CN104226461B - 从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明一种从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法，通过对废弃尾矿磨矿促使有用矿物单体解离，同时剥离矿物表面氧化膜，提高矿物浮选活性；联合使用水玻璃和六聚偏磷酸钠即有效抑制铁质脉石、硅质脉石和碳酸盐脉石，又可较好地分散细泥，消除矿泥对浮选行为的不利影响；通过抑制剂、捕收剂、活化剂的高效组合和合理匹配，实现金锌硫依次优先浮选，再采用弱磁选工艺回收铁，得到金精矿、锌精矿、硫精矿和铁精矿，该方法通过磨矿活化浮选以及浮选药剂的合理契合匹配，解决了废弃尾矿中有用矿物表面滋生氧化膜，浮选活性差的难题，可高效分离提取废弃尾矿中的金锌硫铁组分。
Description
一.技术领域
本发明涉及冶炼行业，尤其涉及一种尾矿综合利用的选矿方法，具体说是一种从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法。
二.背景技术
我国矿业起步晚，技术发展不平衡，不同时期的选冶技术差距很大，大量有价值资源存留于尾矿之中。这些尾矿资源如不能综合回收利用，将造成巨大浪费。复杂含金多金属矿矿石类型复杂，共伴生组分多，矿石复杂的共伴生组分为企业选冶生产技术增加了难度。由于生产工艺和技术的限制，大部分企业对共伴生有用组分综合利用深度不够，资源利用率低。在矿山长期堆存的废弃尾矿中多含有金锌硫铁等有益元素，甚至于某些尾矿库堆存的废弃尾矿中金平均品位可达到0.9～1.0g/t，锌平均品位则在0.7～0.8％，硫品位在5.0％以上，铁品位在6.0％以上。而经过长期堆存的废弃尾矿风化和泥化严重，金属矿物可选性变差，再回收极其困难。如开发出技术可靠、经济可行的工艺方案，进一步回收废弃尾矿中的有用组份，可最大限度地利用矿产资源，提高矿山经济效益。
三.发明内容
本发明的目的是寻求一种分选效果好，经济环保，可从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁等有价元素的选矿方法。
为了达到以上目的，本发明采用的技术方案是通过对废弃尾矿磨矿促使有用矿物单体解离，同时剥离矿物表面氧化膜，提高矿物浮选活性；联合使用水玻璃和六聚偏磷酸钠即有效抑制铁质脉石、硅质脉石和碳酸盐脉石，又可较好地分散细泥，消除矿泥对浮选行为的不利影响；通过抑制剂、捕收剂、活化剂的高效组合和合理匹配，实现金锌硫依次优先浮选，再采用弱磁选工艺回收铁，得到金精矿、锌精矿、硫精矿和铁精矿。
从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法，该工艺通过磨矿-分级(A)、金-锌-硫浮选(B)和铁磁选(C)工艺环节得以实现，具体包括以下步骤：
A：磨矿-分级：首先对废弃尾矿(1)采用滚筒筛进行湿式筛分，筛除粒度在2mm以上的较大块沙砾，筛下物料给入搅拌槽Ⅰ调浆后进入旋流器进行分级，旋流器分级返砂给入球磨机进行磨矿，球磨机排料再返回给入搅拌槽Ⅰ。按每吨废弃尾矿干重计，在球磨机内加入氧化钙(a)用量500～600g/t、硫酸锌(b)用量1000～1100g/t、水玻璃(c)用量250～300g/t和六偏磷酸钠(d)用量250～300g/t，使矿泥高度分散，并强化抑制闪锌矿和黄铁矿。由搅拌槽Ⅰ、球磨机、旋流器组成的磨矿-分级回路得到的旋流器分级溢流磨矿细度为-0.038mm占90～95％。
B：金-锌-硫浮选：将旋流器分级溢流给入搅拌槽Ⅱ，在搅拌槽Ⅱ中依次添加乙基黄药(e)用量60～80g/t、乙硫氮(f)用量60～80g/t和松醇油(g)用量30～40g/t调浆，矿浆pH值为7.5～8.5，首先进行金粗选，再依次添加乙基黄药(e)用量20～30g/t、乙硫氮(f)用量20～30g/t和松醇油(g)用量10～20g/t进行金扫选Ⅰ，不添加任何药剂进行金扫选Ⅱ，依次添加硫酸锌(b)用量250～300g/t、水玻璃(c)用量50～100g/t和六偏磷酸钠(d)用量50～100g/t进行金精选Ⅰ，不添加任何药剂进行金精选Ⅱ和金精选Ⅲ，金精选Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ的中矿(2)、(3)、(4)及金扫选Ⅰ、Ⅱ的中矿(5)、(6)顺序返回上一作业，金浮选回路得到金精矿(7)。在金浮选回路尾矿中依次添加硫酸铜(h)用量250～300g/t、丁基黄药(i)用量60～80g/t和松醇油(g)用量30～40g/t进行锌粗选，再依次添加丁基黄药(i)用量20～30g/t和松醇油(g)用量10～20g/t进行锌扫选Ⅰ，不添加任何药剂进行锌扫选Ⅱ，分别添加氧化钙(a)用量150～200g/t、100～150g/t和50～100g/t进行锌精选Ⅰ、锌精选Ⅱ和锌精选Ⅲ，不添加任何药剂进行锌精选Ⅳ，保持锌精选Ⅰ～Ⅳ矿浆pH值为11.5～12.5，锌精选Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ的中矿(8)、(9)、(10)、(11)及锌扫选Ⅰ、Ⅱ的中矿(12)、(13)顺序返回上一作业，锌浮选回路得到锌精矿(14)。在锌浮选回路尾矿中依次添加硫化钠(j)用量300～350g/t、乙基黄药(e)用量40～60g/t和松醇油(g)用量20～30g/t进行硫粗选，再依次添加乙基黄药(e)用量10～20g/t和松醇油(g)用量10～20g/t进行硫扫选，分别添加水玻璃(c)用量200～250g/t和50～100g/t进行第一次硫精选和第二次硫精选，硫精选Ⅰ、Ⅱ的中矿(15)、(16)及硫扫选的中矿(17)顺序返回上一作业，硫浮选回路得到硫精矿(18)。
C：铁磁选：将硫浮选回路尾矿给入湿式鼓式弱磁选机，选择磁场强度为140×10-3～150×10-3T进行铁粗选，铁粗选精矿先给入搅拌槽Ⅲ调浆后进行铁精选，铁精选磁场强度为70×10-3～80×10-3T，铁精选中矿(19)返回铁粗选，铁磁选回路得到铁精矿(20)和最终尾矿(21)。
本发明的优点在于：
该方法通过磨矿活化浮选以及浮选药剂的合理契合匹配，解决了废弃尾矿中有用矿物表面滋生氧化膜，浮选活性差的难题，可高效分离提取废弃尾矿中的金锌硫铁组分。废弃尾矿经过选别可得到金品位＞27.0g/t，金回收率＞85.0％的金精矿；锌品位＞51.0％，锌回收率＞85.0％的锌精矿；硫品位＞43.0％，硫回收率＞60.0％的硫精矿；铁品位＞65.0％，铁回收率＞40.0％的铁精矿。
四.附图说明
图1是本发明从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法的工艺流程图。
标注：a：氧化钙；b：硫酸锌；c：水玻璃；d：六偏磷酸钠；e：乙基黄药；f：乙硫氮；g：松醇油；h：硫酸铜；i：丁基黄药；j：硫化钠。
五.具体实施方式
下面结合实施例对本发明具体实施方式进一步说明。华北某地含金多金属矿长期堆存的废弃尾矿中含金0.8～1.0g/t，锌0.7～0.8％，硫5.1～5.3％，铁6.1～6.3％，具有极大的综合回收价值。该废弃尾矿风化和泥化现象严重，再回收难度很大。采用尾矿库不同时期不同地点的废弃尾矿样进行试验对比，实施例1使用的废弃尾矿样含金0.95g/t、锌0.72％，硫5.10％，铁6.12％，实施例2使用的废弃尾矿样含金0.98g/t、锌0.79％，硫5.31％，铁6.30％。
实施例1：首先对废弃尾矿采用滚筒筛进行湿式筛分，筛除粒度在2mm以上的较大块沙砾，筛下物料给入搅拌槽调浆后进入旋流器进行分级，旋流器分级返砂给入球磨机进行磨矿，球磨机排料再返回给入搅拌槽。按每吨废弃尾矿干重计，在球磨机内加入氧化钙用量500g/t、硫酸锌用量1000g/t以及水玻璃用量250g/t、六偏磷酸钠用量250g/t。将磨矿细度为-0.038mm占90％的旋流器分级溢流给入另一搅拌槽，在该搅拌槽中依次添加乙基黄药用量各60g/t、乙硫氮用量60g/t和松醇油用量30g/t调浆，使矿浆pH值为7.5～8.5，首先进行金粗选，再依次添加乙基黄药用量20g/t、乙硫氮用量20g/t和松醇油用量10g/t进行第一次金扫选，不添加任何药剂进行第二次金扫选，依次添加硫酸锌用量250g/t、水玻璃用量50g/t和六偏磷酸钠用量50g/t进行第一次金精选，不添加任何药剂进行第二次金精选和第三次金精选，金精选及金扫选各中矿顺序返回上一作业，在金浮选回路得到金精矿。在金浮选回路尾矿中依次添加硫酸铜用量250g/t、丁基黄药用量60g/t和松醇油用量30g/t进行锌粗选，再依次添加丁基黄药用量20g/t和松醇油用量10g/t进行第一次锌扫选，不添加任何药剂进行第二次锌扫选，分别添加氧化钙用量150g/t、100g/t和50g/t进行第一次锌精选、第二次锌精选和第三次锌精选，不添加任何药剂进行第四次锌精选，保持各次锌精选的矿浆pH值为11.5～12.5，锌精选及锌扫选各中矿顺序返回上一作业，在锌浮选回路得到锌精矿。在锌浮选回路尾矿中依次添加硫化钠用量300g/t、乙基黄药用量40g/t和松醇油用量20g/t进行硫粗选，再依次添加乙基黄药用量10g/t和松醇油用量10g/t进行硫扫选，分别添加水玻璃用量200g/t和50g/t进行第一次硫精选和第二次硫精选，硫精选及硫扫选各中矿顺序返回上一作业，在硫浮选回路得到硫精矿。将硫浮选回路尾矿给入湿式鼓式弱磁选机，选择磁场强度为140×10-3T进行铁粗选，铁粗选精矿先给入搅拌槽调浆后再进行铁精选，铁精选磁场强度为70×10-3T，铁精选中矿返回铁粗选，在铁磁选回路得到铁精矿和最终尾矿。
实施例2：按照图1本发明工艺流程实施方式，试验步骤及工艺参数、药剂制度与实施例1完全相同。本发明实施例结果见表1。由表1所示结果表明，采用本发明方法，实施例1得到的选矿指标为：金精矿品位27.14g/t，金回收率86.28％，锌精矿品位51.92％，锌回收率85.81％，硫精矿品位43.22％，硫回收率61.52％，铁精矿品位65.92％，铁回收率41.68％。实施例2选矿指标：金精矿品位27.07g/t，金回收率87.29％，锌精矿品位51.08％，锌回收率87.29％，硫精矿品位44.30％，硫回收率63.74％，铁精矿品位66.77％，铁回收率42.08％。可见，本发明方法分选效果好，指标稳定、可靠，能够有效综合回收金、锌、硫、铁等有价元素。
表1 各实施例结果
Claims (1)
1.从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法，其特征在于：步骤及工艺条件如下：
A：磨矿-分级：首先对废弃尾矿(1)采用滚筒筛进行湿式筛分，筛除粒度在2mm以上的较大块沙砾，筛下物料给入搅拌槽Ⅰ调浆后进入旋流器进行分级，旋流器分级返砂给入球磨机进行磨矿，球磨机排料再返回给入搅拌槽Ⅰ，按每吨废弃尾矿干重计，在球磨机内加入氧化钙(a)用量500～600g/t、硫酸锌(b)用量1000～1100g/t、水玻璃(c)用量250～300g/t和六偏磷酸钠(d)用量250～300g/t，使矿泥高度分散，并强化抑制闪锌矿和黄铁矿，由搅拌槽Ⅰ、球磨机、旋流器组成的磨矿-分级回路得到的旋流器分级溢流磨矿细度为-0.038mm占90～95％；
B：金-锌-硫浮选：将旋流器分级溢流给入搅拌槽Ⅱ，在搅拌槽Ⅱ中依次添加乙基黄药(e)用量60～80g/t、乙硫氮(f)用量60～80g/t和松醇油(g)用量30～40g/t调浆，矿浆pH值为7.5～8.5，首先进行金粗选，再依次添加乙基黄药(e)用量20～30g/t、乙硫氮(f)用量20～30g/t和松醇油(g)用量10～20g/t进行金扫选Ⅰ，不添加任何药剂进行金扫选Ⅱ，依次添加硫酸锌(b)用量250～300g/t、水玻璃(c)用量50～100g/t和六偏磷酸钠(d)用量50～100g/t进行金精选Ⅰ，不添加任何药剂进行金精选Ⅱ和金精选Ⅲ，金精选Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ的中矿(2、3、4)及金扫选Ⅰ、Ⅱ的中矿(5、6)顺序返回上一作业，金浮选回路得到金精矿(7)；在金浮选回路尾矿中依次添加硫酸铜(h)用量250～300g/t、丁基黄药(i)用量60～80g/t和松醇油(g)用量30～40g/t进行锌粗选，再依次添加丁基黄药(i)用量20～30g/t和松醇油(g)用量10～20g/t进行锌扫选Ⅰ，不添加任何药剂进行锌扫选Ⅱ，分别添加氧化钙(a)用量150～200g/t、100～150g/t和50～100g/t进行锌精选Ⅰ、锌精选Ⅱ和锌精选Ⅲ，不添加任何药剂进行锌精选Ⅳ，保持锌精选Ⅰ～Ⅳ矿浆pH值为11.5～12.5，锌精选Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ的中矿(8、9、10、11)及锌扫选Ⅰ、Ⅱ的中矿(12、13)顺序返回上一作业，锌浮选回路得到锌精矿(14)；在锌浮选回路尾矿中依次添加硫化钠(j)用量300～350g/t、乙基黄药(e)用量40～60g/t和松醇油(g)用量20～30g/t进行硫粗选，再依次添加乙基黄药(e)用量10～20g/t和松醇油(g)用量10～20g/t进行硫扫选，分别添加水玻璃(c)用量200～250g/t和50～100g/t进行第一次硫精选和第二次硫精选，硫精选Ⅰ、Ⅱ的中矿(15、16)及硫扫选的中矿(17)顺序返回上一作业，硫浮选回路得到硫精矿(18)；
C：铁磁选：将硫浮选回路尾矿给入湿式鼓式弱磁选机，选择磁场强度为140×10-3～150×10-3T进行铁粗选，铁粗选精矿先给入搅拌槽Ⅲ调浆后进行铁精选，铁精选磁场强度为70×10-3～80×10-3T，铁精选中矿(19)返回铁粗选，铁磁选回路得到铁精矿(20)和最终尾矿(21)。
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