CN104014420A - 一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及低品位氧硫混合铅锌矿的回收技术领域，特别涉及一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，包括以下制备步骤：1、将原矿进行一段磨矿之后进入分级系统的螺旋溜槽中进行溜槽分离；2、将过粉碎回收系统中的过粉碎矿物进行分离富集回收并得到过粉碎氧化锌精矿排出尾渣；对进入第一组浮选系统的矿物进行浮选排出尾矿；3、将尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选得到硫化锌矿物并排出二次尾矿；4、将二次尾矿进入第三组浮选系统进行三次浮选得到黄铁矿排出三次尾矿；5、将三次尾矿进入物理选矿系统提取氧化锌矿物。解决了超细氧化锌颗粒浮选和重选都难以回收的难题消除了氧化矿物的泥化现象所造成的金属跑尾流失提高了矿物的回收率。

Description

一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法

技术领域

本发明涉及低品位氧硫混合铅锌矿的回收技术领域，特别涉及一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法。

背景技术

低品位氧硫混合铅锌矿是世界十大难选矿之一，现有的选矿工艺流程：

球磨后使用常用浮选药剂和浮选方法浮选铅金属；再使用常用浮选药剂浮选锌金属，最终得到选矿产品：铅精矿、硫化锌精矿和氧化锌精矿。

现有的选矿方法存在下列缺点：

1.由于氧硫混合铅锌矿的金属单晶体氧化深度不同，过粉碎矿物颗粒氧化锌部分没有优先分离回收，不仅造成浮选药剂成本高，金属回收率低，而且超细颗粒难以浮选及重选回收，造成直接跑尾浪费。

2.硫化锌、氧化锌全部采用浮选方法，添加传统的选矿药剂，矿浆表层受微粒影响，造成浮选矿浆不稳定，氧化锌的产品质量难以控制。

3.金属总回收率比较低，一般40％-50％，资源利用率低。

4.全部采用浮选方法，药剂使用量大，工业废水中药剂残留成分多，水资源不能够生产循环使用，达不到环保排放要求，污水处理成本高。

5.选矿总成本较高，而且浮选氧化锌产品呈强碱性，导致下游冶炼企业生产环节硫酸的消耗量大幅增加，提高了冶炼成本。

发明内容

本发明的目的在于提供一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，不仅不会降低铅、锌精矿品位，同时铅、锌的选矿回收率均会增加20％以上。

本发明的目的是这样实现的，一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，包括以下制备步骤：

步骤1.将原矿进行一段磨矿之后进入分级系统的螺旋溜槽中进行溜槽分离；其中，将已解离矿物粒径小于或等于-0.01mm的矿物与大量水排到尾矿库，将粒径为-0.05mm至+0.01mm的过粉碎矿物进入过粉碎回收富集系统，将粒径为+0.05mm的矿物进入二段旋流器分级系统，将粒径为-0.074mm至+0.05mm的矿物进入第一组浮选系统，将粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨闭路系统，使用旋流器进行再分级；

步骤2.将所述过粉碎回收系统中的过粉碎矿物进行分离富集回收并得到过粉碎氧化锌精矿，并排出尾渣；同时，对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物，并排出尾矿；

步骤3.将所述尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选，得到硫化锌矿物，并排出二次尾矿；

步骤4.将所述二次尾矿进入第三组浮选系统进行三次浮选，得到黄铁矿，并排出三次尾矿；

步骤5.将所述三次尾矿进入物理选矿系统采用重选的方法提取氧化锌矿物。

本发明所提供的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法中，根据矿物中铅含量较低只有1％左右，而氧化率较高的特点，优先将过粉碎矿物大部分分离回收富集，解决了超细氧化锌颗粒浮选和重选都难以回收的难题，基本消除了氧化矿物的泥化现象所造成的金属跑尾流失，提高了矿物的回收率。

同时，脱泥后的氧硫矿物采用分级，硫化浮选、氧化重选联合工艺回收。氧化锌采用物理重选系统，解决了氧化锌浮选不稳定，品位难控制的难题。氧化锌采用物理重选方法，不用添加药剂，浮选过程中的药剂残余在重选系统中被冲淡稀释，废水可以循环利用于生产中，全流程闭路，尾渣进入尾矿库，达到零排放要求。

也就是说本方法是采用控制解离，两段分级磨矿，强化细泥回收，阶梯浮选的技术，采用重选脱泥，细泥重选，回收氧化锌，脱泥，矿物分级，磨矿，浮选铅，再浮选硫化锌，浮选铁，然后重浮联合回收氧化锌的选矿工艺流程。在该方法中，矿石泥化程度比较高，为了降低泥质对后续铅锌选别的影响，采用两段分级磨矿，强化细泥回收技术。首先在磨矿细度为-200目占70-75％情况下进行重选脱泥，然后再对脱泥矿物进行分级磨矿再浮选，有效避免了过磨，降低了泥质对后续铅锌回收的影响。采用重选回收了泥质中的氧化锌矿物，保证了泥化氧化锌矿物的回收。同时通过本发明提供的方法，金属总回收率达到80％以上，生产出多种产品的品质均达到下游企业的质量要求。全流程采用重、浮选结合，生产成本大幅降低，相比现有工艺生产技术的生产成本可降低50％左右。重选氧化锌产品基本呈中性，对冶炼生产环节大幅减少酸的消耗量，所以该氧化锌精矿价值也更高，选矿企业效益更好。

进一步地，步骤1中，所述粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨磨闭路系统，使用旋流器进行再分级，之后还包括：

进入二段分级系统的矿物被分级后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统；

进入二段球磨再解离的矿物再进入二段分级系统，分级之后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统。

进一步地，步骤2中，第二组浮选得到所述硫化锌矿物的步骤中，采用的浮选流程为一次粗选、两次扫选、三次精选得到硫化锌精矿。

进一步地，步骤2中，第二组浮选得到所述硫化锌矿物的步骤中，使用的捕收剂为改性胺类和戊黄药的组合。

硫化锌浮选以改性胺类和戊黄药的组合为捕收剂，大幅降低了硫化钠的用量，浮选过程稳定，克服了传统氧化锌硫化-胺法浮选的缺点。

进一步地，步骤2中，对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物的步骤中，采用石灰调浆，硫化钠硫化，以组合药剂“FR+丁胺黑药”作为捕收剂。

采用石灰调浆，硫化钠硫化，以高效选择性好组合药剂“FR+丁胺黑药”为捕收剂，即保证了硫化铅的高效浮选，又回收了氧化铅矿物，大幅提高了铅的浮选总回收率。

进一步地，步骤2中，所述对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物，并排出尾矿的步骤中，

先进行一次粗选，再进行二次扫选，之后进行两次精选，得到铅精矿。

进一步地，步骤3中，所述将所述尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选，得到硫化锌矿物，并排出二次尾矿的步骤中，

先进行一次粗选，再进行二次扫选，之后进行两次精选，得到硫化锌精矿。

进一步地，步骤5中，所述将所述三次尾矿进入物理选矿系统提取氧化锌矿物的步骤，具体操作包括：

使用螺旋溜槽将得到所述三次尾矿分级，提取粒径为160目-170目的粗粒氧化锌，同时，-170目至200目进入中床重选提取氧化锌，-200目至230目进入重选细床提取氧化锌；在该过程中不添加药剂。

细粒氧化锌进一步采用重选物理回收，有效保证了氧化锌的总回收率。

附图说明

图1为本发明提供的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法制备流程图。

具体实施方式

下面通过具体的实施例子并结合附图对本发明做进一步的详细描述。

本发明实施例详细介绍了一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，如图1所示，包括以下制备步骤：

步骤1.将原矿进行一段磨矿之后进入分级系统的螺旋溜槽中进行溜槽分离；其中，将已解离矿物粒径小于或等于-0.01mm的矿物与大量水排到尾矿库，将粒径为-0.05mm至+0.01mm的过粉碎矿物进入过粉碎回收系统，将粒径为+0.05mm的矿物进入二段分级系统，粒径为-0.074mm至+0.05mm的矿物进入第一组浮选系统，粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨闭路系统，使用旋流器进行再分级；

其中，粒径为+0.05mm的矿物进入二段分级系统，粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨再解离中，之后还包括：进入二段分级系统的矿物被分级后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入二段球磨闭路系统；

进入二段球磨再解离的矿物再进入二段分级系统，分级之后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统。

步骤2.将所述过粉碎回收系统中的过粉碎矿物进行分离富集回收并得到过粉碎氧化锌矿物，并排出尾渣；同时，对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物，并排出尾矿；

当矿磨细度-200目占78％以上，过粉碎矿物约占总矿量的30％，此部分进行富集回收，富集回收的过程中，此部分金属的回收率达到了69.25％,富集比约1.8倍。浮选得到所述氧硫锌矿物的步骤中，使用捕收剂为改性胺类和戊黄药的组合，采用的浮选流程为一次粗选、两次扫选、三次精选得到氧化锌精矿。

硫化锌浮选以改性胺类和戊黄药的组合为捕收剂，大幅降低了硫化钠的用量，浮选过程稳定，克服了传统氧化锌硫化-胺法浮选的缺点。

对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物的步骤中，采用石灰调浆，硫化钠硫化，以组合药剂“FR+丁胺黑药”作为捕收剂。

浮选铅精矿具体包括，采用石灰调浆，硫化钠硫化，以高效选择性好组合药剂“FR+丁胺黑药”为捕收剂，即保证了硫化铅的高效浮选，又回收了氧化铅矿物，大幅提高了铅的浮选总回收率。

先进行一次粗选，再进行二次扫选，之后进行两次精选，得到铅精矿。

步骤3.将所述尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选，得到硫化锌矿物，并排出二次尾矿；

先进行一次粗选，再进行二次扫选，之后进行两次精选，得到硫化锌精矿。

步骤4.将所述二次尾矿进入第三组浮选系统进行三次浮选，得到黄铁矿，并排出三次尾矿；

步骤5.将所述三次尾矿进入物理选矿系统采用重选的方法提取氧化锌矿物。

具体操作包括：使用螺旋溜槽将得到所述三次尾矿分级，提取粒径为160目-170目的粗粒氧化锌，同时，-170目至200目进入中床重选提取氧化锌，-200目至230目进入重选细床提取氧化锌；在该过程中不添加药剂。

细粒氧化锌进一步采用重选物理回收，有效保证了氧化锌的总回收率。

矿物如果不解离，无法提高浮选效果，矿物如果解离过度，会加重氧化矿物的泥化现象，造成重金属直接流失。而且，如果泥化现象严重，会加重药剂成本并严重影响浮选效果，按照常规手段，金属的回收率仅在20-40％，并无法达到产品的质量要求，造成此类矿石无工业价值。

同时，还存在浮选药剂的运用出现重大矛盾，即提取硫化物的同时，氧化物会流失；提取氧化物，硫化物又会流失。如氧硫混合矿物同时提取，产品无法应用下游湿法冶炼对可溶性的要求，又无法提供火法冶炼对含硫量的要求。由于上述的种种原因，传统工艺对氧硫混合铅锌矿生产存在生产成本高、金属回收率低、产品质量很难达到下游冶炼企业要求。我国大量此类资源无法有效利用。

根据上述方法进行如下实施例1:

原矿含锌13.5％、含铅0.9％、含铁5％，氧化率70％。

原矿进入一号球磨机，球磨之后一号球磨机中的矿浆浓度为35-38、细度＞75％。再进入螺旋分离器，粒径为-300目部分进入过粉碎回收系统，以改性胺类和戊黄药的组合为捕收剂，得到硫化锌，此时的产率为10％，精矿品位48％。

矿浆的产率85-90％进入旋流分离器分级，上流口矿浆-200目占80％，进入浮选系统，余下部分进入二号球磨机闭路磨矿系统。

旋流分离器上出口矿浆进入第一组浮选系统，矿浆浓度35％。采用石灰调浆，硫化钠硫化，以组合药剂“FR+丁胺黑药”作为捕收剂，提取铅精矿，金属回收率约80％，精矿品位＞50％，产率1.85％，

选后矿浆进入第二组浮选系统，矿浆浓度32％，矿物产率88.5％。第二组提取硫化锌，产率10％，精矿品位约48％，含硫28-33％。

选后矿浆进入第三组浮选系统，矿浆浓度28％。第三组浮选系统提取硫铁矿，产率8.8％，铁42％，硫40％，铁金属回收率80％。

选后矿浆进入物理选矿系统，矿浆浓度26％，第三组浮选系统根据矿石含铁量及伴生金属情况，灵活启动此流程。

重选系统第一工序矿浆分级，提取粗粒氧化锌(160目-170目)。

-170目至200目进入中床重选提取，-200目至230目进入重选细床提取。此系统提取氧化锌，精矿产率30％，精矿品位25％-30％，可溶性92％，金属回收率44.44％

最终得到：

锌金属回收率82.85％、产率45.25％；铅金属回收率80％、产率1.85％；尾矿产率52.9％，尾矿含锌4.38％。

实施例1中的几个关键点如下：

1)、过粉碎回收富集技术：

过粉碎粒度是指0.05mm-0.01mm矿物粒度，用传统浮选或重选方法难以回收富集。经我公司与设备厂多次反复试验，设备调整，指标如下：

矿浆浓度22％，一次粗选精矿品位：

二次扫选数据如下：

2)、氧、硫铅锌分选技术：

在矿物达到解离度的前提下，硫化矿的捕收剂至关重要：

一号球磨机加药硫化钠；

选铅：一号搅拌桶加硫酸锌，胺类捕收剂。

选锌：加锌的活化剂，捕收剂，起泡剂，铁的抑制剂。

上述药剂制度不影响生产用水的循环使用。

3)、细分选矿流程设计技术：

上述矿物如采用单一流程设计是无法达到高效选矿效果的，流程设计目的要达到不同矿物形态进入各自流程，互不干扰，充分利用传统设备对各矿物形态的局限性和单一性，即多段磨矿、多段分级、多段分选的升级技术。

该工艺实际解决了不同粒度矿物对现有市场设备的局限性，达到了提高产品质量和金属回收率的目的。

新工艺经生产30000吨以上的矿石后，金属综合回收率达80％以上，比传统工艺提高了2-4倍。

由于国家对环保非常重视，本流程生产用水可作循环使用，传统工艺是无法具备的。

实验例1：工业试验平均指标(％)

由上表可知，工业试验可获得铅精矿含铅47.58％，铅回收率为77.22％；硫化锌精矿含锌48.83％，锌回收率为37.05％；氧化锌精矿含锌22.18％，锌回收率为50.19％，可溶性为92.00％。

工业试验结果表明：控制解离两段分级磨矿-强化细泥回收-阶梯浮选的选矿工艺获得了优良的选矿指标，该工艺不但消除了泥质对铅锌回收的影响，而且有效回收了泥质中的氧化锌矿物。流程易于控制，选矿指标稳定。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (8)

1.一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于，包括以下制备步骤：

步骤1.将原矿进行一段磨矿之后进入分级系统的螺旋溜槽中进行溜槽分离；其中，将已解离矿物粒径小于或等于-0.01mm的矿物与大量水排到尾矿库，将粒径为-0.05mm至+0.01mm的过粉碎矿物进入过粉碎回收富集系统，将粒径为+0.05mm的矿物进入二段旋流器分级系统，将粒径为-0.074mm至+0.05mm的矿物进入第一组浮选系统，粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨闭路系统，使用旋流器进行再分级；

步骤2.将所述过粉碎回收系统中的过粉碎矿物进行分离富集回收并得到过粉碎氧化锌精矿，并排出尾渣；同时，对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物，并排出尾矿；

步骤3.将所述尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选，得到硫化锌矿物，并排出二次尾矿；

步骤4.将所述二次尾矿进入第三组浮选系统进行三次浮选，得到黄铁矿，并排出三次尾矿；

步骤5.将所述三次尾矿进入物理选矿系统采用重选的方法提取氧化锌矿物。

2.根据权利要求1所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤1中，所述粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨闭路系统，使用旋流器进行再分级的步骤之后还包括：

进入二段分级系统的矿物被分级后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统；

进入二段球磨再解离的矿物再进入二段分级系统，分级之后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统。

3.根据权利要求1所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤3中，第二组浮选得到所述硫化锌矿物的步骤中，采用的浮选流程为一次粗选、两次扫选、三次精选得到硫化锌精矿。

4.根据权利要求3所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤2中，第二组浮选得到所述硫化锌矿物的步骤中，使用的捕收剂为改性胺类和戊黄药的组合。

5.根据权利要求1所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤2中，对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物的步骤中，采用石灰调浆，硫化钠硫化，以组合药剂“FR+丁胺黑药”作为捕收剂。

6.根据权利要求1所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤2中，所述对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物，并排出尾矿的步骤中，

先进行一次粗选，再进行二次扫选，之后进行两次精选，得到铅精矿。

7.根据权利要求1所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤3中，所述将所述尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选，得到硫化锌矿物，并排出二次尾矿的步骤中，先进行一次粗选，再进行一次扫选，之后进行两次精选，得到硫化锌精矿。

8.根据权利要求1所述的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，其特征在于：

步骤5中，所述将所述三次尾矿进入物理选矿系统提取氧化锌矿物的步骤，具体操作包括：

使用螺旋溜槽将得到所述三次尾矿分级，提取粒径为160目-170目的粗粒氧化锌，同时，-170目至200目进入中床重选提取氧化锌，-200目至230目进入重选细床提取氧化锌；在该过程中不添加药剂。