CN101590449A - 一种高浓细度的高效选铅方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高浓细度的高效选铅方法，其特征在于在一段磨情况下，原矿经球磨机球磨后送入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机溢流出来的矿浆再送入旋流器进行分级，旋流器溢流出来的细度合格的矿浆送入浓密机进行浓缩后再送入浮洗机进行选铅作业。采用本发明对铅锌硫化矿进行浮选，可使选铅回收率提高2个百分点、铅精矿品位提高2个百分点，铅中银回收率提高5个百分点，浮选能耗减少20％，选铅药剂减少15％。本发明不但能大幅度提高铅选矿指标，节约选铅电耗和药剂消耗，而且还能够实现选铅废水和部分选铅药剂快速循环利用，杜绝对环境的污染，最终实现选铅高效分离和清洁生产。本发明同样适用于其它硫化矿多金属的回收。
Description
技术领域
本发明涉及一种高浓细度的高效选铅工艺方法，是一种在一段磨矿情况下既能提高入选浓度又能提高入选细度，使有用矿物单体充分解离，从而显著提高选铅指标、大幅度降低选铅电耗和药剂消耗、实现选铅废水分质快速直接回用的选矿方法，特别适用于铅锌硫化矿选矿。本发明也同样适用于其它硫化矿多金属的选矿。
背景技术
目前国内外有色金属选矿都要进行磨矿分级，由于考虑到成本问题，往往采用一段磨矿，由于提高浓度和同时提高细度是一对矛盾，在一段磨矿情况下往往做不到既能满足磨矿分级浓度≥35％，又能满足入选细度-0.074mm占≥80％，，即使做到也是采用多段磨矿。因此，在一段磨矿情况下分级矿浆浓度一般在≤35％左右，最终分级细度-0.074mm占≤75％，从而使有用的矿物单体解离度得不到提高，选矿分离效果较差。同时，由于浮选的初始浓度较低、矿浆体积较大、浮选设备较多，造成选矿电耗高、药剂消耗高、浮选时间相对较短、指标较低，选矿用水也多，选矿废水量大等的问题。
发明内容
本发明的目的是提供一种在一段磨矿情况下既能同时提高入选矿浆的浓度和细度、提高铅锌硫化矿中铅精矿品位回收率，又能节省选矿电耗、水耗、药剂消耗的选矿工艺方法。
为实施上述目的，本发明采用如下技术方案：
在一段磨情况下，原矿经球磨机球磨后送入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机溢流出来的矿浆再送入旋流器进行分级，旋流器溢流出来的细度合格的矿浆送入浓密机进行浓缩后再送入浮洗机进行选铅作业。
上述经螺旋分级机分级后溢流出来的矿浆浓度在30％-35wt％，细度为-200目占70％-75wt％，分级后产生的返砂返回到球磨机再磨。
上述经旋流器分级后溢流出来的矿浆浓度在20％-25wt％，细度为-200目占80wt％以上，分级后的细度不合格的沉砂返回到球磨机再磨。
上述经浓密机浓缩后的矿浆浓度从20％-25wt％提高至50％-55wt％，浓缩后产生的水送回球磨机和/或螺旋分级机、旋流器、浮选机再使用。
上述浮选机所进行的选铅作业采用常规的方法即可。
本发明所采用的球磨机、螺旋分级机、旋流器、浓密机均是公知设备。
采用本发明对铅锌硫化矿进行浮选，可使选铅回收率提高2个百分点、铅精矿品位提高2个百分点，铅中银回收率提高5个百分点，浮选能耗减少20％，选铅药剂减少15％。本发明不但能大幅度提高铅选矿指标，节约选铅电耗和药剂消耗，而且还能够实现选铅废水和部分选铅药剂快速循环利用，杜绝对环境的污染，最终实现选铅高效分离和清洁生产。
本发明同样适用于其它硫化矿多金属的回收。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
图2是本发明实施例1-3的试验工艺流程图。
具体实施方式
实施例1(试验)
经取样化验，本实施例中原矿石的性质为：铅锌硫化矿原矿多元属含量(wt％)：Pb3.5，Zn6.5，S27，Ag175g/t.矿石氧化率为：Pb4.25％，Zn5.14％。
参见图2，在一段磨情况下，原矿经球磨机球磨后送入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机溢流出来的矿浆再送入旋流器进行分级，旋流器溢流出来的细度合格的矿浆送入浓密机进行浓缩并达到如下指标后再送入浮洗机进行选铅作业：
矿浆Ph 11.5，矿浆浓度为35％，磨矿细度0.074mm(-200目)为70％-90％。
本实施例采用常规现有技术进行选铅作业(以下实施例同)，选铅时的药剂制度为：苯胺30g/t，硫氮15g/t，硫酸锌1500g/t，亚硫酸钠600g/t，松醇油30g/t。
本实施例的实验室闭路结果见表1。
表1：实施例1试验指标对比结果
从表1可以看出：随着磨矿细度的提高，铅精矿中含锌逐步降低，铅精矿的回收率逐渐提高，包括含在铅精中的贵金属银的回收率也逐步提高，磨矿细度-200目为85％时为最佳值，超过85％各指标改善不明显。
传统的一段磨矿配螺旋分级机得到了入选矿浆浓度在35％左右，入选细度-0.074mm占75％左右，本发明中一个关键环节就是在一段磨矿的条件下通过螺旋分级机与旋流器的组合使用形成一个矿浆细度高效分级系统，从而达到一段磨矿大幅度提高磨矿细度的目的。从试验结果来分析，在保持矿浆浓度不变的情况下，入选细度-0.074mm比例提高到85％，铅、银金属回收率明显得到提高，铅精矿中的杂质含量也得到降低。当入选细度-0.074mm占85％以上时，铅、银金属回收率提高的幅度就不明显了。
可见，提高磨矿细度对提高浮选指标有显著的效果。
实施例2(试验)
本实施例的矿石性质和矿物组成与实施例1相同，有关工艺步骤与实施例1也相同。
旋流器溢流出来的细度合格的矿浆送入浓密机进行浓缩并达到如下指标后再送入浮洗机进行选铅作业：
矿浆Ph 11.5；矿浆浓度为35％-50％，磨矿细度-200目(-0.074mm)为75％。
选铅时的药剂制度为：苯胺30g/t，硫氮15g/t，硫酸锌1500g/t，亚硫酸钠600g/t，松醇油30g/t。
本实施例的实验室闭路结果见表2。
表2：实施例2试验指标对比结果
本发明另一个关键环节就是通过浓密机把矿浆浓度从20％-25％提高至50％-55％，再送入浮选机行选铅作业。对比传统的一段磨矿配螺旋分级机工艺，本发明在相同的入选细度-0.074mm占75％的条件下，矿浆浓度提高到50％时，铅精矿的回收率从88.09％提高到91.29％，铅精矿中的银的回收率也从54.24％提高到了72.51％，但浓度超过50％时，各指标改善不明显。说明50％的矿浆浓度是该矿样的最佳浮选浓度。
可见，将矿浆入选浓度提高到适宜的高浓度有利于提高铅、银金属的回收率、降低杂质含量。
实施例3(试验)
本实施例的矿石性质和矿物组成与实施例1相同，有关工艺步骤也与实施例1相同。
旋流器溢流出来的细度合格的矿浆送入浓密机进行浓缩并达到如下指标后再送入浮洗机进行选铅作业：
矿浆Ph 11.5；矿浆浓度为50％，磨矿细度-200目(-0.074mm)为85％。
选铅时的药剂制度为：苯胺30g/t，硫氮15g/t，硫酸锌1500g/t，亚硫酸钠600g/t，松醇油30g/t。
本实施例的实验室闭路结果见表3。
表3：实施例3试验指标对比结果
和传统一段磨矿配螺旋分级机工艺相比，本实施例在一段磨矿条件下，通过螺旋分级机和旋流器组合分级使磨矿细度降低，然后再通过浓密机使入选矿浆浓度提高到适宜的高浓度，当入选矿浆浓度50％、入选细度-0.074mm占85％时，铅金属回收率从88.61％提高到91.57％，银金属回收率也从56.49％提高到73.18％。
可见，高浓度、高细度的选铅工艺能显著提高铅金属的回收率，以及提高铅精矿中贵重金属金银的回收率。
实施例4(应用)
某铅锌硫化矿选厂，磨矿系统原采用一段闭路磨矿工艺，即球磨和螺旋分级机组成一段闭路流程，分级机溢流浓度30％-35％，磨矿细度-0.074mm占70％-75％。浮选采用铅-锌-硫顺序优先浮选工艺。采用本发明对磨矿系统及选铅系统进行了改造后，在一段磨矿的情况下，球磨机与螺旋分级机构成回路，分级机溢流出来的矿浆再经旋流器分级，旋流器溢流出来的矿浆浓再进入浓密机进行浓缩作业，旋流器沉砂返回球磨机再磨。浓密机浓缩出水直接回用于磨矿、分级和选铅系统。浓密机把矿浆浓度从20％-25％提高至50％-55％，再送入浮选进行选铅作业。
磨矿系统及选铅系统改造前后各项指标对比见表4.。
表4：实施例4工业试验指标对比结果
表4中所采用的药剂与实施例1至3相同。
浮选浓度提高后，在相同的浮选时间里缩短了浮选流程，减少了浮选设备、降低了浮选单位能耗；同时，浓缩出来的水再供球磨和选铅系统补加水使用，一方面降低了补加新鲜水的用量，另一方面，多余水中的药剂又实现了循环使用，进一步降低了浮选药剂用量。
本发明不仅能提高铅、银金属回收率，还能降低选矿能耗、药剂用量及选矿新鲜水用量。
Claims (7)
1、一种高浓细度的高效选铅方法，其特征在于在一段磨情况下，原矿经球磨机球磨后送入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机溢流出来的矿浆再送入旋流器进行分级，旋流器溢流出来的细度合格的矿浆送入浓密机进行浓缩后再送入浮洗机进行选铅作业。
2、如权利要求1所述高浓细度的高效选铅方法，其特征在于经螺旋分级机分级后的返砂返回到球磨机再磨。
3、如权利要求1或2所述高浓细度的高效选铅方法，其特征在于螺旋分级机溢流出来的矿浆浓度在30％-35wt％，细度为-200目占70％-75wt％。
4、如权利要求1所述高浓细度的高效选铅方法，其特征在于经旋流器分级后的细度不合格的沉砂返回到球磨机再磨。
5、如权利要求1或4所述高浓细度的高效选铅方法，其特征在于旋流器溢流出来的矿浆浓度在20％-25wt％，细度为-200目占80wt％以上。
6、如权利要求1所述高浓细度的高效选铅方法，其特征在于浓密机浓缩出的水送回球磨机和/或螺旋分级机、旋流器、浮选机再使用。
7、如权利要求1或6所述高浓细度的高效选铅方法，其特征在于矿浆经浓密机浓缩后浓度提高至50％-55wt％。
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