一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法 |
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| 申请号 | CN201911276595.2 | 申请日 | 2019-12-12 | 公开(公告)号 | CN111013827A | 公开(公告)日 | 2020-04-17 |
| 申请人 | 西藏华泰龙矿业开发有限公司; | 发明人 | 刘子龙; 张金刚; 崔宝; 杨晗; 谢永霞; | ||||
| 摘要 | 本 申请 公开了一种高含泥量高 氧 化率高硫氧化 铜 铅锌矿回收的选矿方法，包括将 破碎 后的原矿送入SABC碎磨矿工艺系统，结合放入渣浆 泵 池的石灰、H-08、异戊基黄药和丁铵黑药，得到磨矿产品；将所述磨矿产品经过旋流器分级进入浮选工艺系统，结合放入渣浆泵池的硫化钠、 碳 酸钠、 硫酸 铵、乙硫氮和松醇油进行粗选；将粗选后的磨矿产品进行四次精选得到混合精矿，以及三次扫选得到 尾矿 。本申请公开的上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法，能够实现这种类型的 矿石 的综合回收和利用，避免对环境产生不利影响。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法，其特征在于，包括： |
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| 说明书全文 | 一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法。 背景技术[0002] 现有的一种氧化铅锌矿浮选的方法是将原矿磨细至-0.074mm含量在70％至95％的范围内，先进行硫化铅锌的混合浮选，得到硫化铅锌混合精矿在铅锌分离流程中进行浮选分离，铅锌分离流程与主流程分开。硫化铅锌选矿尾矿不脱泥全部进入氧化铅锌浮选，氧化铅锌矿扫选精矿与精选尾矿合并进行单独浮选，浮选精矿返回到精选，这种方法消除了硫化铅锌分离过程所添加的浮选浮选药剂对后续氧化矿浮选的影响，另外在氧化矿浮选过程采用中矿集中再选可以缓解中矿循环量波动对氧化矿粗选与精选作业的影响。 [0003] 然而，针对氧化铜铅锌多金属矿，原矿含泥量高的情况，粗碎后，原矿-400 目含量在20％—30％之间，经过磨矿后，-200目含量在70％-75％之间，-400目含量高达60％左右；原矿铜品位1.27％，氧化率为41.07％，原矿铅品位2.25％，氧化率为79.31％，原矿锌品位 1.14，锌氧化率为84.83％。原矿中Fe品位8.61％，主要以黄铁矿形式存在，对有价金属矿物的浮选影响较大，严重影响精矿品位。针对这种高含泥量高氧化高硫氧化铜铅锌多金属矿，为经济有效地实现这些矿石的综合回收与利用，目前较为成熟的技术主要是化学浸出技术，但是西藏高寒高海拔地区严禁违规化学药品的工业使用，而化学浸出技术，现有技术中都是采用氰化物，这属于西藏地区工业生产违规药品，因此无法采用该氰化物，因此，亟需研究一种新方法来完成上述类型的矿物的选矿。 发明内容[0004] 为解决上述问题，本发明提供了一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法，能够实现这种类型的矿石的综合回收和利用，避免对环境产生不利影响。 [0005] 本发明提供的一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法，包括： [0008] 将粗选后的磨矿产品进行四次精选得到混合精矿，以及三次扫选得到尾矿。 [0009] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在所述精选过程和所述扫选过程中，将药剂管直接通入中矿箱内矿浆液位下方使药剂与矿浆进入浮选机。 [0010] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在所述精选过程中，利用球磨机对矿泥进行擦洗。 [0011] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第一次精选中，添加碳酸钠、H-08、异戊基黄药、硫酸铵、乙硫氮、松醇油。 [0012] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第二次精选中，添加碳酸钠和H-08。 [0013] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第三次精选中，添加碳酸钠、异戊基黄药、硫酸铵、乙硫氮和松醇油。 [0014] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第四次精选中，添加碳酸钠。 [0015] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第一次扫选中，添加硫化钠、碳酸钠、异戊基黄药、硫酸铵、乙硫氮、H-08 和松醇油。 [0016] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第二次扫选中，添加硫化钠。 [0017] 优选的，在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法中，在第三次扫选中，添加硫化钠。 [0018] 通过上述描述可知，本发明提供的上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法，由于先将破碎后的原矿送入SABC碎磨矿工艺系统，结合放入渣浆泵池的石灰、H-08、异戊基黄药和丁铵黑药，得到磨矿产品；然后将所述磨矿产品经过旋流器分级进入浮选工艺系统，结合放入渣浆泵池的硫化钠、碳酸钠、硫酸铵、乙硫氮和松醇油进行粗选；再将粗选后的磨矿产品进行四次精选得到混合精矿，以及三次扫选得到尾矿，可见该方案是将碳酸钠和石灰结合起来调节pH值，减少了石灰的使用，因此能够避免对环境产生不利影响，而且用H-08和石灰结合起来联合抑制黄铁矿，避免了石灰对铅锌矿的抑制，提高铅锌矿的回收率，从而实现这种类型的矿石的综合回收和利用。附图说明 [0019] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术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实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据提供的附图获得其他的附图。 [0020] 图1为本申请提供的一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的示意图； [0021] 图2为对磨矿产品进行四次精选和三次扫选的流程示意图。 具体实施方式[0022] 本申请的核心是提供一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法，能够实现这种类型的矿石的综合回收和利用，避免对环境产生不利影响。 [0023] 下面将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。基于本发明中的实施例，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，都属于本发明保护的范围。 [0024] 本申请提供的一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的实施例如图1所示，图1为本申请提供的一种高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的示意图，该方法包括如下步骤： [0025] S1：将破碎后的原矿送入SABC碎磨矿工艺系统，结合放入渣浆泵池的石灰、H-08、异戊基黄药和丁铵黑药，得到磨矿产品； [0026] 需要说明的是，由于矿浆的初始pH值为4至5，因此这里通过石灰调节渣浆泵池的pH值为6至7，而且石灰还有抑制黄铁矿的作用，另外，这里放入的 H-08为高分子化合物抑制剂，当矿浆pH值在10～12之间时，其在黄铁矿表面具有较高的吸附密度，对黄铁矿有选择性抑制作用，虽然石灰对黄铁矿有很好的抑制效果，但大量的石灰用量会带来药剂消耗量大、泡沫黏度高，从而产生精矿质量降低以及泡沫跑槽等一系列不利于生产的问题，同时，石灰用量高会对铅锌矿产生抑制，降低铅锌矿的回收率，这里采用高分子化合物抑制剂H-08，对黄铁矿有较好的选择性抑制效果，解决了现有技术针对黄铁矿抑制药剂的选择单一且多为石灰的问题，在特定pH值环境下，选择黄铁矿有机抑制剂，联合使用抑制的效果会更好，另外，异戊基黄药是一种硫化矿捕收剂，捕收能力强，而且，丁铵黑药也是一种捕收剂，对铅的捕收效果更好，还有起泡的作用。 [0027] S2：将磨矿产品经过旋流器分级进入浮选工艺系统，结合放入渣浆泵池的硫化钠、碳酸钠、硫酸铵、乙硫氮和松醇油进行粗选； [0028] 需要说明的是，该步骤采用的硫化钠的主要作用硫化氧化矿，使得被高度氧化的铜铅锌金属矿能更好的被捕收剂捕收，同时硫化钠呈碱性，能调节矿浆PH值，传统选矿厂处理氧化铜铅锌矿石，多采用碳酸钠调整剂来调节矿浆pH值，通过石灰调节初始pH值至6～7之间，而本实施例添加硫化钠后，再用碳酸钠调节pH值，联合使用石灰和碳酸钠两种调整剂，比单纯使用碳酸钠调整剂，铜铅锌回收率均有所提升，同时，还能更好的节约调整剂的成本，另外，碳酸钠还能够分散矿泥，硫酸铵和乙硫氮作为联合捕收剂，对铅的捕收效果较好，另外，这里采用的松醇油是一种起泡剂。 [0029] S3：将粗选后的磨矿产品进行四次精选得到混合精矿，以及三次扫选得到尾矿。 [0030] 具体的，该步骤可以如图2所示，图2为对磨矿产品进行四次精选和三次扫选的流程示意图，可见原矿经过磨矿之后进行混合粗选，一部分进行混合精选I，然后一部分产物进行混合精选II，另一部分返回中矿，进行混合精选II 之后的一部分继续进行混合精选III，另一部分混合精选II返回中矿，进行混合精选III之后的一部分进行混合精选IV，另一部分混合精选III返回中矿，而进行混合精选IV之后的一部分形成最终的混合精矿，另一部分混合精选IV返回中矿；混合粗选之后的另一部分先进行混合扫选I，其产物的一部分返回中矿，另一部分进行混合扫选II，其产物一部分返回中矿，另一部分继续进行混合扫选III，其产物一部分返回中矿，另一部分形成最终的尾矿。 [0031] 通过上述描述可知，本申请提供的上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的实施例中，由于先将破碎后的原矿送入SABC碎磨矿工艺系统，结合放入渣浆泵池的石灰、H-08、异戊基黄药和丁铵黑药，得到磨矿产品；然后将磨矿产品经过旋流器分级进入浮选工艺系统，结合放入渣浆泵池的硫化钠、碳酸钠、硫酸铵、乙硫氮和松醇油进行粗选；再将粗选后的磨矿产品进行四次精选得到混合精矿，以及三次扫选得到尾矿，可见该方案是将碳酸钠和石灰结合起来调节pH值，减少了石灰的使用，因此能够避免对环境产生不利影响，而且用H-08和石灰结合起来联合抑制黄铁矿，避免了石灰对铅锌矿的抑制，提高铅锌矿的回收率，从而实现这种类型的矿石的综合回收和利用。 [0032] 在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的一个具体实施例中，在精选过程和扫选过程中，将药剂管直接通入中矿箱内矿浆液位下方使药剂与矿浆进入浮选机。 [0033] 需要说明的是，现有技术中的药剂添加方式多在浮选机中矿箱处上方自流添加药剂，由于多数药剂为脂类等油性药剂，不易溶于水，且中矿箱处存在大量粘性泡沫，药剂直接滴入粘性泡沫上的话，药剂与矿浆很难充分混合，消耗大量药剂的同时，有用金属矿物得不到有效矿化。针对此点，该具体实施例中，采用药剂管直通中矿箱内矿浆液位下方，使药剂与矿浆流顺势进入浮选机，在浮选机的搅拌下，矿浆与药剂能得到及时的混合，进行混合效果会更好。 [0034] 在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的另一个实施例中，在精选过程中，还可以利用球磨机对矿泥进行擦洗。 [0035] 需要说明的是，在现有的选矿工艺中，多采用高频筛除泥、旋流分级除泥及预粗选除泥等分选方式来削弱矿泥对浮选的影响，现有技术中无法避免有用细粒级矿物进入矿泥，导致有用矿物回收率降低，而本实施例中，在使用了碳酸钠来分散矿泥的基础上，进一步通过在精选作业中通过球磨机擦洗矿浆，能很好的脱离有用矿物上粘附的矿泥，进一步提高精矿的品位，具体操作时，粗选药剂添加在粗选搅拌桶内，药剂管插入搅拌桶给矿管口处液位下方；混合扫选I、混合扫选II、混合扫选III、混合精选II、混合精选IV药剂添加在中矿箱内，药剂管插入中矿箱矿浆液位中部；混合精选I药剂添加在精选搅拌桶内，药剂管插入搅拌桶给矿管口处液位下方；混合精选III药剂添加在精选球磨机内。 [0036] 在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的一个优选实施例中，在第一次精选中，可以具体添加碳酸钠、H-08、异戊基黄药、硫酸铵、乙硫氮、松醇油。进一步的，在第二次精选中，可以具体添加碳酸钠和H-08。再进一步的，在第三次精选中，可以具体添加碳酸钠、异戊基黄药、硫酸铵、乙硫氮和松醇油。更进一步的，在第四次精选中，可以具体添加碳酸钠。当然这些是优选方案，还可以根据实际需要对各个精选步骤添加的药剂做一些调整，此处并不限制。 [0037] 在上述高含泥量高氧化率高硫氧化铜铅锌矿回收的选矿方法的另一个优选实施例中，在第一次扫选中，可以具体添加硫化钠、碳酸钠、异戊基黄药、硫酸铵、乙硫氮、H-08和松醇油。进一步的，在第二次扫选中，可以具体添加硫化钠。更进一步的，在第三次扫选中，可以具体添加硫化钠。当然这些是优选方案，还可以根据实际需要对各个扫选步骤添加的药剂做一些调整，此处并不限制。 [0038] 以具体的例子来说明本申请实施例的有益效果，采用的原矿铜品位 1.27％，氧化率为41.07％，原矿铅品位2.25％，氧化率为79.31％，原矿锌品位 1.14，锌氧化率为84.83％，用三个例子得到的铜铅锌混合精矿如下表所示。 [0039] [0040] [0041] 可见利用本实施例提供的方案，能够提高铅锌矿的回收率，实现了这种类型的矿石的综合回收和利用。 [0042] 对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。 |
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