CN105797868B - 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 - Google Patents

从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 Download PDF

Info

Publication number
CN105797868B
CN105797868B CN201610268833.5A CN201610268833A CN105797868B CN 105797868 B CN105797868 B CN 105797868B CN 201610268833 A CN201610268833 A CN 201610268833A CN 105797868 B CN105797868 B CN 105797868B
Authority
CN
China
Prior art keywords
thick
tailing
smart
ore
concentrate
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Expired - Fee Related
Application number
CN201610268833.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN105797868A (zh
Inventor
廖寅飞
安茂燕
马子龙
曹亦俊
靳晨曦
何棒
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
China University of Mining and Technology CUMT
Original Assignee
China University of Mining and Technology CUMT
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by China University of Mining and Technology CUMT filed Critical China University of Mining and Technology CUMT
Priority to CN201610268833.5A priority Critical patent/CN105797868B/zh
Publication of CN105797868A publication Critical patent/CN105797868A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN105797868B publication Critical patent/CN105797868B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，属于氧化锌矿的选矿方法。包括步骤：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥；向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂搅拌调浆，采用浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿。本发明首先提高药剂选择性，解决泡沫发粘、难以消泡的问题；然后改善设备对微细粒的分选效果，提高精矿品位和回收率；最后简化工艺流程和降低生产成本，保证企业效益和资源利用率。优点：本发明分选效果好、工艺流程短、生产成本低和对环境友好，实现了对铅锌矿浮选尾矿中低品位氧化锌矿的高效分选，提高了矿产资源的综合利用率，具有很好的经济效益和社会效益。

Description

从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种氧化锌矿的选矿方法，特别是一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法。
背景技术
锌是我国重要的战略性矿产资源，约占十种常用有色金属生产、消费总量的30％以上。铅锌矿中的硫化矿物用常规选矿方法比较易于富集，而氧化锌矿物品位低、选矿指标不理想，使得铅锌矿在硫化矿物浮选回收后就被堆弃于尾矿库中，造成大量氧化锌金属从铅锌矿浮选尾矿流失。如果能对铅锌矿浮选尾矿加以回收利用，不仅有助于提高资源综合利用率和增加企业经济效益，而且有利于环境保护。
铅锌矿浮选尾矿通常含泥量大，氧化锌矿品位低，粒度微细，表面污染严重，可浮性差，其选矿是国内外公认的难题。现有技术采用的药剂、设备和工艺存在如下不足：一是药剂选择性较差，泡沫发粘难以消泡；二是设备对微细粒分选效果较差，精矿品位和回收率均较低；三是工艺流程较长，选矿成本较高。
发明内容
为了克服现有技术中存在的不足，本发明提供一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，强化对铅锌矿浮选尾矿中低品位氧化锌矿的再回收利用，提高矿产资源的综合利用率。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：该选矿方法，步骤如下：
(1)脱泥：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥；
(2)浮选：向经过步骤(1)处理后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌调浆，采用浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿，首先向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂和抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅰ浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅱ浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿。
所述的步骤(1)中，调整剂为碳酸钠，用量为1000～1500g/t。
所述的步骤(1)中，脱泥设备为水力旋流器、脱泥斗、浓密机或斜板分级机，脱泥设备的脱泥产率为5％-15％。
所述的步骤(2)中，硫化剂为硫化钠，粗Ⅰ用量为3000～4000g/t，粗Ⅱ用量为200～600g/t，精Ⅰ用量为200～600g/t。
所述的步骤(2)中，抑制剂为水玻璃，粗Ⅰ用量为300～800g/t，精Ⅰ用量为300～800g/t，精Ⅱ用量为100～500g/t。
所述的步骤(2)中，捕收剂为醚铵，粗Ⅰ用量为5～15g/t，粗Ⅱ用量为5～15g/t。
所述的步骤(2)中，浮选柱为旋流-静态微泡浮选柱。
有益效果，由于采用了上述方案，首先提高药剂选择性，解决泡沫发粘、难以消泡的问题；然后改善设备对微细粒的分选效果，提高精矿品位和回收率；最后简化工艺流程和降低生产成本，保证企业效益和资源利用率。基于上述出发点，本发明在药剂、设备和工艺上进行创新，它的技术优势在于：
(1)优选出醚胺为捕收剂。醚胺具有选择性强、泡沫流动性好、易于消泡等优点，不仅解决了浮选泡沫发粘、难以消泡的问题，而且大幅提高了锌精矿品位和回收率。
(2)改进预先脱泥作业。通过加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥，可以使脉石矿物和目的矿物充分分散，在脱出矿泥的同时，锌金属损失很少，提高脱泥作业效率，降低矿泥对氧化锌矿浮选的干扰。
(3)采用高效的微细粒浮选设备。旋流-静态微泡浮选柱采用柱浮选、旋流分选、管流矿化结合的多重分选结构，实现了矿物的高效矿化、微泡浮选和静态分离，从而确保了对微细粒氧化锌矿的高效分选，在提高选矿技术指标的同时简化工艺流程。
优点：本发明具有分选效果好、工艺流程短、生产成本低和对环境友好等优点，实现了对铅锌矿浮选尾矿中低品位氧化锌矿的高效分选，提高了矿产资源的综合利用率，具有很好的经济效益和社会效益。
附图说明：
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
该选矿方法，包括如下步骤：
(1)脱泥：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥；
(2)浮选：向经过步骤(1)处理后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌调浆，采用浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿，首先向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂和抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅰ浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅱ浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿。
所述的步骤(1)中，调整剂优选为碳酸钠，用量优选为1000～1500g/t。
所述的步骤(1)中，脱泥设备优选为水力旋流器、脱泥斗、浓密机或斜板分级机，脱泥设备的脱泥产率优选为5％-15％。
所述的步骤(2)中，硫化剂优选为硫化钠，粗Ⅰ用量优选为3000～4000g/t，粗Ⅱ用量优选为200～600g/t，精Ⅰ用量优选为200～600g/t。
所述的步骤(2)中，抑制剂优选为水玻璃，粗Ⅰ用量优选为300～800g/t，精Ⅰ用量优选为300～800g/t，精Ⅱ用量优选为100～500g/t。
所述步骤(2)中，捕收剂优选为醚铵，粗Ⅰ用量优选为5～15g/t，粗Ⅱ用量优选为5～15g/t。
所述步骤(2)中，浮选柱优选为旋流-静态微泡浮选柱。
下面结合具体实施例对本发明作更进一步的说明。
实施例：如图1所示，一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，包括以下步骤和条件：
(1)脱泥：以新疆某铅锌矿浮选尾矿为原矿，含Zn 1.26％，其中锌的氧化率为75％，细度为-0.074mm 79.82％，加入调整剂碳酸钠1250g/t，搅拌，调浆后进入脱泥斗脱泥，脱泥产率为10％；
(2)浮选：首先向经过步骤(1)处理后的矿浆中加入硫化剂硫化钠3400g/t、抑制剂水玻璃400g/t和捕收剂醚胺10g/t，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂硫化钠300g/t和捕收剂醚胺10g/t，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ旋流-静态微泡浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂硫化钠300g/t和抑制剂水玻璃400g/t，搅拌，调浆后进入精Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂水玻璃250g/t，搅拌，调浆后进入精Ⅱ旋流-静态微泡浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿。
本实施例的选矿试验结果如下表1所示。
表1实施例的选矿试验结果
从表1可知，在原矿锌品位仅为1.26％的条件下，试验取得了锌精矿品位30.50％、回收率52.35％的良好指标。按照每天处理铅锌矿浮选尾矿4000吨计算，每年(实际生产330天)可以多回收锌精矿(锌品位30.50％)约28644吨，具有很好的经济效益和社会效益。

Claims (1)

1.一种从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法，其特征在于：包括如下步骤：
（1）脱泥：以铅锌矿浮选尾矿为原矿，加入调整剂搅拌调浆后进行脱泥；
调整剂为碳酸钠，用量为1000~1500g/t；
脱泥设备为水力旋流器、脱泥斗、浓密机或斜板分级机，脱泥设备的脱泥产率为5%-15%；
（2）浮选：向经过步骤（1）处理后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂搅拌调浆，采用旋流-静态微泡浮选柱回收氧化锌矿，经过两粗两精闭路浮选后，获得氧化锌精矿，首先向脱泥后的矿浆中加入硫化剂、抑制剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，进行第一次粗选，得到粗Ⅰ尾矿和粗Ⅰ精矿，粗Ⅰ尾矿中加入硫化剂和捕收剂，搅拌，调浆后进入粗Ⅱ旋流-静态微泡浮选柱，进行第二次粗选，得到粗Ⅱ尾矿和粗Ⅱ精矿，粗Ⅱ尾矿即为最终尾矿，粗Ⅰ精矿和粗Ⅱ精矿混合，加入硫化剂和抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，进行第一次精选，得到精Ⅰ尾矿和精Ⅰ精矿，精Ⅰ尾矿返回到粗Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，精Ⅰ精矿中加入抑制剂，搅拌，调浆后进入精Ⅱ旋流-静态微泡浮选柱，进行第二次精选，得到精Ⅱ尾矿和精Ⅱ精矿，精Ⅱ尾矿返回到精Ⅰ旋流-静态微泡浮选柱，精Ⅱ精矿即为最终精矿；
硫化剂为硫化钠，粗Ⅰ用量为3000~4000g/t，粗Ⅱ用量为200~600g/t，精Ⅰ用量为200~600g/t；
抑制剂为水玻璃，粗Ⅰ用量为300~800g/t，精Ⅰ用量为300~800g/t，精Ⅱ用量为100~500g/t；
捕收剂为醚胺，粗Ⅰ用量为5~15g/t，粗Ⅱ用量为5~15g/t。
CN201610268833.5A 2016-04-27 2016-04-27 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 Expired - Fee Related CN105797868B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610268833.5A CN105797868B (zh) 2016-04-27 2016-04-27 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610268833.5A CN105797868B (zh) 2016-04-27 2016-04-27 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN105797868A CN105797868A (zh) 2016-07-27
CN105797868B true CN105797868B (zh) 2018-06-15

Family

ID=56458716

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610268833.5A Expired - Fee Related CN105797868B (zh) 2016-04-27 2016-04-27 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN105797868B (zh)

Families Citing this family (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106216086A (zh) * 2016-08-15 2016-12-14 大连地拓重工有限公司 一种铅锌尾矿综合回收铅锌的方法
CN106269267B (zh) * 2016-09-29 2018-05-11 内蒙古东升庙矿业有限责任公司 一种铅锌银多金属矿的选矿方法
CN106733220B (zh) * 2016-11-21 2018-10-23 昆明理工大学 一种氧化锌矿浆泡分选选矿工艺
CN108160339A (zh) * 2016-12-08 2018-06-15 北京有色金属研究总院 一种提高铅锌尾矿中有价组分铅锌银综合回收率的方法
CN107537695A (zh) * 2017-08-14 2018-01-05 内蒙古森泰企业咨询有限公司 一种提高复杂铅锌矿金属回收率的方法
CN107694740B (zh) * 2017-09-27 2019-09-27 湖南有色金属研究院 从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法
CN107790291B (zh) * 2017-09-30 2019-08-27 紫金矿业集团股份有限公司 从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺
CN108187916B (zh) * 2018-01-17 2020-08-14 驰宏科技工程股份有限公司 一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法
CN109225644A (zh) * 2018-11-01 2019-01-18 郴州市桥兴矿业有限责任公司 一种从尾矿中回收重晶石的方法
CN109225645B (zh) * 2018-11-01 2021-04-02 郴州市桥兴矿业有限责任公司 一种从尾矿中回收重晶石的设备
CN110976097B (zh) * 2019-11-15 2021-10-26 南华大学 一种硫化矿尾矿中氧化锌的浮选方法
CN114054200B (zh) * 2021-11-18 2022-09-02 长沙矿山研究院有限责任公司 基于重浮联合预先脱泥的氧化锌浮选回收方法
CN114798185A (zh) * 2022-04-15 2022-07-29 西北矿冶研究院 一种高钙镁高泥质锌碳酸盐浮选回收方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2084716A (en) * 1933-03-08 1937-06-22 Firm Of Polensky Und Zollner Process of obtaining zinc oxide
US4253614A (en) * 1979-07-05 1981-03-03 The New Jersey Zinc Company Flotation of non-sulfide zinc materials
CN1164367C (zh) * 2001-09-11 2004-09-01 上海第二工业大学 一种氟碳铈矿选矿工艺
CN100391616C (zh) * 2006-02-09 2008-06-04 陈铁 一种氧化锌矿的选矿方法
CN101549322B (zh) * 2009-05-13 2012-08-01 昆明理工大学 用含硫铅锌尾矿制备硫铁精矿的方法
CN101602030A (zh) * 2009-06-21 2009-12-16 何任义 复杂铅锌矿的浮选工艺
CN101745468B (zh) * 2010-01-27 2014-08-13 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法
CN101837323A (zh) * 2010-05-26 2010-09-22 中南大学 一种氧化铅锌矿的浮选方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN105797868A (zh) 2016-07-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN105797868B (zh) 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法
CN102371212B (zh) 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术
CN102489407B (zh) 从硫化钼浮选尾矿中回收白钨/氧化钼矿的选矿方法
CN109731697B (zh) 一种宽粒级浮选系统及工艺
CN102029220B (zh) 低品位复杂铅锑锌分离浮选的方法
CN104148163B (zh) 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法
CN105435952A (zh) 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法
CN106944243B (zh) 一种泥质铀矿石的预处理方法
CN105149100A (zh) 一种从铅锌尾矿中回收重晶石的方法
CN104984835A (zh) 一种微细粒钼精选尾矿的选择性絮凝-柱浮选回收方法及系统
CN110170381B (zh) 一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法
CN103143447B (zh) 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法
CN111589589B (zh) 一种高浓度高效铅锌选矿工艺方法
CN102744150A (zh) 一种钼铜矿的选矿方法
CN110976097B (zh) 一种硫化矿尾矿中氧化锌的浮选方法
CN107115974B (zh) 一种提高微细粒硫化铜矿浮选指标的选矿方法
CN103736569A (zh) 一种硫化矿的选矿方法
CN105214837B (zh) 一种富含磁黄铁矿和黄铁矿的铜硫矿选矿方法
CN104511373A (zh) 一种高氧化率钼矿的选矿方法
CN103223377A (zh) 一种低品位氧化锑矿浮选分离方法
CN105381870A (zh) 一种氧化钼矿的选矿富集方法
CN105880032B (zh) 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法
CN105312160A (zh) 新型捕收剂及其在铅锌硫化矿低碱浮选分离选矿的应用
CN103447155B (zh) 一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法及其用于的捕收剂
CN103212480A (zh) 一种铜精矿浸出渣的处理方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
CB03 Change of inventor or designer information

Inventor after: Liao Yinfei

Inventor after: An Maoyan

Inventor after: Ma Zilong

Inventor after: Cao Yijun

Inventor after: Jin Chenxi

Inventor after: He Bang

Inventor before: Liao Yinfei

Inventor before: Ma Zilong

Inventor before: Cao Yijun

Inventor before: Jin Chenxi

Inventor before: He Bang

CB03 Change of inventor or designer information
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20180615

Termination date: 20190427

CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee