一种从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的
工艺
技术领域
本发明涉及一种从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的工艺。
背景技术
多年来,从金精矿氰化尾渣中回收铅锌等有价金属越来越引起选矿科研人员和生产企业的重视。但对于从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫,目前面临的主要问题是:(1)由于大量泥化脉石的严重干扰,若采用铅、锌优先浮选,难以实现铅和锌的分离;若采用铅锌混合浮选,混合精矿品质也难以提高;(2)由于现有的工艺流程都是中矿返回上一个作业,且精矿浓密压滤产生的含泥回水均未经过处理便返回流程,造成了恶性循环,从而导致生产难于操控,严重影响了选矿指标。
现有技术从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的工艺如图3、4所示,这些工艺获得的铅精矿、锌精矿或铅锌混合精矿的品位和/或回收率较低,回收效果不令人满意。
发明内容
基于此,本发明的目的在于提供一种从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的工艺,有效回收高含量泥化脉石的金精矿浸渣中的铅、锌和硫。
为实现上述目的,本发明采用以下技术方案:
首先需要通过浮选回收金精矿浸渣中的铅锌,浮选方案可以选择优先浮选或混合浮选。对于优先浮选方案来说,本发明从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的工艺包括以下步骤:
(1)对金精矿浸渣进行优先浮选,得到铅粗精矿、锌粗精矿和硫精矿,在优先浮选过程中铅浮选回路和锌浮选回路的回水分别返回各自回路;
(2)分别对铅粗精矿和锌粗精矿进行精选,铅粗精矿精选过程中产生的以泥化脉石为主的中矿沉降后直接废弃,沉降水返回铅浮选回路;锌粗精矿精选产生的中矿返回上一个精选选别作业;
(3)铅精矿、锌精矿或硫精矿浓密压滤所得回水在返回各回路前经过混凝沉淀处理,得到铅精矿、锌精矿和硫精矿。
其中,在铅浮选回路,添加石灰调节pH至10-12,每吨浸渣添加500-2000g的硫酸锌和250-1000g亚硫酸钠进行锌的抑制,然后添加10-30g二丁基二硫代磷酸铵、5-30g二乙氨基二硫代甲酸钠、5-15g松醇油进行铅的浮选;在锌浮选回路,添加石灰调节pH>12,每吨浸渣添加25-100g硫酸铜、20-100g丁基黄原酸钠、10-15g松醇油进行锌的浮选。
在步骤(2)中,铅粗精矿和锌粗精矿精选的次数为2-4次,每次精选每吨浸渣添加0-500g石灰使得矿浆pH值保持在11-12,并添加0-500g六偏磷酸钠或水玻璃。
在步骤(3)的混凝沉淀处理过程中,每吨浸渣需要添加5-50g聚丙烯酰胺。
对于混合浮选方案来说,本发明从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的工艺包括以下步骤:
一种从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中回收铅、锌和硫的工艺,其特征在于,包括以下步骤:
(1)对金精矿浸渣进行铅锌混合浮选,得到铅锌混合粗精矿;
(2)对铅锌混合粗精矿进行精选,精选过程中产生的以泥化脉石为主的中矿沉降后直接废弃,沉降水返回铅锌混合浮选回路;
(3)铅锌混合精矿、硫精矿浓密压滤所得回水在返回铅锌混合浮选作业前需经过混凝沉淀处理,得到铅锌混合精矿和硫精矿。
在步骤(2)中,铅锌混合粗精矿精选的次数为2-4次,每次精选每吨浸渣添加0-500g石灰使得矿浆pH值保持在11-12,并添加0-500g六偏磷酸钠或水玻璃。
在步骤(3)的混凝沉淀处理过程中,每吨浸渣需要添加5-50g聚丙烯酰胺。
在本发明所述的高含量泥化脉石的金精矿浸渣中,泥化脉石主要是方解石和滑石,小于38微米粒级脉石占总脉石的40%以上;铅、锌主要以硫化铅、硫化锌形式存在;铅含量为2.00%-6.00%;锌含量为4.00%-12.00%;金精矿浸渣中的硫主要以黄铁矿形式存在,硫含量为15.00%-25.00%;金精矿浸渣中脉石矿物含量占40%以上。
本发明的优点在于:
本发明提供的工艺,提高了从高含量泥化脉石的金精矿浸渣中得到的铅精矿、锌精矿或铅锌混合精矿的品位和/或回收率,得到含铅40%以上、铅回收率55%以上的铅精矿和含锌40%以上、锌回收率68%以上的锌精矿或含铅12%以上、含锌28%以上的铅锌混合精矿,铅锌混合精矿中铅的回收率在60%以上,锌的回收率在75%以上,另外,还可以得到副产品硫精矿,回水的处理方式主要为高效回收铅、锌和硫提供条件,提高了资源利用率。
附图说明
图1为本发明“金精矿浸渣混合浮选回收铅锌-铅锌混合粗精矿精选产生的以泥化脉石为主的中矿沉降废弃-精矿浓密压滤产生的回水混凝沉淀再返回”的工艺流程示意图。
图2为本发明“金精矿浸渣优先浮选回收铅锌-铅粗精矿精选产生的以泥化脉石为主的中矿沉降废弃-精矿浓密压滤产生的回水混凝沉淀再返回”的工艺流程示意图。
图3为现有技术中“金精矿浸渣混合浮选回收铅锌-铅锌混合粗精矿精选中矿返回上一个作业-精矿溢流水直接返回”工艺流程示意图。
图4为现有技术中“金精矿浸渣优先浮选回收铅锌-铅粗精矿精选中矿返回上一个作业-精矿溢流水直接返回”工艺流程示意图。
具体实施方式
下面根据附图和实施例对本发明做进一步说明,但本发明的实施方式不限于此。
实施例1
本实施例中使用的是山东青岛某矿体的金精矿浸渣,含铅6.11%,含锌10.98%,含硫24.67%,脉石矿物高岭石占13.22%,方解石5.32%,石榴石5.99%,白云母0.96%,黑云母0.22%,滑石14.76%,榭石0.21%。金精矿浸渣的细度为92.23%-0.074mm,小于38微米的脉石含量占总脉石含量的45.12%。
采用以下工艺步骤处理该金精矿浸渣:
采用铅锌混合浮选对金精矿浸渣进行浮选,添加石灰调节浸渣的pH至11.0左右,添加50g/(t浸渣)的硫酸铜,15g/(t浸渣)的二丁基二硫代磷酸铵,60g/(t浸渣)的丁基黄原酸钠,10g/(t浸渣)的松醇油进行铅、锌的混合浮选,得到铅锌混合粗精矿。对铅锌混合粗精矿进行精选,铅锌混合粗精矿精选的次数为3次,第一次精选添加的石灰用量为300g/(t浸渣),矿浆pH值为11.5,添加水玻璃用量为500g/(t浸渣),第二次精选添加的石灰用量为150g/(t浸渣),矿浆pH值保持在11.5,添加水玻璃用量为200g/(t浸渣),第三次精选不添加药剂。
铅锌混合粗精矿精选过程中产生的以泥化脉石为主的中矿沉降后直接废弃;中矿的沉降水直接返回铅锌混合浮选,但铅锌混合精矿、硫精矿浓密压滤产生的回水在返回铅锌混合浮选作业前需经过混凝沉淀,混凝沉淀需添加聚丙烯酰胺10g/(t浸渣)。
本实施例的工艺流程图如图1,得到铅锌混合精矿、硫精矿的指标见表1。比较例1
采用以下工艺步骤处理实施例1中的金精矿浸渣:
采用铅锌混合浮选对金精矿浸渣进行浮选,添加石灰调节pH至11.0左右,添加50g/(t浸渣)的硫酸铜,15g/(t浸渣)的二丁基二硫代磷酸铵,60g/(t浸渣)的丁基黄原酸钠,10g/(t浸渣)的松醇油进行铅、锌的混合浮选,得到铅锌混合粗精矿。对铅锌混合粗精矿进行精选,铅锌混合粗精矿精选的次数为3次,第一次精选添加的石灰用量为300g/(t浸渣),矿浆pH值为11.5,添加水玻璃用量为500g/(t浸渣),第二次精选添加的石灰用量为150g/(t浸渣),矿浆pH值保持在11.5,添加水玻璃用量为200g/(t浸渣),第三次精选不添加药剂。
铅锌混合粗精矿精选过程中产生的中矿返回上一个作业;回水均不经处理直接返回铅锌混合浮选。
本比较例的工艺流程图如图3,得到铅锌混合精矿、硫精矿的指标见表1。
表1
实施例2
本实施例中使用的是非洲某金及贱金属矿的金精矿浸渣,含铅4.14%,含锌8.11%,含硫21.04%,脉石矿物石英占14.04%,方解石5.92%,石榴石6.04%,白云母0.95%,黑云母0.44%,滑石14.87%,榭石0.20%。金精矿浸渣的细度为90.12%.0.074mm,小于38微米的脉石含量占总脉石含量的43.41%。
采用以下工艺步骤处理该金精矿浸渣:
金精矿浸渣中铅锌浮选采用铅、锌优先浮选,在铅浮选回路,添加石灰调节pH至11.0左右,添加1000g/(t浸渣)的硫酸锌和500g/(t浸渣)的亚硫酸钠进行锌的抑制,添加10g/(t浸渣)的二丁基二硫代磷酸铵、20g/(t浸渣)的二乙氨基二硫代甲酸钠和5g/(t浸渣)的松醇油进行铅的浮选,得到铅粗精矿。铅粗精矿经过3次精选,第一次铅精选添加的石灰用量为300g/(t浸渣),pH值为11.5,添加六偏磷酸钠用量为500g/(t浸渣),第二次精选添加的石灰用量为150g/(t浸渣),pH值保持在11.5,添加六偏磷酸钠用量为200g/(t浸渣),第三次精选不添加药剂;在锌浮选回路,需添加石灰调节pH>12,添加50g/(t浸渣)的硫酸铜,60g/(t浸渣)的丁基黄原酸钠,15g/(t浸渣)的松醇油进行锌的浮选,得到锌粗精矿。锌粗精矿经过2次精选,第一次锌精选添加的石灰用量为200g/(t浸渣),pH值为12,添加六偏磷酸钠用量为200g/(t浸渣),第二次精锌精选不添加药剂;
铅粗精矿精选过程中产生的以泥化脉石为主的中矿沉降后直接废弃;沉降水直接返回铅浮选回路。
在优先浮选过程中铅浮选回路和锌浮选回路的回水分别返回各自回路,铅精矿浓密压滤产生的回水混凝沉淀后返回铅浮选,锌精矿、硫精矿浓密压滤产生的回水在返回锌浮选作业前需经过混凝沉淀,混凝沉淀需添加聚丙烯酰胺40g/(t浸渣)。
本实施例的工艺流程图如图2,得到铅精矿、锌精矿、硫精矿的指标见表2。
比较例2
采用以下工艺步骤处理实施例2中的金精矿浸渣:
金精矿浸渣中铅锌浮选采用铅、锌优先浮选,在铅浮选回路,添加石灰调节pH至11.0左右,添加1000g/(t浸渣)的硫酸锌和500g/(t浸渣)的亚硫酸钠进行锌的抑制,添加10g/(t浸渣)的二丁基二硫代磷酸铵、20g/(t浸渣)的二乙氨基二硫代甲酸钠和5g/(t浸渣)的松醇油进行铅的浮选,得到铅粗精矿。铅粗精矿经过3次精选,第一次铅精选添加的石灰用量为300g/(t浸渣),pH值为11.5,添加六偏磷酸钠用量为500g/(t浸渣),第二次精选添加的石灰用量为150g/(t浸渣),pH值保持在11.5,添加六偏磷酸钠用量为200g/(t浸渣),第三次精选不添加药剂;在锌浮选回路,需添加石灰调节pH>12,添加50g/(t浸渣)的硫酸铜,60g/(t浸渣)的丁基黄原酸钠,15g/(t浸渣)的松醇油进行锌的浮选;得到锌粗精矿。锌粗精矿经过2次精选,第一次锌精选添加的石灰用量为200g/(t浸渣),pH值为12,添加六偏磷酸钠用量为200g/(t浸渣),第二次精锌精选不添加药剂。
铅、锌粗精矿精选过程中产生的中矿返回上一个作业;铅浮选回路和锌浮选回路的回水均不经处理直接返回各自回路。
本比较例的工艺流程图如图4,得到铅精矿、锌精矿、硫精矿的指标见表2。
表2
从表1和表2可知,在实施例1和实施例2中,采用本发明工艺所得到可以部分回收原矿中含量很低的铅、锌和硫。因此,本发明工艺与传统工艺比较,具有显著的优越性。