CN104624363B - 一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法，属于资源综合利用技术领域。该方法先通过重选脱除浮选尾矿中的矿泥，再将重选精矿磨矿后进行金锑铅混合浮选，混合浮选的精矿再磨后进行抑锑浮金铅，所得精矿进行金铅分离浮选，所得尾矿进行活化选锑，最终得到金精矿、铅精矿和锑精矿。该方法通过重选开路流程，预先富集了粗颗粒矿物，抛掉了浮选尾矿中的大量矿泥，避免了矿泥对后续浮选的不利影响；混合浮选全开路流程，有利于连生体进入精矿，大大提高了金、锑、铅的回收率，同时避免了磨矿形成的次生矿泥进入精矿，该方法对于浮选尾矿的再次利用具有重要的经济价值和环境效益。
Description
技术领域
本发明涉及资源综合利用技术领域，特别是指一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法。
背景技术
黄铁矿、砷黄铁矿、辉锑矿、方铅矿等常是金的载体矿物，其矿物可浮性接近，在浮选过程中很难分离。国内西北某地区的含金多金属矿石性质复杂，有价矿物金、锑、铅嵌布粒度细，易泥化物质云母、绿泥石等含量高，浮选难度大，造成浮选尾矿中金、锑、铅含量较高，给矿山造成了极大的资源浪费。
ZL201210521689公开了一种硫化锑金矿物浮选分离的方法，处理的是锑金矿石，是先将锑金矿石磨矿后混合浮选，再将混合锑金精矿用活性炭脱药，通过抑金浮锑流程，获得了金精矿和锑精矿，存在的问题是活性炭脱药成本高、流程稳定性差。
《含金锑砷多金属硫化矿浮选分离试验研究》中记载了一种浮选分离锑和金砷的方法，处理的是含金锑砷多金属硫化矿石，先进行混合浮选，再利用硫化钠和碳酸钠抑制辉锑矿，实现金锑分离，存在的问题是硫化钠易氧化、药剂成本高。
《方铅矿与脆硫锑铅矿混合精矿的浮选分离研究》中记载了一种方铅矿和脆硫锑铅矿分离的方法，处理的是方铅矿与脆硫锑铅矿的混合精矿，用活性炭脱药，以硫化钠、次氯酸钙和石灰抑制脆硫锑铅矿，获得铅精矿和锑精矿，存在活性炭脱药成本高、硫化钠用量不易控制的问题。
《铅金分离的工艺探索》中记载了一种方铅矿和金分离的方法，处理的是含铅金矿石，用石灰、碳酸钠和硫酸锌抑制黄铁矿，优先选铅抑金，获得铅精矿和金精矿，存在药剂用量大、金铅分离不彻底的问题。
综上所述，目前采用重选-磨矿-混合浮选-再磨-金锑铅分离的工艺从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法未见报道。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法，能够同时获得高品位、高回收率的金精矿、锑精矿和铅精矿。
该方法具体步骤如下：
(1)重选
用螺旋溜槽对浮选尾矿进行重选富集，获得重选精矿，同时通过重选脱去浮选尾矿中的矿泥，避免了对后续工艺的影响。
(2)磨矿
将重选精矿磨矿，磨矿浓度为60-70％，磨矿细度为-0.074mm占85-95％。
(3)混合浮选
(a)粗选
调节矿浆浓度为20-28％，加入碳酸钠200-400g/t和六偏磷酸钠100-250g/t，搅拌4-7min；然后加入硫酸铜100-200g/t，搅拌5-7min；再加入异戊基黄药80-150g/t、丁铵黑药30-50g/t和乙硫氮50-100g/t，搅拌3-5min；最后加入松醇油20-40g/t，搅拌1-2min；充气浮选。得到混浮粗选精矿和混浮粗选尾矿。
(b)一次扫选
向混浮粗选尾矿中加入水玻璃150-300g/t，搅拌3-5min；然后加入硫酸铵100-200g/t，搅拌2-4min；再加入异戊基黄药40-70g/t、丁铵黑药20-40g/t和乙硫氮30-70g/t，搅拌3-4min；最后加入松醇油15-30g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。得到混浮一次扫选精矿和混浮一次扫选尾矿。
(c)二次扫选
向混浮一次扫选尾矿中加入异戊基黄药20-40g/t和丁铵黑药10-20g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。得到混浮二次扫选精矿和混浮二次扫选尾矿。
将混浮粗选精矿、混浮一次扫选精矿和混浮二次扫选精矿混合在一起成为金锑铅混合精矿，进行后续处理。
(4)再磨
将金锑铅混合精矿进行再磨，磨矿时加入硫酸铵100-200g/t，加入氢氧化钠600-800g/t和糊精500-800g/t，磨矿浓度为65-73％，磨矿细度为-0.043mm占75％-90％。
(5)抑锑浮金铅
(a)粗选
向再磨产品中加入乙硫氮150-250g/t和乙基黄药60-90g/t，搅拌2-4min；再加入松醇油30-50g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得浮金铅粗选精矿和浮金铅一次粗选尾矿。
(b)一次扫选
浮金铅一次粗选尾矿中加入碳酸钠20-40g/t和硫酸铵30-50g/t，搅拌3-5min；然后加入乙硫氮50-100g/t和乙基黄药30-50g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油10-20g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得浮金铅一次扫选精矿和浮金铅一次扫选尾矿，浮金铅一次扫选精矿返回粗选。
(c)二次扫选
浮金铅一次扫选尾矿中加入硫氢化钠20-40g/t，搅拌2-4min；然后加入乙硫氮30-50g/t和乙基黄药20-40g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。获得浮金铅二次扫选精矿和浮金铅二次扫选尾矿，浮金铅二次扫选精矿返回一次扫选，浮金铅二次扫选尾矿去活化选锑。
(d)精选
浮金铅粗选精矿搅拌2-4min，充气浮选。获得浮金铅精选精矿和浮金铅精选尾矿，浮金铅精选精矿去金铅分离，浮金铅精选尾矿返回粗选。
(6)金铅分离
(a)粗选
步骤(5)中的浮金铅精选精矿加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐800-1000g/t，搅拌6-9min；然后加入乙硫氮300-500g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油25-40g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得金铅分离粗选精矿和金铅分离粗选尾矿。
(b)一次扫选
金铅分离粗选尾矿中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐300-600g/t，搅拌4-6min；然后加入乙硫氮100-200g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油15-20g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得金铅分离一次扫选精矿和金铅分离一次扫选尾矿，金铅分离一次扫选精矿返回粗选。
(c)二次扫选
金铅分离一次扫选尾矿中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐200-400g/t和硫化钠50-100g/t，搅拌3-5min；然后加入乙硫氮50-90g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得金铅分离二次扫选精矿和金铅分离二次扫选尾矿，金铅分离二次扫选精矿返回一次扫选，金铅分离二次扫选尾矿即为金精矿。
(d)一次精选
金铅分离粗选精矿中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐100-200g/t，搅拌2-4min，充气浮选。获得金铅分离一次精选精矿和金铅分离一次精选尾矿，金铅分离一次精选尾矿返回粗选。
(e)二次精选
金铅分离一次精选精矿搅拌1-2min，充气浮选。获得金铅分离二次精选精矿(即铅精矿)和金铅分离二次精选尾矿，金铅分离二次精选尾矿返回一次精选。
(7)活化选锑
(a)粗选
抑锑浮金铅的浮金铅二次扫选尾矿中加入硫酸350-450g/t，搅拌3-5min；然后加入醋酸铅300-500g/t，搅拌2-3min；再加入乙硫氮100-150g/t，搅拌3-5min；最后加入松醇油30-50g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得选锑粗选精矿和选锑粗选尾矿。
(b)一次扫选
选锑粗选尾矿中加入硫酸100-200g/t，搅拌2-3min；然后加入醋酸铅100-150g/t，搅拌2-3min；再加入乙硫氮50-80g/t，搅拌2-3min；最后加入松醇油20-30g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得选锑一次扫选精矿和选锑一次扫选尾矿，选锑一次扫选精矿返回一次粗选。
(c)二次扫选
选锑一次扫选尾矿中加入醋酸铅50-70g/t，搅拌2-3min；然后加入乙硫氮30-50g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油10-20g/t，搅拌1-2min；充气浮选。获得选锑二次扫选精矿和选锑二次扫选尾矿(即最终尾矿)，选锑二次扫选精矿返回一次扫选。
(d)精选
将选锑粗选精矿进行三次精选，获得锑精矿。
通过以上工艺流程的实施，可获得金品位40-47g/t、金回收率71-76％的金精矿，锑品位41-45％、锑回收率79-82％的锑精矿，铅品位32-37％、铅回收率80-85％的铅精矿。
本发明的上述技术方案的有益效果如下：
(1)通过重选开路流程，预先富集了粗颗粒矿物，抛掉了浮选尾矿中的大量矿泥，避免了矿泥对后续浮选的不利影响；混合浮选全开路流程，有利于连生体进入精矿，大大提高了金、锑、铅的回收率，同时避免了磨矿形成的次生矿泥进入精矿。
(2)金锑铅混合精矿再磨时加入硫酸铵，沉淀除去磨矿过程中方铅矿产生的铅离子，消除了铅离子对辉锑矿的活化作用；再磨时加入氢氧化钠和糊精，利用磨矿过程中产生的微热效应，强化氢氧化钠和糊精对辉锑矿的抑制作用，降低了辉锑矿抑制剂的用量，利于后续工艺处理。
(3)通过金锑铅混合精矿再磨，取代常规金锑铅混合精矿的活性炭脱药，流程简单且效果好。
附图说明
图1为本发明的从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法的工艺流程图。
图中：1-混浮粗选精矿；2-混浮粗选尾矿；3-混浮一次扫选精矿；4-混浮一次扫选尾矿；5-混浮二次扫选精矿；6-混浮二次扫选尾矿；7-浮金铅粗选精矿；8-浮金铅粗选尾矿；9-浮金铅精选精矿；10-浮金铅精选尾矿；11-金铅分离粗选精矿；12-金铅分离粗选尾矿；13-金铅分离一次精选精矿；14-金铅分离一次精选尾矿；15-金铅分离一次扫选精矿；16-金铅分离一次扫选尾矿；17-金铅分离二次精选精矿；18-金铅分离二次精选尾矿；19-金铅分离二次扫选精矿；20-金铅分离二次扫选尾矿；21-浮金铅一次扫选精矿；22-浮金铅一次扫选尾矿；23-浮金铅二次扫选精矿；24-浮金铅二次扫选尾矿；25-选锑粗选精矿；26-选锑粗选尾矿；27-选锑一次精选精矿；28-选锑一次精选尾矿；29-选锑二次精选精矿；30-选锑二次精选尾矿；31-选锑三次精选精矿；32-选锑三次精选尾矿；33-选锑一次扫选精矿；34-选锑一次扫选尾矿；35-选锑二次扫选精矿；36-选锑二次扫选尾矿。
具体实施方式
为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图及具体实施例进行详细描述。
实施例1
某浮选尾矿含金0.85g/t，含锑0.34％，含铅0.65％，工艺矿物学分析表明，黄铁矿是金的主要载体矿物，含锑矿物主要以辉锑矿为主，含铅矿物主要是方铅矿。
按图1所示工艺进行金、锑、铅的回收，具体步骤如下：
(1)重选
将浮选尾矿和水调浆至20％，用螺旋溜槽对浮选尾矿进行重选，获得产率56.25％的重选精矿。
(2)磨矿
将重选精矿磨矿，磨矿浓度为70％，磨矿细度为-0.074mm占95％。
(3)混合浮选
(a)粗选
调节矿浆浓度为28％，加入碳酸钠400g/t和六偏磷酸钠250g/t，搅拌7min；然后加入硫酸铜200g/t，搅拌7min；再加入异戊基黄药150g/t、丁铵黑药50g/t和乙硫氮100g/t，搅拌5min；最后加入松醇油40g/t，搅拌2min；充气浮选。得到混浮粗选精矿1和混浮粗选尾矿2。
(b)一次扫选
向混浮粗选尾矿2中加入水玻璃300g/t，搅拌5min；然后加入硫酸铵200g/t，搅拌4min；再加入异戊基黄药70g/t、丁铵黑药40g/t和乙硫氮70g/t，搅拌4min；最后加入松醇油30g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到混浮一次扫选精矿3和混浮一次扫选尾矿4。
(c)二次扫选
向混浮一次扫选尾矿4中加入异戊基黄药40g/t和丁铵黑药20g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到混浮二次扫选精矿5和混浮二次扫选尾矿6。
将混浮粗选精矿1、混浮一次扫选精矿3和混浮二次扫选精矿5混合在一起成为金锑铅混合精矿，进行后续处理。
(4)再磨
将金锑铅混合精矿进行再磨，磨矿时加入硫酸铵200g/t，加入氢氧化钠800g/t和糊精800g/t，磨矿浓度为73％，磨矿细度为-0.043mm占90％。
(5)抑锑浮金铅
(a)粗选
向再磨产品中加入乙硫氮250g/t和乙基黄药90g/t，搅拌4min；再加入松醇油50g/t，搅拌2min；充气浮选。获得浮金铅粗选精矿7和浮金铅粗选尾矿8。
(b)一次扫选
浮金铅粗选尾矿8中加入碳酸钠40g/t和硫酸铵50g/t，搅拌5min；然后加入乙硫氮100g/t和乙基黄药50g/t，搅拌3min；再加入松醇油20g/t，搅拌2min；充气浮选。获得浮金铅一次扫选精矿21和浮金铅一次扫选尾矿22，浮金铅一次扫选精矿21返回粗选。
(c)二次扫选
浮金铅一次扫选尾矿22中加入硫氢化钠40g/t，搅拌4min；然后加入乙硫氮50g/t和乙基黄药40g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得浮金铅二次扫选精矿23和浮金铅二次扫选尾矿24，浮金铅二次扫选精矿23返回一次扫选，浮金铅二次扫选尾矿24去活化选锑。
(d)精选
浮金铅粗选精矿7搅拌4min，充气浮选。获得浮金铅精选精矿9和浮金铅精选尾矿10，浮金铅精选精矿9去金铅分离，浮金铅精选尾矿10返回粗选。
(6)金铅分离
(a)粗选
步骤(5)中的浮金铅精选精矿9加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐1000g/t，搅拌9min；然后加入乙硫氮500g/t，搅拌3min；再加入松醇油40g/t，搅拌2min；充气浮选。获得金铅分离粗选精矿11和金铅分离粗选尾矿12。
(b)一次扫选
金铅分离粗选尾矿12中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐600g/t，搅拌6min；然后加入乙硫氮200g/t，搅拌3min；再加入松醇油20g/t，搅拌2min；充气浮选。获得金铅分离一次扫选精矿15和金铅分离一次扫选尾矿16，金铅分离一次扫选精矿15返回粗选。
(c)二次扫选
金铅分离一次扫选尾矿16中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐400g/t和硫化钠100g/t，搅拌5min；然后加入乙硫氮90g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌2min；充气浮选。获得金铅分离二次扫选精矿19和金铅分离二次扫选尾矿20，金铅分离二次扫选精矿19返回一次扫选，金铅分离二次扫选尾矿20即为金精矿。
(d)一次精选
金铅分离粗选精矿11中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐200g/t，搅拌4min，充气浮选。获得金铅分离一次精选精矿13和金铅分离一次精选尾矿14，金铅分离一次精选尾矿14返回粗选。
(e)二次精选
金铅分离一次精选精矿13搅拌2min，充气浮选。获得金铅分离二次精选精矿17(即铅精矿)和金铅分离二次精选尾矿18，金铅分离二次精选尾矿18返回一次精选。
(7)活化选锑
(a)粗选
抑锑浮金铅的浮金铅二次扫选尾矿24中加入硫酸450g/t，搅拌5min；然后加入醋酸铅500g/t，搅拌3min；再加入乙硫氮150g/t，搅拌5min；最后加入松醇油50g/t，搅拌2min；充气浮选。获得选锑粗选精矿25和选锑粗选尾矿26。
(b)一次扫选
选锑粗选尾矿26中加入硫酸200g/t，搅拌3min；然后加入醋酸铅150g/t，搅拌3min；再加入乙硫氮80g/t，搅拌3min；最后加入松醇油30g/t，搅拌2min；充气浮选。获得选锑一次扫选精矿33和选锑一次扫选尾矿34，选锑一次扫选精矿33返回一次粗选。
(c)二次扫选
选锑一次扫选尾矿34中加入醋酸铅70g/t，搅拌3min；然后加入乙硫氮50g/t，搅拌3min；再加入松醇油20g/t，搅拌2min；充气浮选。获得选锑二次扫选精矿35和选锑二次扫选尾矿36(即最终尾矿)，选锑二次扫选精矿35返回一次扫选。
(d)精选
将选锑粗选精矿25进行三次精选，获得锑精矿。
通过以上工艺流程的实施，可获得金品位40.26g/t、金回收率74.35％的金精矿，锑品位43.58％、锑回收率81.09％的锑精矿，铅品位35.72％、铅回收率82.41％的铅精矿。
实施例2
某浮选尾矿含金0.52g/t，含铅0.51％，含锑0.23％，工艺矿物学研究结果表明，金的主要载体矿物是黄铁矿和砷黄铁矿，辉锑矿是锑的主要赋存形式，含铅矿物主要以方铅矿形式存在。
按图1所示工艺进行金、锑、铅的回收，具体步骤如下：
(1)重选
将浮选尾矿和水调浆至18％，用螺旋溜槽对浮选尾矿进行重选，获得产率61.35％的重选精矿。
(2)磨矿
将重选精矿磨矿，磨矿浓度为60％，磨矿细度为-0.074mm占85％。
(3)混合浮选
(a)粗选
调节矿浆浓度为20％，加入碳酸钠200g/t和六偏磷酸钠100g/t，搅拌4min；然后加入硫酸铜100g/t，搅拌5min；再加入异戊基黄药80g/t、丁铵黑药30g/t和乙硫氮50g/t，搅拌3min；最后加入松醇油20g/t，搅拌1min；充气浮选。得到混浮粗选精矿1和混浮粗选尾矿2。
(b)一次扫选
向混浮粗选尾矿2中加入水玻璃150g/t，搅拌3min；然后加入硫酸铵100g/t，搅拌2min；再加入异戊基黄药40g/t、丁铵黑药20g/t和乙硫氮30g/t，搅拌3min；最后加入松醇油15g/t，搅拌1min；充气浮选。得到混浮一次扫选精矿3和混浮一次扫选尾矿4。
(c)二次扫选
向混浮一次扫选尾矿4中加入异戊基黄药20g/t和丁铵黑药10g/t，搅拌2min；再加入松醇油5g/t，搅拌1min；充气浮选。得到混浮二次扫选精矿5和混浮二次扫选尾矿6。
将混浮粗选精矿1、混浮一次扫选精矿3和混浮二次扫选精矿5混合在一起成为金锑铅混合精矿，进行后续处理。
(4)再磨
将金锑铅混合精矿进行再磨，磨矿时加入硫酸铵100g/t，加入氢氧化钠600g/t和糊精500g/t，磨矿浓度为65％，磨矿细度为-0.043mm占75％。
(5)抑锑浮金铅
(a)粗选
向再磨产品中加入乙硫氮150g/t和乙基黄药60g/t，搅拌2min；再加入松醇油30g/t，搅拌1min；充气浮选。获得浮金铅粗选精矿7和浮金铅粗选尾矿8。
(b)一次扫选
浮金铅粗选尾矿8中加入碳酸钠20g/t和硫酸铵30g/t，搅拌3min；然后加入乙硫氮50g/t和乙基黄药30g/t，搅拌2min；再加入松醇油10g/t，搅拌1min；充气浮选。获得浮金铅一次扫选精矿21和浮金铅一次扫选尾矿22，浮金铅一次扫选精矿21返回粗选。
(c)二次扫选
浮金铅一次扫选尾矿22中加入硫氢化钠20g/t，搅拌2min；然后加入乙硫氮30g/t和乙基黄药20g/t，搅拌2min；再加入松醇油5g/t，搅拌1min；充气浮选。获得浮金铅二次扫选精矿23和浮金铅二次扫选尾矿24，浮金铅二次扫选精矿23返回一次扫选，浮金铅二次扫选尾矿24去活化选锑。
(d)精选
浮金铅粗选精矿7搅拌2min，充气浮选。获得浮金铅精选精矿9和浮金铅精选尾矿10，浮金铅精选精矿9去金铅分离，浮金铅精选尾矿10返回粗选。
(6)金铅分离
(a)粗选
步骤(5)中的浮金铅精选精矿9加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐800g/t，搅拌6min；然后加入乙硫氮300g/t，搅拌2min；再加入松醇油25g/t，搅拌1min；充气浮选。获得金铅分离粗选精矿11和金铅分离粗选尾矿12。
(b)一次扫选
金铅分离粗选尾矿12中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐300g/t，搅拌4min；然后加入乙硫氮100g/t，搅拌2min；再加入松醇油15g/t，搅拌1min；充气浮选。获得金铅分离一次扫选精矿15和金铅分离一次扫选尾矿16，金铅分离一次扫选精矿15返回粗选。
(c)二次扫选
金铅分离一次扫选尾矿16中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐200g/t和硫化钠50g/t，搅拌3min；然后加入乙硫氮50g/t，搅拌2min；再加入松醇油5g/t，搅拌1min；充气浮选。获得金铅分离二次扫选精矿19和金铅分离二次扫选尾矿20，金铅分离二次扫选精矿19返回一次扫选，金铅分离二次扫选尾矿20即为金精矿。
(d)一次精选
金铅分离粗选精矿11中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐100g/t，搅拌2min，充气浮选。获得金铅分离一次精选精矿13和金铅分离一次精选尾矿14，金铅分离一次精选尾矿14返回粗选。
(e)二次精选
金铅分离一次精选精矿13搅拌1min，充气浮选。获得金铅分离二次精选精矿17(即铅精矿)和金铅分离二次精选尾矿18，金铅分离二次精选尾矿18返回一次精选。
(7)活化选锑
(a)粗选
抑锑浮金铅的浮金铅二次扫选尾矿24中加入硫酸350g/t，搅拌3min；然后加入醋酸铅300g/t，搅拌2min；再加入乙硫氮100g/t，搅拌3min；最后加入松醇油30g/t，搅拌1min；充气浮选。获得选锑粗选精矿25和选锑粗选尾矿26。
(b)一次扫选
选锑粗选尾矿26中加入硫酸100g/t，搅拌2min；然后加入醋酸铅100g/t，搅拌2min；再加入乙硫氮50g/t，搅拌2min；最后加入松醇油20g/t，搅拌1min；充气浮选。获得选锑一次扫选精矿33和选锑一次扫选尾矿34，选锑一次扫选精矿33返回一次粗选。
(c)二次扫选
选锑一次扫选尾矿34中加入醋酸铅50g/t，搅拌2min；然后加入乙硫氮30g/t，搅拌2min；再加入松醇油10g/t，搅拌1min；充气浮选。获得选锑二次扫选精矿35和选锑二次扫选尾矿36(即最终尾矿)，选锑二次扫选精矿35返回一次扫选。
(d)精选
将选锑粗选精矿25进行三次精选，获得锑精矿。
通过以上工艺流程的实施，可获得金品位44.72g/t、金回收率73.95％的金精矿，锑品位42.16％、锑回收率80.13％的锑精矿，铅品位32.68％、铅回收率81.50％的铅精矿。
实施例3
某浮选尾矿含金0.49g/t，含铅0.60％，含锑0.28％，工艺矿物学研究结果表明，金的主要载体矿物是黄铁矿，辉锑矿是锑的主要赋存形式，含铅矿物主要以方铅矿形式存在。
按图1所示工艺进行金、锑、铅的回收，具体步骤如下：
(1)重选
将浮选尾矿和水调浆至17.5％，用螺旋溜槽对浮选尾矿进行重选，获得产率58.10％的重选精矿。
(2)磨矿
将重选精矿磨矿，磨矿浓度为64％，磨矿细度为-0.074mm占88％。
(3)混合浮选
(a)粗选
调节矿浆浓度为24％，加入碳酸钠300g/t和六偏磷酸钠150g/t，搅拌6min；然后加入硫酸铜150g/t，搅拌6min；再加入异戊基黄药120g/t、丁铵黑药40g/t和乙硫氮70g/t，搅拌3.5min；最后加入松醇油30g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到混浮粗选精矿1和混浮粗选尾矿2。
(b)一次扫选
向混浮粗选尾矿2中加入水玻璃250g/t，搅拌4min；然后加入硫酸铵150g/t，搅拌3min；再加入异戊基黄药50g/t、丁铵黑药25g/t和乙硫氮50g/t，搅拌3min；最后加入松醇油20g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到混浮一次扫选精矿3和混浮一次扫选尾矿4。
(c)二次扫选
向混浮一次扫选尾矿4中加入异戊基黄药30g/t和丁铵黑药15g/t，搅拌2min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到混浮二次扫选精矿5和混浮二次扫选尾矿6。
将混浮粗选精矿1、混浮一次扫选精矿3和混浮二次扫选精矿5混合在一起成为金锑铅混合精矿，进行后续处理。
(4)再磨
将金锑铅混合精矿进行再磨，磨矿时加入硫酸铵180g/t，加入氢氧化钠750g/t和糊精700g/t，磨矿浓度为68％，磨矿细度为-0.043mm占80％。
(5)抑锑浮金铅
(a)粗选
向再磨产品中加入乙硫氮200g/t和乙基黄药70g/t，搅拌3min；再加入松醇油40g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得浮金铅粗选精矿7和浮金铅一次粗选尾矿8。
(b)一次扫选
浮金铅粗选尾矿8中加入碳酸钠30g/t和硫酸铵40g/t，搅拌4min；然后加入乙硫氮80g/t和乙基黄药35g/t，搅拌2.5min；再加入松醇油15g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得浮金铅一次扫选精矿21和浮金铅一次扫选尾矿22，浮金铅一次扫选精矿21返回粗选。
(c)二次扫选
浮金铅一次扫选尾矿22中加入硫氢化钠30g/t，搅拌3min；然后加入乙硫氮40g/t和乙基黄药35g/t，搅拌3min；再加入松醇油8g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得浮金铅二次扫选精矿23和浮金铅二次扫选尾矿24，浮金铅二次扫选精矿23返回一次扫选，浮金铅二次扫选尾矿24去活化选锑。
(d)精选
浮金铅粗选精矿7搅拌3min，充气浮选。获得浮金铅精选精矿9和浮金铅精选尾矿10，浮金铅精选精矿9去金铅分离，浮金铅精选尾矿10返回粗选。
(6)金铅分离
(a)粗选
步骤(5)中的浮金铅精选精矿9加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐900g/t，搅拌7min；然后加入乙硫氮400g/t，搅拌3min；再加入松醇油30g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得金铅分离粗选精矿11和金铅分离粗选尾矿12。
(b)一次扫选
金铅分离粗选尾矿12中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐500g/t，搅拌5min；然后加入乙硫氮150g/t，搅拌3min；再加入松醇油18g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得金铅分离一次扫选精矿15和金铅分离一次扫选尾矿16，金铅分离一次扫选精矿15返回粗选。
(c)二次扫选
金铅分离一次扫选尾矿16中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐300g/t和硫化钠70g/t，搅拌4min；然后加入乙硫氮60g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。获得金铅分离二次扫选精矿19和金铅分离二次扫选尾矿20，金铅分离二次扫选精矿19返回一次扫选，金铅分离二次扫选尾矿20即为金精矿。
(d)一次精选
金铅分离粗选精矿11中加入双(羧甲基)三硫代碳酸盐150g/t，搅拌3min，充气浮选。获得金铅分离一次精选精矿13和金铅分离一次精选尾矿14，金铅分离一次精选尾矿14返回粗选。
(e)二次精选
金铅分离一次精选精矿13搅拌1.5min，充气浮选。获得金铅分离二次精选精矿17(即铅精矿)和金铅分离二次精选尾矿18，金铅分离二次精选尾矿18返回一次精选。
(7)活化选锑
(a)粗选
抑锑浮金铅的浮金铅二次扫选尾矿24中加入硫酸400g/t，搅拌4min；然后加入醋酸铅450g/t，搅拌2min；再加入乙硫氮120g/t，搅拌4min；最后加入松醇油35g/t，搅拌1min；充气浮选。获得选锑粗选精矿25和选锑粗选尾矿26。
(b)一次扫选
选锑粗选尾矿26中加入硫酸180g/t，搅拌2.5min；然后加入醋酸铅140g/t，搅拌3min；再加入乙硫氮70g/t，搅拌2.5min；最后加入松醇油20g/t，搅拌1min；充气浮选。获得选锑一次扫选精矿33和选锑一次扫选尾矿34，选锑一次扫选精矿33返回一次粗选。
(c)二次扫选
选锑一次扫选尾矿34中加入醋酸铅60g/t，搅拌3min；然后加入乙硫氮45g/t，搅拌2.5min；再加入松醇油15g/t，搅拌1min；充气浮选。获得选锑二次扫选精矿35和选锑二次扫选尾矿36(即最终尾矿)，选锑二次扫选精矿35返回一次扫选。
(d)精选
将选锑粗选精矿25进行三次精选，获得锑精矿。
通过以上工艺流程的实施，可获得金品位46.18g/t、金回收率71.05％的金精矿，锑品位43.02％、锑回收率80.10％的锑精矿，铅品位33.52％、铅回收率81.17％的铅精矿。
以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (2)
1.一种从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法，其特征在于：该方法包括如下步骤：
一、用螺旋溜槽对浮选尾矿进行重选，获得重选精矿和重选尾矿，重选尾矿作为最终尾矿；
二、将步骤一中得到的重选精矿磨矿，其中，磨矿浓度为60-70 ％，磨矿细度为-0.074mm 占85-95％ ；
三、将步骤二中得到的磨矿产品进行混合浮选，首先进行粗选，得到混浮粗选精矿(1)和混浮粗选尾矿(2)，混浮粗选尾矿(2) 进行两次扫选，得到的混浮粗选精矿(1)、混浮一次扫选精矿(3) 和混浮二次扫选精矿(5) 混合在一起成为金锑铅混合精矿，混浮二次扫选尾矿(6) 作为最终尾矿；
四、将步骤三中得到的金锑铅混合精矿进行再磨，磨矿时加入硫酸铵100-200g/t，加入氢氧化钠600-800g/t 和糊精500-800g/t，磨矿浓度为65-73％，磨矿细度为-0.043mm 占75％ -90％ ；
五、将步骤四中得到的再磨产品进行抑锑浮金铅，包括粗选，两次扫选和精选，再磨产品首先进行粗选得到浮金铅粗选精矿(7) 和浮金铅粗选尾矿(8)，浮金铅粗选精矿(7) 进行精选，得到浮金铅精选精矿(9) 和浮金铅精选尾矿(10)，浮金铅精选尾矿(10) 返回到粗选，浮金铅粗选尾矿(8) 进行两次扫选，浮金铅一次扫选精矿(21) 返回到粗选，浮金铅二次扫选精矿(23) 返回到一次扫选，最终得到的浮金铅二次扫选尾矿(24) 进入下一流程；
六、将步骤五中得到的浮金铅精选精矿(9) 进行金铅分离浮选，包括粗选，两次精选和两次扫选，浮金铅精选精矿(9) 首先进行粗选得到金铅分离粗选精矿(11) 和金铅分离粗选尾矿(12)，金铅分离粗选精矿(11) 进行两次精选，最终得到的金铅分离二次精选精矿(17)即为铅精矿；金铅分离粗选尾矿(12) 进行两次扫选，最终得到的金铅分离二次扫选尾矿(20) 即为金精矿；
七、将步骤五中得到的浮金铅二次扫选尾矿(24) 进行活化选锑，包括粗选、三次精选和两次扫选，浮金铅二次扫选尾矿(24) 首先进 行粗选，得到选锑粗选精矿(25) 和选锑粗选尾矿(26)，选锑粗选精矿(25) 进行三次精选，最终得到选锑三次精选精矿(31) 即为锑精矿，选锑粗选尾矿(26) 进行两次扫选，最终得到选锑二次扫选尾矿(36) 为最终尾矿；
所述步骤三中粗选的条件为：矿浆浓度为20-28％，加入碳酸钠200-400g/t 和六偏磷酸钠100-250g/t，搅拌4-7min ；然后加入硫酸铜100-200g/t，搅拌5-7min ；再加入异戊基黄药80-150g/t、丁铵黑药30-50g/t 和乙硫氮50-100g/t，搅拌3-5min ；最后加入松醇油20-40g/t，搅拌1-2min ；充气进行粗选；
所述步骤三中一次扫选的条件为：加入水玻璃150-300g/t，搅拌3-5min ；然后加入硫酸铵100-200g/t，搅拌2-4min ；再加入异戊基黄药40-70g/t、丁铵黑药20-40g/t 和乙硫氮30-70g/t，搅拌3-4min ；最后加入松醇油15-30g/t，搅拌1-1.5min ；充气浮选；
所述步骤三中二次扫选的条件为：加入异戊基黄药20-40g/t 和丁铵黑药10-20g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min ；充气浮选；
所述步骤五中粗选条件为：加入乙硫氮150-250g/t 和乙基黄药60-90g/t，搅拌2-4min ；再加入松醇油30-50g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤五中精选条件为：浮金铅粗选精矿(7) 搅拌2-4min，充气浮选；
所述步骤五中一次扫选条件为：加入碳酸钠20-40g/t 和硫酸铵30-50g/t，搅拌3-5min ；然后加入乙硫氮50-100g/t 和乙基黄药30-50g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油10-20g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤五中二次扫选条件为：加入硫氢化钠20-40g/t，搅拌2-4min ；然后加入乙硫氮30-50g/t 和乙基黄药20-40g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min ；充气浮选；
所述步骤六中粗选的条件为：加入双( 羧甲基) 三硫代碳酸盐800-1000g/t，搅拌6-9min ；然后加入乙硫氮300-500g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油25-40g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤六中一次精选条件为：加入双( 羧甲基) 三硫代碳酸盐100-200g/t，搅拌2-4min，充气浮选；
所述步骤六中二次精选条件为：将一次精选精矿(13) 搅拌1-2min，充气浮选；
所述步骤六中一次扫选条件为：加入双( 羧甲基) 三硫代碳酸盐300-600g/t，搅拌4-6min ；然后加入乙硫氮100-200g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油15-20g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤六中二次扫选条件为：加入双( 羧甲基) 三硫代碳酸盐200-400g/t 和硫化钠50-100g/t，搅拌3-5min ；然后加入乙硫氮50-90g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤七中粗选条件为：加入硫酸350-450g/t，搅拌3-5min ；然后加入醋酸铅300-500g/t，搅拌2-3min ；再加入乙硫氮100-150g/t，搅拌3-5min ；最后加入松醇油30-50g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤七中一次扫选条件为：加入硫酸100-200g/t，搅拌2-3min ；然后加入醋酸铅100-150g/t，搅拌2-3min ；再加入乙硫氮50-80g/t，搅拌2-3min ；最后加入松醇油20-30g/t，搅拌1-2min ；充气浮选；
所述步骤七中二次扫选条件为：加入醋酸铅50-70g/t，搅拌2-3min ；然后加入乙硫氮30-50g/t，搅拌2-3min ；再加入松醇油10-20g/t，搅拌1-2min ；充气浮选。
2.根据权利要求1 所述的从浮选尾矿中综合回收金、锑、铅的方法， 其特征在于：所述步骤六中得到的金精矿中金的品位为40-47g/t、金回收率为71-76％，铅精矿中铅的品位为32-37％、铅回收率为80-85％；所述步骤七中得到的锑精矿中锑的品位为41-45％、锑回收率为79-82％。
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Denomination of invention: A method for comprehensive recovery of gold, antimony, and lead from flotation tailings Granted publication date: 20150909 Pledgee: Jiangxi State-owned Venture Capital Management Co.,Ltd. Pledgor: JIANGXI YIYUAN RENEWABLE RESOURCES Co.,Ltd. Registration number: Y2024980004238 |