CN103381389B - 提高尾矿二次回收率的生产工艺 - Google Patents

Abstract

本发明提高尾矿二次回收率的生产工艺主要应用于低品位有色金属尾矿，包括以下步骤：尾矿抛尾、微细粒级矿物归队、混合浮选、硫化矿分离浮选、锌精矿回收、粗粒级锡石回收、微细泥锡石回收。由于采用适宜物理分离与化学浮选试剂，依照该方法能从矿石性质复杂难选的低品位尾矿中回收有价金属矿物，解决了尾矿再利用过程中粒度细微的矿物经济效益不高，高氧化矿使用常规选矿工艺成品纯度不佳的问题，降低选矿生产成本。

Description

提高尾矿二次回收率的生产工艺

技术领域

本发明涉及有色金属回收的选矿生产工艺，尤其涉及低品位有色金属及堆积多年的老尾矿的二次回收工艺。

背景技术

尾矿二次回收主要是针对现今选矿厂选别后丢弃的尾矿或多年前选矿厂生产后丢弃的老尾矿，通过一定的选别工艺处理后，对其中有价金属矿物进行再次回收的选矿工艺。由于其中可回收的有价金属矿物粒度都很细微（大多数集中在－0.037mm粒级范围），随着矿山矿源的枯竭，入选处理矿石品位也就越来越低，选矿工艺也愈加复杂。

随着矿山资源的枯竭，主体单位选矿厂的矿石处理品位逐年降低，入选尾矿二次回收工艺的给矿中锡、铅、锑和锌的品位分别下降为：0.22%、0.21%、0.14%和1.20%，并且还有下降的趋势；该矿源不但品位低，有用矿物粒度极其细微，而且氧化率较高，结晶粒度结构复杂，选矿的困难程度越来越大。

在有色金属选矿中，锡的回收通常采用重选方法获得，而铅、锑、锌、硫铁等金属矿物则是通过浮选方法取得，随着入选矿石的矿石性质（品位、粒度、氧化程度等）的不同，所选择的工艺流程条件千差万别。现有的尾矿回收工艺通常包括以下所列几种。

1.有色金属尾矿的再选利用方法（如公开号为CN1814826A、CN1814354A）：将尾矿过浓密池离析处理后制成矿浆，再通过溢流与沉淀作用分离，富集后得到精矿产品，这种方式的尾矿处理方式制作针对氧化程度不高的尾矿有直接作用，但对于沉积多年的老尾矿而言作用不明显。

2.一种锡矿尾砂的综合利用方法(如公开号为CN101850294A)：其主要内容为先利用磁选方法将其中的含铁物质先选出，再对剩下的尾矿进行综合电选后获取金属锡，此种方式针对成分单一的尾矿有显著作用，但针对成分复杂的低品位尾矿处理能力还是非常有限。

3.一种微细粒级锡石的选矿方法(如公开号为CN102631977A)：此种方法中使用物理震动筛选分级和化学浮选工艺相结合的方式对细粒矿物进行分离，其分离锡精矿品位为40%，锡回收率为50%，锡矿品位为1~3%，其综合回收效益仍有很大空间。

 4.一种铝土矿浮选尾矿制备人造石的方法（如公开号为CN102372462A）：其主要内容为利用铝矿浮选尾矿，经过滤干燥之后，添加改性剂及聚酯树脂固化成人造石，这种方式的尾矿处理对于尾矿中尚存的有色金属元素造成实质性的浪费，且最终产品效益远远比不上提取内含金属元素的价值来得高，造成有限金属资源部分浪费。

以上几种尾矿回收方法，各有自己的优势与缺陷，主要的缺陷是未能充分利用尾矿中含量微小的有价金属矿物，并且未能针对前几十年粗犷式采矿遗留下的尾矿进行回收，然而回收这样的尾矿在这矿物资源逐渐匮乏的时代却显得尤为重要。

发明内容

本发明提供一种提高尾矿二次回收率的生产工艺，解决了尾矿再利用过程中粒度细微的矿物经济效益不高，高氧化矿使用常规选矿工艺成品纯度不佳等问题。

为了达到上述发明目的，本发明所采用的技术方案为：

用于提高选矿经济技术指标的生产工艺，包括以下步骤：

（1）尾矿抛尾：螺旋分级机及螺旋溜槽配合使用，根据尾矿中矿物含量大小进行分级入选，粗粒级入磨细碎，中粒级进入螺旋溜槽，微细粒级直接进入下一步工序（2）；尾矿经筛分处理、浓缩后浓度为25%～30%，从中回收1.5～0.037mm粒级的物料，流程采用一粗一扫的工艺，抛弃尾矿中的废石，提高主流程入选矿石品位2～3倍，控制尾矿抛尾的锡铅锌等金属的综合损失率为12%～14%。

（2）微细粒级矿物归队：在尾矿抛尾处理过程中将0.037mm粒级的矿物以溢流形式，集中到800m²的高效斜板浓密箱处理，使得锡、铅锑、锌等有用矿物的归队率达95%以上。

（3）混合浮选：经尾矿抛尾所获得的毛精矿，经溢流型球磨机处理，磨矿产品粒度为－0.074mm占75%左右，经螺旋分级机处理并与高效斜板浓密箱沉砂合并，直接进入浮选，浮选浓度为25%～30%，采用一粗三精四扫的流程，整个浮选过程的矿浆酸碱度控制pH为6.0～6.5；把脆硫锑铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等硫化矿物作为泡沫产品浮出，而锡石及脉石矿物进入后段重选工艺；使用的混合浮选捕收剂为异丁基黄药，混合浮选流程中的辅助药剂是硫酸铜（活化剂）、硫酸（矿物表面清洗）及2^#油（起泡剂）；其药剂用量为：异丁基黄药：300～330克/吨原矿、硫酸铜：250～300克/吨原矿、硫酸：6000～7500克/吨原矿、2^#油：50～65克/吨原矿。

（4）硫化矿分离浮选：混合浮选硫化矿泡沫的矿物主要是脆硫锑铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等，矿浆经砂泵擦洗及φ12m浓缩机脱水，脱除残留药剂以减少对分离浮选的影响，铅锑—锌分离采用优选浮选流程，浮铅锑抑制锌硫，采用一粗三精三扫工艺流程；整个浮选流程的矿浆酸碱度控制在PH为8.0～9.0，流程中的主要药剂用量为：硫酸锌：120～130克/吨原矿、氰化钠：40～45克/吨原矿、石灰：300～500克/吨原矿。

（5）锌精矿回收：浮铅锑后的尾矿中以铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等矿物为主，在高碱矿浆介质中，以硫酸铜活化铁闪锌矿，用少量异丁基黄药捕收剂以提高锌矿物回收率；石灰用量为：2600～3000克/吨原矿、硫酸铜：150～170克/吨原矿、氰化钠：15～20克/吨原矿、异丁基黄药：8～13克/吨原矿。

（6）粗粒级锡石回收：混合浮选尾矿经分级箱分级，进入摇床分选作业，采用一粗一精一扫工艺，使用6—S摇床及云锡摇床配合，选出合格锡精矿。

（7）微细泥锡石回收：后段重选的所有尾矿集中螺旋分级机脱粗，再经φ125旋流器脱泥，由微细泥云锡摇床处理构成的细泥锡石回收系统，回收小于0.037mm的微细粒级锡石。

本发明由于采用适宜物理分离与化学浮选试剂，依照该方法能从矿石性质复杂难选的低品位尾矿中回收有价金属矿物，并力争尽可能降低选矿生产成本。

附图说明

图1为本发明的选矿工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例，对本发明做进一步说明。

实施例1：一种提高尾矿二次回收率的生产工艺， 处理含锡0.22%、铅0.21%、锑0.16%、锌1.20%的广西某锡石多金属硫化矿老尾矿，尾矿氧化率高，矿物结晶粒度细，矿石性质复杂难选。采用如图1所示工艺流程。包括以下步骤：

⑴尾矿抛尾 采用一粗一扫的工艺，通过螺溜设备进行抛尾，在给矿浓度28%左右的条件下，抛弃废砂量占给矿产率的46.8%，粗精矿产品的锡、铅、锌富集比为2~3倍。

⑵微细粒级矿物归队 使用高效斜板浓密箱，对于给矿浓度8%左右，使0.037mm细粒级矿物的归队率达95%以上。

⑶铅锑锌混合浮选 药剂用量为：黄药320克/吨原矿，硫酸：硫酸铜：280克/吨原、硫酸：7000克/吨原、2^#油：60克/吨原；采用一次粗选、三次精选和四次扫选的工艺流程。

⑷铅锑浮选 药剂用量为：硫酸锌：120克/吨原、氰化钠：45克/吨原、石灰：700克/吨原。采用一次粗选、三次精选和三次扫选的工艺流程。

⑸锌浮选 药剂用量为：2800克/吨原、硫酸铜：160克/吨原、氰化钠：20克/吨原、黄药：10克/吨原。采用一次粗选、三次精选和四次扫选的工艺流程。

⑹相对粗粒级锡石回收 采用一段粗选、一段扫选和一段精选及精选尾矿再扫选的工艺。

⑺微细泥锡石回收 采用脱粗、脱泥的一次选别。

采用本发明选矿对比结果如下两表：

 表1   本发明前选矿技术指标

表2   本发明后选矿技术指标

从上述两表对比可见，如表1所示，原有的工艺，在处理品位为：锡0.52%、铅0.36%、锑0.31%、锌2.96%的条件下，仅回收锡、锌两种产品；其指标为：锡精矿 品位：52.28%，回收率28.87%；锌精矿 品位：36.75%，回收率58.06%。采用本发明选矿后，如表2所示，技术技术指标中铅锑混合精矿品位：Pb20.21%、Sb14.04%，回收率：Pb35.95%、Sb32.75%；锌精矿品位：41.21%，回收率：59.70%；锡精矿品位：49.56%，回收率：37.34%；低锡精矿 品位：3.21%，回收率：3.90%。

综上所述，从前后两个指标对比分析，本发明提出的处理复杂难选的低品位尾矿二次再利用的尾矿处理技术具有显著的技术效果和经济效益。

Claims (1)

1.一种提高尾矿二次回收率的生产工艺，其特征在于包括以下步骤：

（1）尾矿抛尾：螺旋分级机及螺旋溜槽配合使用，根据尾矿中矿物含量大小进行分级入选，粗粒级入磨细碎，中粒级进入螺旋溜槽，微细粒级直接进入下一步工序（2）；尾矿经筛分处理、浓缩后浓度为25%～30%，从中回收1.5～0.037mm粒级的物料，流程采用一粗一扫的工艺，抛弃尾矿中的废石，提高主流程入选矿石品位2～3倍，控制尾矿抛尾的锡铅锌金属的综合损失率为12%～14%；

（2）微细粒级矿物归队：在尾矿抛尾处理过程中将0.037mm粒级的矿物以溢流形式，集中到800m²的高效斜板浓密箱处理，使得有用矿物锡、铅锑、锌的归队率达95%以上；

（3）混合浮选：经尾矿抛尾所获得的毛精矿，经溢流型球磨机处理，磨矿产品粒度为－0.074mm的矿物质占75%，经螺旋分级机处理并与高效斜板浓密箱沉砂合并，直接进入浮选，浮选浓度为25%～30%，采用一粗三精四扫的流程，整个浮选过程的矿浆酸碱度控制pH为6.0～6.5；把硫化矿物脆硫锑铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂作为泡沫产品浮出，而锡石及脉石矿物进入后段重选工艺；使用的混合浮选捕收剂为异丁基黄药，混合浮选流程中的辅助药剂是活化剂硫酸铜、矿物表面清洗剂硫酸及起泡剂2^#油；其药剂用量为：异丁基黄药：300～330克/吨原矿、硫酸铜：250～300克/吨原矿、硫酸：6000～7500克/吨原矿、2^#油：50～65克/吨原矿；

（4）硫化矿分离浮选：混合浮选硫化矿泡沫的矿物主要是脆硫锑铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂，矿浆经砂泵擦洗及φ12m浓缩机脱水，脱除残留药剂以减少对分离浮选的影响，铅锑—锌分离采用优选浮选流程，浮铅锑抑制锌硫，采用一粗三精三扫工艺流程；整个浮选流程的矿浆酸碱度控制在PH为8.0～9.0，流程中的主要药剂用量为：硫酸锌：120～130克/吨原矿、氰化钠：40～45克/吨原矿、石灰：300～500克/吨原矿；

（5）锌精矿回收：浮铅锑后的尾矿中以铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂为主，在高碱矿浆介质中，以硫酸铜活化铁闪锌矿，用少量异丁基黄药捕收剂提高锌矿物回收率；石灰用量为：2600～3000克/吨原矿、硫酸铜：150～170克/吨原矿、氰化钠：15～20克/吨原矿、异丁基黄药：8～13克/吨原矿；

（6）粗粒级锡石回收：混合浮选尾矿经分级箱分级，进入摇床分选作业，采用一粗一精一扫工艺，使用6—S摇床及云锡摇床配合，选出合格锡精矿；

（7）微细泥锡石回收：后段重选的所有尾矿集中螺旋分级机脱粗，再经φ125旋流器脱泥，由微细泥云锡摇床处理构成的细泥锡石回收系统，回收小于0.037mm的微细粒级锡石。