CN101934246A - 一种难选氧化铅锌矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种难选氧化铅锌矿的选矿方法，通过将难选氧化铅锌矿矿石破碎、磨矿后与催化剂和煤一起混匀后焙烧；或者将难选氧化铅锌矿矿石破碎后与催化剂和煤一起磨矿后焙烧，使难浮选的氧化铅锌矿石转化成易浮选的硫化矿物，弱磁性的三氧化二铁矿物转化成强磁性的四氧化三铁，再采用浮选硫化铅锌矿物的方法浮选获得到铅精矿、锌精矿或铅锌混合精矿，浮选铅锌矿物后的尾矿采用磁选法回收铁精矿。本方法可对难选氧化铅锌矿矿石中的有用元素进行综合回收，具有精矿品位高、回收率高的特点。

Description

一种难选氧化铅锌矿的选矿方法

技术领域

本发明属于有色金属矿选矿技术领域，涉及一种难处理氧化铅锌矿的选矿方法。

背景技术

我国的铅锌矿产资源丰富，其中铅的基础储量达到1284万吨，资源储量3757万吨；锌的基础储量达到3763万吨，资源储量9267万吨，仅次于澳大利亚和美国位居世界第三位。但是存在大量低品位的氧化铅锌矿石，不能被直接利用，也不能很好地选矿富集。

具有工业意义的氧化铅矿主要有白铅矿(PbCO₃)和铅矾(PbSO₄)，并共生有方解石、重晶石、方铅矿、钼铅矿等。比较纯净的氧化铅矿物都比较容易硫化，因此处理该类氧化物先硫化后，再用黄药或黑药为捕收剂浮选。

能工业利用的氧化锌矿物有菱锌矿(ZnCO₃)和异极矿(硅酸锌矿物的总称)。通常的氧化锌矿选矿工艺为采用(加温)硫化，再用硫酸铜活化加黄药的方法进行浮选；或者加入脂肪胺类捕收剂直接浮选氧化锌。

由于氧化铅锌矿石中矿泥含量高，对胺类药剂及硫化浮选有显著的影响，使浮选过程选择性大大降低，因此，必须进行预先脱泥或采用分散剂以克服粘土、氢氧化铁及其他泥质物质对浮选的影响，但处理效果并不理想，并且脱除的矿泥铅锌含量较高，降低了选矿回收率。

目前的选矿方法只能处理部分易选的氧化铅锌矿石。特别难选的氧化铅锌矿石目前没有合适的选矿方法而都堆存。

发明内容

本发明的目的是针对目前难处理的氧化铅锌矿石，提出一种火法预处理后，再采用常规硫化铅锌矿物浮选方法来处理难选氧化铅锌矿的选矿方法。

本发明的技术方案是：通过将难选氧化铅锌矿矿石破碎、磨矿至小于或等于10mm与催化剂和(或)煤一起混匀；或者将难选氧化铅锌矿矿石破碎后与催化剂和(或)煤一起磨至小于或等于10mm后焙烧，使难浮选的氧化铅锌矿石转化成易浮选的硫化矿物，弱磁性的三氧化二铁矿物转化成强磁性的四氧化三铁，再采用常规的浮选硫化铅锌矿物的方法浮选获得铅精矿、锌精矿或铅锌混合精矿。根据需要，浮选铅锌矿物后的浮选尾矿采用磁选法回收铁精矿。

本发明利用氧化铅锌矿石中各矿物的特性、以及粘土矿物与其它脉石矿物的物理化学性质差异，通过实施两个反应过程：(1)在破碎或磨矿使矿石中自身的硫化铁矿物与氧化铅锌矿物充分接触，焙烧过程中在催化剂的作用下，发生反应，生成易浮选的硫化铅锌矿物；(2)由于焙烧过程的高温，使矿石中的粘土矿物、含结晶水矿物脱水，降低了矿浆粘度，有利于矿物浮选。

本发明具体步骤是：

(1)矿石处理：将难选氧化铅锌矿矿石破碎、磨矿至小于或等于10mm，与催化剂和/或煤混匀；或者将难选氧化铅锌矿矿石破碎后与催化剂和/或煤一起磨矿至小于或等于10mm，再根据后续焙烧要求决定对磨矿后的矿石进行制粒或不制粒；

(2)焙烧处理：对破碎、磨矿后粒度小于或等于10mm粗粒矿石或造球后的矿石采用回转窑焙烧，而对粒度小于或等于2mm的细粒矿石采用沸腾炉或多膛炉焙烧，焙烧后的焙烧矿出炉水淬；

(3)磨矿、浮选：对水淬矿石磨矿至基本单体解离后，采用常规的对硫化铅锌矿选矿优先浮选方法浮选得到铅精矿和锌精矿，或者混合浮选方法浮选得到铅锌混合精矿。

所述催化剂为盐类化合物中的一种或它们的组合盐类化合物中的一种或它们的组合，盐类化合物为氯化钠、硫酸钠、氯化铁，其加入量为小于或等于难选氧化铅锌矿石重量的5％。

所述矿石处理中，煤的加入量为矿石处理的0～5％。

所述焙烧处理焙烧气氛为还原性，焙烧温度为650℃～850℃，焙烧时间1～3小时，还原剂为煤、天然气、煤气中的一种或组合，其用量为步骤1处理矿石后矿石量的0～5％。

所述磨矿、浮选采用常规的对硫化铅锌矿选矿优先浮选方法或混合浮选方法，是根据生产需要。如果需要生产铅精矿和锌精矿，采用铅锌矿选矿优先浮选方法；如果需要生产铅锌混合精矿，则采用混合浮选方法。

所述磨矿、浮选采用常规的对硫化铅锌矿选矿优先浮选方法或混合浮选方法浮选后的浮选尾矿可采用磁选法回收铁精矿。

本发明在氧化铅锌矿的选矿工艺中引入火法处理技术，提高资源利用率，并且使后续处理工艺简单、成本低廉。该工艺与氧化铅锌矿直接浮选相比具有以下特点：

①浮选时无需外加硫化药剂，无环境污染；

②可以获得单独、合格的铅锌精矿，且铅锌精矿中的铅锌的回收率可达到75％～80％以上；

③由于经过焙烧，精矿过滤性能、尾矿的沉降性能大大改善，回水利用率得到大大提高；

④由于经过焙烧，尾矿可以作为混凝土或水泥的掺和料，做到无尾选矿。

附图说明

图1是本发明难选氧化铅锌矿石经破碎、磨矿，与催化剂和/或煤混匀，制粒或不制粒焙烧的选矿处理方法流程图。

图2是本发明难选氧化铅锌矿石破碎后与催化剂和/或煤一起磨矿，制粒或不制粒焙烧的选矿处理方法流程图。

具体实施方式

某地难选氧化铅锌矿，矿石的矿物组成较为复杂，主要目的矿物是闪锌矿和菱锌矿，其次是异极矿、方铅矿、白铅矿、铅矾；脉石矿物以石英和方解石为主，次为玉髓、白云石、重晶石、高岭石、长石、绢云母、绿泥石、石膏和褐铁矿等。闪锌矿和菱锌矿多呈不规则的粒状集合体沿脉石粒间分布，在灰岩型矿石中尚有部分成团块状产出，由于交代作用的影响，锌矿物常与方铅矿、黄铁矿和毒砂形成较为复杂的嵌连关系。矿石中方铅矿的含量较低，常呈不规则粒状集合体零星出现，并交代闪锌矿和毒砂，在灰岩型矿石中可局部富集，部分氧化成白铅矿或铅矾。矿石中铅和锌的赋存状态基本一致，氧化程度都较为强烈，氧化率分别为82.69％和82.06％。这种难选的氧化铅锌矿通过常规氧化矿的选矿方法很难得到有效回收。采用本发明可使这部分难选氧化铅锌矿得到较好的回收，具体实施方式如下：

实施例1：参见图1中原料不制粒焙烧-铅锌依次优先浮选方案

原矿含铅1.5％、含锌6.5％，破碎至-10mm，添加1.0％NaCl混匀，在回转窑中加入0.5％还原剂煤和750℃下焙烧150分钟后直接水淬，水淬后的焙烧矿磨至-200目90％(有用矿物基本单体解离)后按常规的硫化铅锌矿铅锌依次优先浮选流程：铅浮选系统通过一粗一扫三精得到品位30～35％、回收率75％左右的铅精矿，锌浮选系统通过一粗二扫三精得到品位40～45％、回收率75～80％的锌精矿。对浮选后的浮选尾矿可采用磁选法回收铁精矿。

实施例2：参见图1中原料不制粒焙烧-铅锌混合浮选方案

原矿含铅1.5％、含锌6.5％，破碎至-3mm，添加0.5％煤和1.0％FeCl₃混匀，在750℃下回转窑焙烧120分钟后直接水淬，焙烧矿在棒磨机中磨至-200目90％(有用矿物基本单体解离)后按常规的硫化铅锌矿混合浮选流程，通过一粗二扫三精得到品位Pb+Zn＞40％，铅锌回收率80％左右的混合精矿。对浮选后的浮选尾矿可采用磁选法回收铁精矿。

实施例3：参见图2中原料制粒焙烧-铅锌混合浮选方案

原矿含铅1.5％、含锌6.5％，破碎至-3mm，添加0.5％煤、1.0％催化剂NaCl和3％膨润土混匀预磨至-200目40％左右后进行制粒，在750℃下回转窑焙烧90分钟后直接水淬，焙烧矿在棒磨机中磨至-200目90％(有用矿物基本单体解离)后按常规的硫化铅锌矿混合浮选流程，通过一粗二扫三精得到品位Pb+Zn＞40％，铅锌回收率80％左右的混合精矿，对浮选后的浮选尾矿可采用磁选法回收铁精矿。

Claims (7)

1.一种难选氧化铅锌矿的选矿方法，其步骤如下：

(1)矿石处理：将难选氧化铅锌矿矿石破碎、磨矿至小于或等于10mm，与催化剂和/或煤混匀；或者将难选氧化铅锌矿矿石破碎后与催化剂和/或煤一起磨矿至小于或等于10mm，再根据后续焙烧要求决定对磨矿后的矿石进行制粒或不制粒；

(2)焙烧处理：对破碎、磨矿后粒度小于或等于10mm的矿石或制粒后的矿石采用回转窑焙烧，而对粒度小于或等于2mm的细粒矿石采用沸腾炉或多膛炉焙烧，焙烧后的焙烧矿出炉水淬；

(3)磨矿、浮选：对水淬矿石磨矿至基本单体解离后，采用常规硫化铅锌矿选矿优先浮选方法浮选得到铅精矿和锌精矿，或者混合浮选方法浮选得到铅锌混合精矿。

2.根据权利要求1所述的难选氧化铅锌矿的选矿方法，其特征在于：所述催化剂为盐类化合物中的一种或它们的组合。

3.根据权利要求2所述的难选氧化铅锌矿的选矿方法，其特征在于：盐类化合物为氯化钠、硫酸钠或氯化铁，其加入量为小于或等于难选氧化铅锌矿石重量的5％。

4.根据权利要求1所述的难选氧化铅锌矿的选矿方法，其特征在于：矿石处理中，煤的加入量为难选氧化铅锌矿石重量的0～5％。

5.根据权利要求1中所述的难选氧化铅锌矿的选矿方法，其特征在于：焙烧时：焙烧气氛为还原性，还原剂为煤、天然气、煤气中的一种或组合，焙烧温度为650℃～850℃，焙烧时间1～3小时。

6.根据权利要求5所述的难选氧化铅锌矿的选矿方法，其特征在于：还原剂用量为小于或等于矿石处理后矿石量的0～5％。

7.根据权利要求1中所述的难选氧化铅锌矿的选矿方法，其特征在于：采用常规的对硫化铅锌矿选矿优先浮选方法或混合浮选方法浮选后的浮选尾矿采用磁选法回收铁精矿。

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