CN102626676A - 一种铅锌尾矿分流分速浮选高品位硫精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了铅锌尾矿分流分速浮选高品位硫精矿的方法，其是根据铅锌浮选尾矿中黄铁矿的可浮性差异的特点，采用分流分速的方法对黄铁矿进行浮选取得高品位硫精矿，解决了精矿质量高，导致硫跑尾严重，回收率低的问题，同时具有节约选矿药剂、选矿电耗低的特点。该方法是对铅锌浮选尾矿浓缩后按下述步骤进行分流分速浮选，a：快速浮选：即在浓缩的铅锌浮选尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油浮选出硫精矿，其产率占全部硫精矿的70％以上；b：对快速浮选后的尾矿进行浮选：即在快速浮选后的尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油浮选出硫精矿，其产率占全部硫精矿的30％以内；对步骤a所得硫精矿和步骤b所得硫精矿合并浓缩脱水得到所需混合硫精矿。
Description
技术领域
本发明涉及浮选高品位硫精矿的选矿方法，特别适用于铅锌浮选尾矿中黄铁矿的选矿，本发明也同样适用于其它多金属伴生黄铁矿的选矿。
背景技术
目前国内外铅锌硫化矿多金属矿山主要采用优先浮选方法，铅锌浮选尾矿回收黄铁矿时，多采用硫酸作为选硫的调整剂和活化剂，通过粗选、精选、扫选得到硫精矿产品。这样的浮选工艺流程，遇到原矿硫较高时，一方面，由于活化时间较短，容易造成硫跑尾较多，同时需加入大量捕收剂、活化剂；另一方面，浮选流程较长，需要多台浮选机才能保证足够的浮选时间，选矿能耗较大。
发明内容
本发明的目的是提供一种既能提高选硫回收率指标、精矿品位指标，又能节约选矿药剂、降低选矿电耗的铅锌浮选尾矿浮选硫精矿的高效选矿方法，该方法适用于铅锌浮选尾矿中黄铁矿回收硫的选矿。
本发明的铅锌尾矿分流分速浮选高品位硫精矿的方法，是对铅锌浮选尾矿浓缩后按下述步骤进行分流分速浮选，a：快速浮选：即在浓缩的铅锌浮选尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油浮选出硫精矿，其产率占全部硫精矿的70％以上；b：对快速浮选后的尾矿进行浮选：即在快速浮选后的尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油浮选出硫精矿，其产率占全部硫精矿的30％以内；对步骤a所得硫精矿和步骤b所得硫精矿合并浓缩脱水得到所需混合硫精矿。
上述的浮选高品位硫精矿的方法，步骤a中浮选出的硫精矿品位≥48％，步骤b中浮选出的硫精矿品位为40-42％；混合硫精矿品位≥46％。
上述的浮选高品位硫精矿的方法，步骤a中，加入硫酸调节PH值为6.5-7；步骤b中，加入硫酸调节PH值为6.5-7。优选，步骤a中，丁基黄药加入量380-410g/t、2#油加入量为1.5-3g/t；步骤b中，丁基黄药加入量为300-380g/t、2#油加入量为1-2g/t。
上述的浮选高品位硫精矿的方法，对铅锌浮选尾矿浓缩到质量浓度为48％-52％，浓缩溢流水返回用作选锌作业的补加水。
本发明的有益效果：本发明是一种铅锌浮选尾矿分流分速浮选高品位硫精矿的选别方法，它的对浓缩后的铅锌浮选尾矿根据黄铁矿的可浮性差异的特点进行分流分速浮选，对浮选速度较快的黄铁矿在快速浮选过程中进行大药剂量快速活化，快速浮选，使得70％左右的黄铁矿利用浮选速度较快的特点浮选得到高品位的硫精矿；同时对剩余部分利用分段活化，使得30％左右的黄铁矿经过浮选得到品味略低的硫精矿。两种硫精矿在同一个浓密池中均匀沉淀过滤最终得到较高品位的混合硫精矿。对铅锌浮选尾矿进行浓缩，去除了大部分高碱度水，大幅度降低了硫铁矿活化剂的用量，提高选矿指标、降低选矿成本。总之，该方法能够提高选硫回收率指标和精矿品位指标，又能降低选矿电耗。
附图说明
图1为常规选硫工艺流程示意图。
图2为本发明的铅锌浮选尾矿分流分速浮选硫精矿的工艺流程示意图。
具体实施方式：
实施例1(控制硫精矿品位相当)
按照图1、图2所示工艺，选厂日处理原矿干矿量1300吨，铅锌尾矿每小时干矿量为50吨。
按下述工艺控制两个工艺所得的硫精矿品位相当。
常规选硫工艺(图1)：把浓度30％的选锌尾矿(含硫品位为31.26％)，添加硫酸、丁基黄药和2#油利用浮选机浮选硫精矿。93％硫酸加入量为10200g/t(矿浆PH值为6.8)、丁基黄药加入量为590g/t、2#油加入量为5g/t；硫精矿和选硫尾矿浓缩脱水后的浓缩溢流水回用于选硫。试验结果见表1，所得硫精矿的品位为46.68％。
本发明的选硫工艺(图2)：选锌尾矿(含硫品位为31.26％)经浓密后浓度被控制在50％左右，进行分流分速浮选。a：快速浮选：即在浓缩的铅锌浮选尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油利用浮选柱浮选出品位为48％的硫精矿，硫精矿产率占全部硫精矿的70％以上；硫酸加入量为5600g/t(矿浆PH值为6.8)、丁基黄药加入量为380g/t、2#油加入量为1.5g/t。b：对快速浮选后的尾矿进行浮选：即在快速浮选后的尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油利用浮选机浮选出品位为40-42％的硫精矿，硫精矿产率占全部硫精矿的30％以内；硫酸加入量为500g/t(矿浆PH值6.8)、丁基黄药加入量为300g/t、2#油加入量为2g/t。对步骤a所得硫精矿和步骤b所得硫精矿合并浓缩脱水得到所需混合硫精矿。试验结果见表2，混合硫精矿品位≥46.99％。
从表1和表2中可以看出，采用分流分速浮选工艺较常规选矿工艺在精矿品位相当时(常规工艺精矿品位46.68％和分流分速精矿品位46.99％)，精矿回收率从90.45％提高到96.11％，提高了5.66个百分点。
表1：
| 项目名称 | 硫品位(％) | 硫回收率(％) |
| 铅锌尾矿 | 31.26 | 100 |
| 硫精矿 | 46.68 | 90.45 |
| 硫尾矿 | 5.68 | 9.55 |
表2：
| 项目名称 | 硫品位(％) | 硫回收率(％) |
| 铅锌尾矿 | 31.26 | 100 |
| 混合硫精矿 | 46.99 | 96.11 |
| 硫尾矿 | 2.66 | 3.89 |
实施例2(控制硫精矿回收率相当)
按照图1、图2所示工艺，选厂日处理原矿干矿量1300吨，铅锌尾矿每小时干矿量为50吨。
按下述工艺控制两个工艺所得的硫精矿回收率相当。
常规选硫工艺(图1)：把浓度30％的选锌尾矿(含硫品位为31.26％)，添加硫酸、丁基黄药和2#油利用浮选机浮选硫精矿。93％硫酸加入量为9800g/t(矿浆PH值为7.0)、丁基黄药加入量为660g/t、2#油加入量为8g/t；硫精矿和选硫尾矿浓缩脱水后的浓缩溢流水回用于选硫。试验结果见表3，所得硫精矿的回收率为93.86％。
本发明的选硫工艺(图2)：选锌尾矿(含硫品位为31.26％)经浓密后浓度被控制在50％左右，进行分流分速浮选。a：快速浮选：即在浓缩的铅锌浮选尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油利用浮选柱浮选出品位为48％的硫精矿，硫精矿产率占全部硫精矿的70％以上；硫酸加入量为5200g/t(矿浆PH值为7)、丁基黄药加入量为410g/t、2#油加入量为3g/t。b：对快速浮选后的尾矿进行浮选：即在快速浮选后的尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油利用浮选机浮选出品位为40-42％的硫精矿，硫精矿产率占全部硫精矿的30％以内；硫酸加入量为300g/t(矿浆PH值为7)、丁基黄药加入量为380g/t、2#油加入量为1g/t。对步骤a所得硫精矿和步骤b所得硫精矿合并浓缩脱水得到所需混合硫精矿。试验结果见表4，所得硫精矿的回收率为94.03％。
从表3和表4中可以看出，本发明的分流分速和常规流程在回收率相当时(常规工艺回收率93.86％和分流分速精矿品位94.03％)，精矿品位从常规流程的44.12％提高到分流分速流程的48.01％，提高了3.89个百分点。
表3：
| 项目名称 | 硫品位(％) | 硫回收率(％) |
| 铅锌尾矿 | 31.26 | 100 |
| 硫精矿 | 44.12 | 93.86 |
| 硫尾矿 | 4.46 | 6.14 |
表4：
| 项目名称 | 硫品位(％) | 硫回收率(％) |
| 铅锌尾矿 | 31.26 | 100 |
| 混合硫精矿 | 48.01 | 94.03 |
| 硫尾矿 | 4.95 | 5.97 |
本发明对铅锌浮选尾矿进行分流分速浮选，对可浮性差异较大的黄铁矿产出两种不同品位的硫精矿。具体地说，先加入硫酸调节PH值为6.5-7，对黄铁矿进行活化，对活化后的矿浆加入丁基黄药作为捕收剂，快速浮选出品位高于48％的硫精矿，其产率占全部硫精矿的70％以上。对不易浮选的部分黄铁矿再次用硫酸进行活化，活化后的矿浆用丁基黄药作为捕收剂浮选出品位在40-42％的硫精矿，其产率占全部硫精矿的30％以内。两种不同品位硫精矿合二为一达到46％以上高品位硫精矿。
本发明中，2#油指松醇油。对浓缩后的铅锌浮选尾矿(浓度在48％-52％)根据黄铁矿的可浮性差异的特点进行分流分速浮选，对浮选速度较快的黄铁矿在快速浮选过程中进行快速活化，快速浮选，使得70％左右的黄铁矿利用浮选速度较快的特点浮选得到高品位的硫精矿(品位达到48％以上)；同时对剩余部分利用分段活化，使得30％左右的黄铁矿经过浮选得到42％左右的硫精矿。两种硫精矿在同一个浓密池中均匀沉淀过滤最终得到46％以上的硫精矿。从实施例1、2看出，本发明的浮选尾矿分流分速浮选硫精矿的工艺流程具有精矿品位高、回收率也高的特点，同时在实际操作过程中对于矿浆品位和流量的波动，更容易控制，方便操作。本发明是根据铅锌浮选尾矿中黄铁矿的可浮性差异的特点，采用分流分速的方法对黄铁矿进行浮选取得高品位硫精矿(品位≥46％)，解决了精矿质量高，导致硫跑尾严重，回收率低的问题，同时本发明工艺流程具有节约选矿药剂、选矿电耗低的特点。
Claims (6)
1.一种铅锌尾矿分流分速浮选高品位硫精矿的方法，其特征是：对铅锌浮选尾矿浓缩后进行按下述步骤进行分流分速浮选，a：快速浮选：即在浓缩的铅锌浮选尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油浮选出硫精矿，其产率占全部硫精矿的70％以上；b：对快速浮选后的尾矿进行浮选：即在快速浮选后的尾矿中加入硫酸、丁基黄药和2#油浮选出硫精矿，其产率占全部硫精矿的30％以内；对步骤a所得硫精矿和步骤b所得硫精矿合并浓缩脱水得到所需混合硫精矿。
2.如权利要求1所述的浮选高品位硫精矿的方法，其特征是：步骤a中浮选出的硫精矿品位≥48％，步骤b中浮选出的硫精矿品位为40-42％；混合硫精矿品位≥46％。
3.如权利要求1所述的浮选高品位硫精矿的方法，其特征是：步骤a中，加入硫酸调节PH值为6.5-7；步骤b中，加入硫酸调节PH值为6.5-7。
4.如权利要求3所述的浮选高品位硫精矿的方法，其特征是：步骤a中，丁基黄药加入量380-410g/t、2#油加入量为1.5-3g/t；步骤b中，丁基黄药加入量为300-380g/t、2#油加入量为1-2g/t。
5.如权利要求1所述的浮选高品位硫精矿的方法，其特征是：对铅锌浮选尾矿浓缩到质量浓度为48％-52％，浓缩溢流水返回用作选锌作业的补加水。
6.如权利要求1所述的浮选高品位硫精矿的方法，其特征是：对选硫尾矿浓缩后的部分尾矿溢流水回用于选硫作业，多余尾矿溢流水处理后回用于生产。
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