1和本发明实施例2进行以下性能检测： [0103] (1)在现有技术中，硫浮选通常加入黄药作为选硫捕收剂。如果在实施上述对比例1时，工序A9中的回水不进行混凝沉淀和去除有机物处理，而是将回水直接送入高位水池中，并返回到磨矿工序中制备铅锌硫原矿矿浆，那么这种回水所制备的铅锌硫原矿矿浆中会含有大量的选硫捕收剂黄药，从而会对铅浮选造成很大不利影响，即铅锌硫浮选工程中影响铅锌分离浮选的主要是黄药。通过试验检测出矿浆中黄药含量对矿物浮选的影响可以如下表1所示： [0104] 表1 [0105] [0106] 由表1可以看出：当返回到铅锌硫原矿矿浆的回水中黄药含量超过5mg/L时，铅精矿中锌和硫的含量均呈现增加的趋势；当返回到铅锌硫原矿矿浆的回水中黄药含量达到10mg/L时，锌在铅精矿中损失增加了3个百分点，同时由于硫含量增加造成铅品位下降6.74个百分点，铅品位从49.54％下降至42.80％，这造成了铅精矿含杂增高，因此必须对回水进行净化处理后才能返回使用。 [0107] (2)上述对比例1和对比例2是现有技术中常见的回水处理工艺，部分或全部回水必须首先进行混凝沉淀处理，去除重金属离子和悬浮物，再采用氧化法或活性炭吸附法等去除有机物，然后才能返回使用，但这两种回水处理工艺仍然未达到较理想效果，而且成本高，不易控制。 [0108] (3)在铅锌硫浮选工艺中，影响铅锌分离浮选的主要是黄药，一般尾矿水中黄药含量小于50mg/L。本发明实施例1是采用本发明所提供的“混合-脱水”技术方案，本发明实施例2是本发明所提供的“分级-混合-脱水”技术方案；与本发明实施例1相比，本发明实施例2更利于脱水。在实施本发明实施例1的过程中，将初始回水与浓度为60％的锌尾矿浆混合后，对初始回水中黄药的吸附效果如下表2所示： [0109] 表2 [0110] [0111] 由表2可以看出：将初始回水与浓度为60％的锌尾矿浆混合后，即使混合后的矿浆浓度在17％的较稀条件下，仍然可将初始回水中的黄药大部分吸附；即使初始回水中黄药浓度在200mg/L的较高水平下，经过混合后，大量黄药也会被硫矿物吸附，且可使脱水后的溢流水中黄药浓度降低至1mg/L以下；也就是说，吸附率可达到99.5％，脱水后的溢流水再经过混凝沉淀后，所得的清洁回水不会对铅浮选产生影响。 [0112] 实施例3 [0113] 如图9所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铜铅锌硫化矿进行优先浮选，有价元素为铜、铅、锌和硫；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例1相似，也是采用“混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铜浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，铅浮选和锌浮选均为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，而所述铜精矿矿浆、所述铅精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理；经过“混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序、铜浮选工序或铅浮选工序，也可以先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序、铜浮选工序或铅浮选工序。 [0114] 实施例4 [0115] 如图10所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铜铅锌硫化矿进行优先浮选，有价元素为铜、铅、锌和硫；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例2相似，也是采用“分级-混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铜浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，铅浮选和锌浮选均为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，而所述铜精矿矿浆、所述铅精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理；经过“分级-混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序、铜浮选工序或铅浮选工序，也可以先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序、铜浮选工序或铅浮选工序。 [0116] 实施例5 [0117] 如图11所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铜铅锌硫化矿进行等可浮浮选，有价元素为铜、铅、锌和硫；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例1相似，也是采用“混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铜铅等可浮为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，铅浮选和锌浮选均为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，而所述铜铅混合精矿矿浆、所述铅精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理；经过“混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序、铜铅等可浮工序或铅浮选工序，也可先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序、铜铅等可浮工序或铅浮选工序。 [0118] 实施例6 [0119] 如图12所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铜铅锌硫化矿进行等可浮浮选，有价元素为铜、铅、锌和硫；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例2相似，也是采用“分级-混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铜铅等可浮为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，铅浮选和锌浮选均为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，而所述铜铅混合精矿矿浆、所述铅精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理；经过“分级-混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序、铜铅等可浮工序或铅浮选工序，也可以先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序、铜铅等可浮工序或铅浮选工序。 [0120] 实施例7 [0121] 如图13所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铜铅锌硫化矿进行混合浮选，有价元素为铜、铅、锌和硫；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例1相似，也是采用“混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铜铅混合浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，锌浮选均为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，而所述铜铅混合精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理；经过“混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序或铜铅混合浮选工序，也可以先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序或铜铅混合浮选工序。 [0122] 实施例8 [0123] 如图14所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铜铅锌硫化矿进行混合浮选，有价元素为铜、铅、锌和硫；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例2相似，也是采用“分级-混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铜铅混合浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，锌浮选均为除首段浮选和末段浮选外剩余目的矿物的浮选(即中段浮选)，硫浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述锌尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，而所述铜铅混合精矿矿浆和所述锌精矿矿浆均按照现有技术进行处理；经过“分级-混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序或铜铅混合浮选工序，也可以先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序或铜铅混合浮选工序。 [0124] 实施例9 [0125] 如图15所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铅锌硫-萤石矿进行优先浮选，有价元素为铅、锌、硫和萤石；该矿物浮选方法具体可以包括以下工序： [0126] 工序E1、对铅锌硫-萤石矿的原矿进行磨矿，从而得到原矿矿浆。 [0127] 工序E2、与对比例1中工序A2～工序A6基本相同，对所述原矿矿浆依次进行铅浮选、锌浮选和硫浮选，从而先后得到铅精矿矿浆、锌精矿矿浆、硫精矿矿浆和硫尾矿矿浆。 [0128] 工序E3、对所述硫尾矿矿浆进行浓密，从而得到硫化矿尾矿溢流水和浓密后硫化矿尾矿浆。 [0129] 工序E4、对所述浓密后硫化矿尾矿浆先加入调整剂进行调浆搅拌，再与初始回水混合，然后对该混合后矿浆进行脱水，从而得到溢流水和脱水后尾矿浆。其中，所述初始回水包括萤石精矿水和部分萤石尾矿水。 [0130] 工序E5、向所述脱水后尾矿浆中加入萤石浮选捕收剂，并进行萤石浮选，从而得到萤石精矿浆和萤石尾矿浆。 [0131] 工序E6、对所述萤石精矿浆进行脱水，从而得到萤石精矿和萤石精矿水。 [0132] 工序E7、对所述萤石尾矿浆进行脱水，从而得到萤石尾矿水和尾矿。 [0133] 工序E8、将部分萤石尾矿水返回到所述脱水后尾矿浆中，用以进行萤石浮选。 [0134] 工序E9、将萤石精矿水和部分萤石尾矿水作为初始回水，并进行工序E4的处理；对工序E4所得到的溢流水进行混凝沉淀，从而得到清洁回水；将所述清洁回水送入高位水池中，用以返回到工序E1的磨矿工序中或工序E2的铅浮选中。 [0135] 具体地，在本发明实施例9中，工序E2中的铅浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，工序E5的萤石浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述硫尾矿矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，所述铅精矿矿浆、锌精矿矿浆和硫精矿矿浆均可以按照现有技术进行处理；工序E4是采用“混合-脱水”方案来处理回水，再通过工序E9返回到原矿矿浆中，工序E9中的混凝沉淀是一个可选工序，所述溢流水可以不进行混凝沉淀而直接返回到原矿矿浆中。 [0136] 实施例10 [0137] 如图16所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对铅锌硫-重晶石矿进行优先浮选，主要有价元素为铅、锌、硫和重晶石；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例9相似，也是采用“混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：铅浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，重晶石浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述硫尾矿矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，所述铅精矿矿浆、锌精矿矿浆和硫精矿矿浆均可以浆按照现有技术进行处理。 [0138] 实施例11 [0139] 如图17所示，一种矿物浮选方法，采用了本发明所提供的自清洁回水处理方法，用于对辉钼矿和白钨矿混合矿进行优先浮选，有价元素为钼和钨；该矿物浮选方法的具体流程与本发明实施例9相似，也是采用“混合-脱水”方案来处理回水，其区别在于：辉钼矿浮选为最先上浮的目的矿物的浮选(即首段浮选)，白钨矿浮选为最后一种目的矿物的浮选(即末段浮选)，所述选钼尾矿浆是待进行最后一种目的矿物浮选的矿浆，所述钼精矿矿浆按照现有技术进行处理；经过“混合-脱水”方案来处理后的溢流水可作为回水直接返回到磨矿工序或辉钼矿浮选工序，也可以先进行混凝沉淀，再返回到磨矿工序或辉钼矿浮选工序。 [0140] 综上可见，本发明实施例不仅能够有效降低回水中影响最先上浮的目的矿物浮选的药剂含量，避免了回水制成的矿浆对最先上浮的目的矿物的浮选产生不利影响，而且能够大大降低成本，节能降耗，缩短浮选时间，提高浮选回收率和药剂利用率。 [0141] 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披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。 |
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