CN105013601A - 高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，发明特征在于：浮选硫化铅锌矿石后片矿经过脱泥或不拖泥后脱水，再加入浓浆强制硫化氧化锌矿石，经过硫化脱药，并在浮选时适当加入抑制剂，使氧化锌矿石得到有效分离，获得合格的精矿产品。该方法在选矿过程中药剂、尾矿水循环利用，减少了对环境的污染，使这些难选矿石得到有效综合利用，提高了资源利用率。
Description
技术领域
本发明属于选矿方法技术领域，具体涉及一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法。
背景技术
矿产属于不可再生资源，过度开采导致优质资源逐渐枯竭，开采难度越来越大，不仅矿石的品味下降，而且选矿难度加大。高泥铅锌氧硫混合矿作为世界十大难选矿之一，其组成一般比较复杂，其中所含的主要有用矿物为方铅矿、白铅矿、闪锌矿、菱锌矿、异极矿和黄铁矿；脉石矿物种类繁多，矿物之间镶嵌复杂。通过筛选和分析试验发现，原矿中-20UM的矿泥含量在20％以上，氧化锌含量在60％以上，含较多的选泥矿物料，含硅、钙高，对氧化锌的分子富积影响大。
现有的选矿工艺流程一般都是重选和浮选相结合，球磨后使用常用浮选药剂和浮选方法，但是，常规的重选和浮选方法存在以下缺陷：一、金属总回收率比较低，精矿品味不达标，大量的矿产资源不能得到有效的回收利用；二、选矿过程中药剂、尾矿水不能得到循环利用，达不到环保排放要求，污水处理成本较高。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，不仅能提高铅、锌精矿的品味，而且能对选矿过程中药剂、尾矿水进行循环利用，减少对环境的污染。
为达到上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，包括以下步骤：
a.氧硫混合铅锌矿的原矿用球磨机经过球磨碎矿，球磨矿的细度要小于0.074nn，使细度小于0.074nn的球磨矿含量达到80％；
b.球磨矿输送至搅拌桶，在搅拌桶中加入Na2CO3：500-1500g，调其PH值为8.3-8.4，加入Na2SiO3：300-1000g分散矿泥，再加入ZnSO4：2000g、乙硫氧：50-100g、丁胺黑药：20-50g，获得铅精矿，时间为12-15分钟；
c.在步骤b的尾矿中进行硫化铅浮选，加入Na2CO3：350-1000g，调其PH值为8.4-8.6，浮选硫化铅时每吨尾矿中加入：Na2SiO3：300-2000g；乙硫氧：50-200g；丁胺黑药：10-60g；ZnSO4·7H2O：300-1000g；然后采用一次粗选三次精选三次扫选，得到硫化铅精矿；浮选时间为11-12分钟；
d.选铅后的尾矿进入硫化锌浮选，采用一次粗选三次精选和四次扫选，在浮选硫化锌时每吨尾矿中加入CuSO4：300-600g活化硫酸锌，再加入Na2CO3：100-500g，调其PH值为9.4-9.6，最后加入丁黄：50-200g；二号油：5-30g，得到硫化锌精矿；浮选时间为11-12分钟；
e.硫化锌选完后尾矿经脱泥、脱水后再用浓浆调浆，强化氧化锌表面硫化，使其达到可浮选要求后脱除浓浆，再加水调浆组合；调浆方法为：每吨矿浆中加入Na2S：350-500g硫化，再加入CuSO4：250-500g活化，最后加入Na2CO3：200-350g，调其PH值为11.4-11.6；
f.步骤e调浆后的矿浆采用一次粗选三次精选四次扫选，每吨矿浆中再加入混合胺100-1000g，抑制剂100-1000g，最后加入十八胺、十二胺和十二烷基磺酸钠按1∶1∶1组成的组合捕捉剂800-1500g，得到氧化锌精矿。浮选时间为8-10分钟；
其中，在步骤e中，也可以不脱泥，脱泥与不拖泥的依据在于原矿含泥量和选矿设备回收率相结合。当原矿含泥量低于5％时可不脱泥，当原矿含泥量高于5％时进行脱泥，可减少脱水设备的投入。
其中，在步骤e中，用于调浆的水为硫化锌选完后尾矿脱除的水。
其中，在步骤e中，脱除浓浆后的调浆水可循环利用，有效的利用尾水。
其中，在步骤e中，浓浆的成分为：1％-5％的硫化钠溶液。
其中，步骤f中的抑制剂为Na2SiO3或者Na2CO3。
其中，步骤e中的脱水设备采用低速搅拌桶.
其中，步骤e中的脱水设备为盘式过滤机或者带式过滤机等固液分离设备。
本发明的有益效果是：第一、通过本发明方法的工艺流程，使得回收率和精品品位大大提高；第二、为使硅、钙、及可溶性盐高的氧化锌表面形成坚固的硫化膜，本发明根据这种难选矿进行了浓浆配比及合理调浆，经过合理配比过的矿浆再用机械自动输送至低速搅拌桶进行搅拌，待反应效果达到能够浮选分离富积氧化锌的目的；同时，本发明采用的浮选药剂为经高度合成处理过的组合捕收剂，同步实现了硅钙等脉石和氧化锌的分离，并能提高氧化锌的回收率；第三、本发明方法的工艺流程，采取先脱除浮选硫化铅锌矿矿浮选是的药水，然后用已经硫化浮选过的尾水来选取氧化锌矿，从而达到尾矿水的循环使用，减少污水排放，减少了对环境污染，同时还节约了选矿成本。
附图说明
图1为本发明提供的高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法流程示意图；
图2为常规方法处理矿石的工艺流程图。
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高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，如图1所示，包括以下步骤：
a.氧硫混合铅锌矿的原矿用球磨机经过球磨碎矿，球磨矿的细度要小于0.074nn，使细度小于0.074nn的球磨矿含量达到80％；
b.用分离机分离细度小于0.074nn的球磨矿，本发明进行一次分级，然后输送至搅拌桶，细度大于0.074nn的球磨矿再次在球磨机内球磨，在搅拌桶里的每吨球磨矿中加入Na2CO3：500-1500g，调其PH值为8.3-8.4，加入Na2SiO3：300-1000g分散矿泥，再加入ZnSO4：2000g、乙硫氧：50-100g、丁胺黑药：20-50g，获得铅精矿；浮选时间为12-15分钟。
c.在步骤b的尾矿中进行硫化铅浮选，加入Na2CO3：350-1000g，调其PH值为8.4-8.6，浮选硫化铅时每吨尾矿中加入：Na2SiO3：300-2000g；乙硫氧：50-200g；丁胺黑药：10-60g；ZnSO4·7H2O：300-1000g；然后采用一次粗选三次精选三次扫选，得到硫化铅精矿；浮选时间为11-12分钟。
d.选铅后的尾矿进入硫化锌浮选，采用一次粗选三次精选和四次扫选，在浮选硫化锌时每吨尾矿中加入CuSO4：300-600g活化硫酸锌，再加入Na2CO3：100-500g，调其PH值为9.4-9.6，最后加入丁黄：50-200g；二号油：5-30g，得到硫化锌精矿；浮选时间为11-12分钟。
e.硫化锌选完后尾矿经脱泥、脱水后再用浓浆调浆，强化氧化锌表面硫化，使其达到可浮选要求后脱除浓浆，再加水调浆组合；调浆方法为：每吨矿浆中加入Na2S：350-500g硫化，再加入CuSO4：250-500g活化，最后加入Na2CO3：200-350g，调其PH值为11.4-11.6；为了减少污水排放达到环保要求，同时还为了节约选矿成本，在本步骤中，采取先脱除硫化铅锌矿浮选时的药水，然后用已经硫化浮选过是尾水来选取氧化锌矿，从而真正达到尾水的循环利用。
在步骤c、步骤d和步骤e中，PH值过低会影响精矿品位，PH过高会影响回收率。
f.步骤e调浆后的矿浆采用一次粗选三次精选四次扫选，每吨矿浆中再加入混合胺100-1000g，抑制剂100-1000g，最后加入十八胺、十二胺和十二烷基磺酸钠按1∶1∶1组成的组合捕捉剂800-1500g，得到氧化锌精矿。浮选时间为8-10分钟。在本实施例中，所采用的浮选药剂为经高度合成处理过的组合捕收剂，同步实现了硅钙等脉石和氧化锌的分离，并能提高氧化锌的回收率。
在步骤e和步骤f中，为使含硅、钙、及可溶性盐高的氧化锌表面形成坚固的硫化膜，本实施例根据这种难选矿进行了浓浆配比及合理调浆，经过合理配比过的矿浆再用机械自动输送至搅拌桶进行搅拌，待反应效果达到能够浮选分离富积氧化锌的目的，从而提高氧化锌精矿的品位。
其中，在步骤e中，也可以不脱泥，脱泥与不拖泥的依据在于原矿含泥量和选矿设备回收率相结合。当原矿含泥量低于5％时可不脱泥，当原矿含泥量高于5％时进行脱泥，可减少脱水设备的投入。
其中，在步骤e中，脱除浓浆后的调浆水可循环利用，用于调浆的水为硫化锌选完后尾矿脱除的水。有效的利用尾水。
其中，在步骤e中，浓浆的成分为：1％-5％的硫化钠溶液。
其中，步骤f中的抑制剂为Na2SiO3或者Na2CO3。
其中，步骤e中的脱水设备采用低速搅拌桶，盘式过滤机或者带式过滤机等固液分离设备，本实施例采用低速搅拌桶。
实施例1：
云南兰坪县凤凰山氧硫混合矿，主要有用矿物为方铅矿、白铅矿、闪锌矿、菱锌矿、异极矿和黄铁矿，可回收的有价值矿为硫化铅、硫化锌和氧化锌，其中铅含量在1.2％左右，锌含量在12-18％，氧化锌高达65-70％，硫化铅品位在0.6％以上，硫化锌的品位在4.5％以上，氧化锌的；、品位在9.8％以上，此矿石性脆、含泥高、脉石矿物质复杂，可溶性盐含量高而难以浮选分离富积。
步骤1.利用本发明的方法，将原矿石放入到球磨机中，用球磨机经过球磨碎矿，球磨矿的细度要小于0.074nn，使细度小于0.074nn的球磨矿含量达到80％；细度小于0.074nn的球磨矿输送至搅拌桶，细度大于0.074nn的球磨矿再次在球磨机内球磨，在搅拌桶里的每吨球磨矿中加入Na2CO3：1000g，调其PH值为8.3，加入Na2SiO3：800g分散矿泥，再加入ZnSO4：1500g、乙硫氧：60g、丁胺黑药：30g，获得铅精矿；浮选时间为12分钟。
尾矿中进行硫化铅浮选，加入Na2CO3：600g，调其PH值为8.4，浮选硫化铅时每吨尾矿中加入：Na2SiO3：1000g；乙硫氧：100g；丁胺黑药：30g；ZnSO4·7H2O：600g；然后采用一次粗选三次精选三次扫选，得到硫化铅精矿；浮选时间为11分钟。
步骤2.选铅后的尾矿进入硫化锌浮选，采用一次粗选三次精选和四次扫选，在浮选硫化锌时每吨尾矿中加入CuSO4：400g活化硫酸锌，再加入Na2CO3：300g，调其PH值为9.4，最后加入丁黄：100g；二号油：20g，得到硫化锌精矿；浮选时间为11分钟。
步骤3.硫化锌选完后尾矿采取先脱除硫化铅锌矿浮选时的药水，再用浓浆调浆，强化氧化锌表面硫化，使其达到可浮选要求后脱除浓浆，再加硫化锌选完后尾矿脱除的水进行调浆组合，脱除浓浆后的调浆水可循环利用；调浆方法为：每吨矿浆中加入Na2S：350g硫化，再加入CuSO4：300g活化，最后加入Na2CO3：300g，调其PH值为11.4。
步骤3调浆后的矿浆采用一次粗选三次精选四次扫选，每吨矿浆中再加入混合胺500g，抑制剂Na2SiO3：600g，最后加入十八胺、十二胺和十二烷基磺酸钠按1∶1∶1组成的组合捕捉剂1000g，得到氧化锌精矿。浮选时间为8分钟。
整个工艺流程参见图1，实验结果参见表1。作为对比，采用如图2的常规方法的工艺进行处理，实验结果也参见表1。
表1
由表1可知，通过使用本发明方法的工艺流程后，在各项数据对比之下，硫化铅精矿，硫化锌精矿和氧化锌精矿的品位和回收率大大的提高了，特别是硫化锌和氧化锌的回收率，比常规工艺提高了40-50％。
实施例2：改变各精矿的浮选时间和浮选时各种药剂、捕收剂的用量，调其PH值。
仍以云南兰坪县凤凰山氧硫混合矿为原料矿，磨矿方法与要求和实施例1是相同的；在浮选各精矿中，方法和步骤和实施例1是相同的，只是改变了各个精矿的浮选时间、药剂的用量和浮选过程中的PH值。
浮选铅精矿时，加入Na2CO3：1200g，调其PH值为8.4，加入Na2SiO3：1000g，再加入ZnSO4：1700g、乙硫氧：80g、丁胺黑药：50g；浮选时间为15分钟。
在浮选硫化铅精矿时，加入Na2CO3：800g，调其PH值为8.5，每吨尾矿中加入：Na2SiO3：1200g；乙硫氧：150g；丁胺黑药：50g；ZnSO4·7H2O：800g；浮选时间为12分钟。
在浮选硫化锌精矿时，每吨尾矿中加入CuSO4：400g活化硫酸锌，再加入Na2CO3：500g，调其PH值为9.5，最后加入丁黄：120g；二号油：30g；浮选时间为12分钟。
硫化锌选完后尾矿采取先脱除硫化铅锌矿浮选时的药水，再用浓浆调浆，强化氧化锌表面硫化，后脱除浓浆，再加水调浆组合，调浆方法为：每吨矿浆中加入Na2S：350g硫化，再加入CuSO4：500g活化，最后加入Na2CO3：500g，调其PH值为11.5。
浮选氧化锌精矿时，每吨矿浆中再加入混合胺700g，抑制剂Na2SiO3：800g，最后加入十八胺、十二胺和十二烷基磺酸钠按1∶1∶1组成的组合捕捉剂1200g。浮选时间为10分钟。
实验结果参见表2。作为对比，采用如图2的常规方法的工艺进行处理，实验结果也参见表2。
表2
从表2可知，通过使用本发明方法的工艺流程后，在各项数据对比之下，不管是回收率还是精品品位上相比常规工艺都有大大的提高，使得尾矿水能够循环利用，提高了资源的使用率，同时做到了减少有毒废水的排放，重金属污染也大大降低了，有利于环境的保护。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，但是本发明并非局限于此，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 (10)
1.一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：包括以下步骤：
a.氧硫混合铅锌矿的原矿用球磨机经过球磨碎矿，球磨矿的细度要小于0.074nn，使细度小于0.074nn的球磨矿含量达到80％；
b.球磨矿输送至搅拌桶，在搅拌桶中加入Na2CO3：500-1500g，调其PH值为8.3-8.4，加入Na2SiO3：300-1000g分散矿泥，再加入ZnSO4：2000g、乙硫氧：50-100g、丁胺黑药：20-50g，获得铅精矿，时间为12-15分钟；
c.在步骤b的尾矿中进行硫化铅浮选，加入Na2CO3：350-1000g，调其PH值为8.4-8.6，浮选硫化铅时每吨尾矿中加入：Na2SiO3：300-2000g；乙硫氧：50-200g；丁胺黑药：10-60g；ZnSO4·7H2O∶300-1000g；然后采用一次粗选三次精选三次扫选，得到硫化铅精矿；浮选时间为11-12分钟；
d.选铅后的尾矿进入硫化锌浮选，采用一次粗选三次精选和四次扫选，在浮选硫化锌时每吨尾矿中加入CuSO4：300-600g活化硫酸锌，再加入Na2CO3：100-500g，调其PH值为9.4-9.6，最后加入丁黄：50-200g；二号油：5-30g，得到硫化锌精矿；浮选时间为11-12分钟；
e.硫化锌选完后尾矿经脱泥、脱水后再用浓浆调浆，强化氧化锌表面硫化，使其达到可浮选要求后脱除浓浆，再加水调浆组合；调浆方法为：每吨矿浆中加入Na2S：350-500g硫化，再加入CuSO4：250-500g活化，最后加入Na2CO3：200-350g，调其PH值为11.4-11.6；
f.步骤e调浆后的矿浆采用一次粗选三次精选四次扫选，每吨矿浆中再加入混合胺100-1000g，抑制剂100-1000g，最后加入十八胺、十二胺和十二烷基磺酸钠按1∶1∶1组成的组合捕捉剂800-1500g，得到氧化锌精矿。浮选时间为8-10分钟。
2.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：在步骤e中，也可以不脱泥，脱泥与不拖泥的依据在于原矿含泥量和选矿设备回收率相结合。当原矿含泥量低于5％时可不脱泥，当原矿含泥量高于5％时进行脱泥，可减少脱水设备的投入。
3.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：在步骤e中，脱除浓浆后的调浆水可循环利用，有效的利用尾水。
4.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：在步骤e中，用于调浆的水为硫化锌选完后尾矿脱除的水。
5.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：在步骤e中，浓浆的成分为：1％-5％的硫化钠溶液。
6.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：步骤f中的抑制剂为Na2SiO3。
7.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：步骤f中的抑制剂为Na2CO3。
8.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：步骤e中的脱水设备采用低速搅拌桶。
9.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：步骤e中的脱水设备为盘式过滤机。
10.根据权利要求1所述的一种高泥铅锌氧硫混合矿的选矿方法，其特征在于：步骤e中的脱水设备为带式过滤机。
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