CN103909008A - 一种从铅锌尾矿中回收硫铁的选矿组合工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种从铅锌尾矿中回收硫铁的选矿组合工艺，其是（1）用螺旋溜槽对铅锌尾矿进行泥砂分离；（2）螺旋溜槽分离出的泥和砂分别浮选硫；（3）螺旋溜槽分离出的砂经过浮选硫后的尾矿进行磁选提铁，磁选得到的粗精矿进行浮选脱硫，实现铅锌尾矿中硫铁的回收。采用本发明工艺得到的混合硫精矿中硫品位大于31%；铁精矿中铁品位大于64%，含硫小于0.5%；铅锌尾矿中硫元素的回收率高达95%以上，铁元素的回收率高达88%以上。利用本发明工艺，操作稳定，选矿指标高，既可实现资源的综合利用，减少对环境的污染，又可为企业带来较好的经济效益。

Description

一种从铅锌尾矿中回收硫铁的选矿组合工艺

技术领域

本发明涉及有色金属矿物加工工程技术领域，具体是针对伴生磁黄铁矿、黄铁矿、磁铁矿为主，矿浆pH高，产出粒度不均，含泥量大、粘土矿物多，残余药剂高特点的铅锌尾矿，提出从该尾矿中回收硫铁的重—磁—浮组合工艺。

背景技术

我国的铅锌硫化矿，常伴生有黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿等。由于铅锌硫化矿和黄铁矿、磁黄铁矿可浮性相近，而铅锌的价值相对硫铁来说高得多，所以一般采用混合浮选或者优先浮选铅锌，抑制硫铁矿物，大部分硫铁矿物被抑制进入尾矿。在浮选铅锌的过程中，矿浆的pH一般大于11，而浮选回收硫需要在酸性矿浆中进行，一般pH为4-5，若利用传统工艺直接进行调浆浮选回收，需要加入大量硫酸，不仅生产成本较高，而且选矿指标不稳定，加上硫的价值相对较低，所以一般的铅锌矿山对伴生的硫铁没有进行综合回收，直接贮存于尾矿中。硫长期堆放于尾矿库中，会氧化形成酸性水，外排时会造成环境污染。据不完全统计，我国每年排放的铅锌尾矿高达数千万吨，但由于其中的硫铁矿物未能综合回收，不仅造成了资源浪费，而且对环境也是一个极大的威胁。

目前针对该特点铅锌尾矿中硫铁的回收，传统方法用螺旋溜槽为主的重选法或是直接浮选法回收硫，用磁选的方法回收铁，但是在生产实践中发现，无论采用哪种单一的回收方法，硫精矿回收率低，并且得不到合格的铁精矿，选矿生产指标不稳定。

因此有必要开发一种回收率高、指标稳定的选矿工艺来处理此类铅锌尾矿。

发明内容

本发明的目的是提供一种从铅锌尾矿中回收硫铁的重-磁-浮组合工艺，利用该工艺可有效回收铅锌尾矿中的硫和铁，实现铅锌尾矿的资源化利用。

为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：

一种从铅锌尾矿中回收硫铁的选矿组合工艺，其特征在于，

（1）用螺旋溜槽对铅锌尾矿进行泥砂分离；

（2）螺旋溜槽分离出的泥和砂分别浮选硫；

（3）螺旋溜槽分离出的砂经过浮选硫后的尾矿进行磁选提铁，磁选得到的粗精矿进行浮选脱硫，实现铅锌尾矿中硫铁的回收。

如上所述的工艺，优选地，步骤（1）中，所述铅锌尾矿先进入搅拌桶内调浆，至矿浆浓度为15-35wt%后，再用螺旋溜槽进行泥砂分离。

如上所述的工艺，优选地，步骤（2）中，螺旋溜槽分离出的砂直接进行浮选，浮选所用捕收剂为丁基黄原酸钠，浮选时间为2-3分钟，得到泡沫产品硫精矿Ⅰ；螺旋溜槽分离出的泥先用碳酸钠分散与活化后，再进行浮选，浮选所用捕收剂为丁基黄原酸钠，浮选时间为6-8分钟，得到泡沫产品硫精矿Ⅱ。

如上所述的工艺，优选地，螺旋溜槽分离出的砂进行浮选时，丁基黄原酸钠的总用量为80g/t。

如上所述的工艺，优选地，螺旋溜槽分离出的砂进行浮选时，经过两次粗选、两次扫选和一次精选。

如上所述的工艺，优选地，螺旋溜槽分离出的泥进行分散与活化时，碳酸钠总用量为1800g/t，进行浮选时，丁基黄原酸钠的总用量为95g/t。

如上所述的工艺，优选地，螺旋溜槽分离出的泥进行浮选时，经过一次粗选、两次扫选和两次精选。

如上所述的工艺，优选地，步骤（3）中，所述磁选提铁时的磁场强度为1000-1500mT。

如上所述的工艺，优选地，步骤（3）中，所述磁选得到的粗精矿先进行磨矿，再用硫酸铜活化，然后进行浮选脱硫，浮选所用捕收剂为戊基黄原酸钠，浮选时间为4-6分钟，得到铁精矿和浮选泡沫产品硫精矿Ⅲ。

如上所述的工艺，优选地，所述粗精矿磨矿至粒度为-200目80-90%，经过磨矿的粗精矿进行活化时，硫酸铜用量为80g/t，进行浮选时，戊基黄原酸钠的用量为90g/t。

本发明的有益效果在于：

本发明工艺主要包括三部分，即螺旋溜槽泥砂分选，分别浮选回收硫，磁选回收铁及脱硫。其中，螺旋溜槽重选不仅可以实现泥砂分离，还在一定程度上降低了矿浆pH，并且起到清洗矿物表面残余药剂的作用，使得分离后的泥砂进行分步浮选时更易于与药剂作用，从而提高了回收率；分别浮选时，由于排除了粘性细泥的干扰，砂部分可直接快速浮选得到硫精矿，缩短了浮选时间，泥部分则需要加药分散矿泥后进行浮选；砂部分快速浮选的尾矿进行磁选，得到粗铁精矿，粗铁精矿进行磨矿后浮选脱硫，得到高品质的铁精矿，这相对于传统的先磨后磁的工艺，大大减少了入磨量，使磨矿成本大幅降低。

采用本发明工艺，混合硫精矿（Ⅰ+Ⅱ+Ⅲ）中硫品位大于31%；铁精矿中

铁品位大于64%，含硫小于0.5%；铅锌尾矿中硫元素的回收率高达95%以上，

铁元素的回收率高达88%以上。本发明的工艺与传统的工艺流程相比，不仅回

收率高，产品指标稳定，而且不需加酸调浆，避免了酸对设备及辅助设施的腐

蚀，同时也减少了磨机的入磨量，实现资源的综合利用，减少对环境的污染，

可为企业带来很好的经济效益。

附图说明

图1为本发明工艺流程示意图。

图2为传统工艺流程示意图，用于与本发明对比。

具体实施方式

实施例1

某铅锌尾矿，矿石中硫含量为15.87%，铁27.93%，矿石中金属矿物主要是磁黄铁矿、黄铁矿。磁黄铁矿占矿物总量的21.84%，黄铁矿占矿物含量为9.62%，磁铁矿的矿物含量为2.16%，除有益元素构成的这些有用矿物外，矿石中还存在有大量的脉石矿物长石、辉石、透辉石、石榴子石、石英等硅酸岩，另含有少量方解石等其他脉石矿物。

如图1的工艺流程图所示，采用本发明工艺，先令该尾矿进入搅拌桶进行搅拌调浆，使铅锌尾矿以30wt%的矿浆浓度进入螺旋溜槽。螺旋溜槽分离出来的砂直接进行快速浮选，浮选所用捕收剂为丁基黄原酸钠，用量为80g/t，浮选时间约3分钟，经过两次粗选、两次扫选和一次精选得到硫精矿Ⅰ。螺旋溜槽分离出来的泥先用碳酸钠分散活化后再进行浮选，碳酸钠总用量为1800g/t，浮选所用捕收剂为丁基黄原酸钠，总用量为95g/t，浮选时间约6分钟，经过一次粗选、两次扫选和两次精选得到硫精矿Ⅱ。螺旋溜槽分离出来的砂的浮选尾矿再进行磁选，磁选的磁场强度为1200mT。磁选得到的粗精矿经磨矿后进行浮选脱硫，磨矿粒度为-200目90%，浮选脱硫前用硫酸铜作为调整剂进行活化，用量为80g/t，捕收剂为戊基黄原酸钠，药剂总用量为90g/t，得到铁精矿和泡沫产品硫精矿Ⅲ。采用本发明方法处理的试验结果见表1。

传统工艺的流程图如图2所示，采用传统工艺进行处理的试验结果见表1，用于与本发明对比。

表1

从表1可以看出，①实施例1中，利用本发明提供的工艺可以得到合格的硫精矿和高质量的铁精矿，而传统的工艺只能得到硫精矿，得不到合格的铁精矿；②本发明提供工艺中硫的回收率比传统工艺高10个点左右，铁回收率高7个点左右。

从上面的分析可知，利用本发明提供的重选—磁选—浮选组合流程处理铅锌尾矿技术指标稳定，回收率高，具有明显的优越性。

Claims (10)

1.一种从铅锌尾矿中回收硫铁的选矿组合工艺，其特征在于，

（1）用螺旋溜槽对铅锌尾矿进行泥砂分离；

（2）螺旋溜槽分离出的泥和砂分别浮选硫；

（3）螺旋溜槽分离出的砂经过浮选硫后的尾矿进行磁选提铁，磁选得到的粗精矿进行浮选脱硫，实现铅锌尾矿中硫铁的回收。

2.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤（1）中，所述铅锌尾矿先进入搅拌桶内调浆，至矿浆浓度为15-35wt%后，再用螺旋溜槽进行泥砂分离。

3.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤（2）中，

螺旋溜槽分离出的砂直接进行浮选，浮选所用捕收剂为丁基黄原酸钠，浮选时间为2-3分钟，得到泡沫产品硫精矿Ⅰ；

螺旋溜槽分离出的泥先用碳酸钠分散与活化后，再进行浮选，浮选所用捕收剂为丁基黄原酸钠，浮选时间为6-8分钟，得到泡沫产品硫精矿Ⅱ。

4.如权利要求3所述的工艺，其特征在于，螺旋溜槽分离出的砂进行浮选时，丁基黄原酸钠的总用量为80g/t。

5.如权利要求3所述的工艺，其特征在于，螺旋溜槽分离出的砂进行浮选时，经过两次粗选、两次扫选和一次精选。

6.如权利要求3所述的工艺，其特征在于，螺旋溜槽分离出的泥进行分散与活化时，碳酸钠总用量为1800g/t，进行浮选时，丁基黄原酸钠的总用量为95g/t。

7.如权利要求3所述的工艺，其特征在于，螺旋溜槽分离出的泥进行浮选时，经过一次粗选、两次扫选和两次精选。

8.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤（3）中，所述磁选提铁时的磁场强度为1000-1500mT。

9.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤（3）中，所述磁选得到的粗精矿先进行磨矿，再用硫酸铜活化，然后进行浮选脱硫，浮选所用捕收剂为戊基黄原酸钠，浮选时间为4-6分钟，得到铁精矿和浮选泡沫产品硫精矿Ⅲ。

10.如权利要求9所述的工艺，其特征在于，所述粗精矿磨矿至粒度为-200目80-90%，经过磨矿的粗精矿进行活化时，硫酸铜用量为80g/t，进行浮选时，戊基黄原酸钠的用量为90g/t。