CN107812616A - 一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺包括:对铅锌硫化矿进行粗磨,加入pH调整剂、捕收剂、起泡剂进行铅锌混合浮选得到铅锌混合精矿;对铅锌混合精矿进行细磨,加入pH调整剂、电位调整剂、抑制剂等进行铅矿物浮选得到铅精矿,该过程中,电位调整剂将矿浆的电位调整至210~350mv、pH调整剂将矿浆的pH值调整至9~11。在铅矿物浮选尾矿中加入pH调整剂、活化剂等进行锌矿物浮选,得到锌精矿和锌矿物浮选尾矿。通过添加电位调整剂,降低铅锌浮选分离难度,同时对各浮选阶段产生的废水分开独立回收利用,适用于“铅低锌高”型难选铅锌矿以较低的生产成本浮选分离出品位与回收率均较高的铅精矿和锌精矿,应用前景好。
Description
技术领域
本发明涉及矿物分离领域,且特别涉及一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺。
背景技术
浮选法是铅锌硫化矿最常用的选矿方法,在浮选过程中由于铅矿物的天然可浮性比锌矿物更好,因此铅锌硫化矿通常采用的是“浮铅抑锌”的优先浮选工艺,即:先使用抑制剂将锌矿物抑制后浮选铅矿物,然后采用活化剂活化被抑制的锌矿物后回收锌矿物。此优先浮选工艺处理普通铅锌硫化矿的选矿指标较好,铅精矿、锌精矿的品位与回收率均较高。但对于铅锌矿中铅品位较低,而锌品位很高的“铅低锌高”型难选铅锌矿,当采用优先浮选工艺时,在浮选铅矿物时需加入大量抑制剂抑制锌矿物,然后在浮选锌矿物时又需加入大量活化剂活化被抑制的锌矿物,从而导致浮选药剂成本较高、铅精矿中锌含量容易超标以及锌精矿的回收率较低等问题。
对于“铅低锌高”型难选铅锌矿,采用混合浮选工艺能够避免锌矿物必须先被抑制再被活化的问题,即首先将铅矿物和锌矿物浮选为铅锌混合精矿,然后对铅锌混合精矿中的锌矿物抑制后分离出铅精矿和锌精矿产品。专利CN104437882A公开了一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法,采用混合浮选工艺获得铅锌混合精矿,再对铅锌混合精矿进行1次粗选、2次精矿、3次扫选分离得到铅精矿和锌精矿。采用常规的混合浮选工艺处理铅锌矿虽然能够避免锌矿物必须先被抑制再被活化的问题,但仍存在以下问题:1)在混合浮选获得铅锌混合精矿的过程中需要加入活化剂以保证较高的铅、锌回收率,但锌矿物被活化剂活化后再很难被抑制剂抑制,从而导致铅锌混合精矿中铅矿物与锌矿物分离困难,在铅锌分离过程中大量锌矿物进入铅精矿,使得铅精矿中锌含量超标,且锌精矿的回收率较低;2)铅锌矿中通常会含有大量黄铁矿、磁黄铁矿等铁矿物,这些铁矿物在混合浮选过程中也会进入铅锌混合精矿,因此由铅锌混合精矿再分离而成的铅精矿和锌精矿中往往因铁矿物含量较高而导致品位较低。因此混合浮选工艺在实际生产过程中由于产品质量较差、回收率偏低而很少采用。
发明内容
本发明的目的在于提供一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,适用于“铅低锌高”型难选铅锌矿以较低的生产成本浮选分离出品位与回收率均较高的铅精矿和锌精矿产品。
本发明解决其技术问题是采用以下技术方案来实现的。
本发明提出一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,包括以下步骤:
S1,铅锌混合浮选:对铅锌硫化矿进行粗磨,加入pH调整剂、捕收剂、起泡剂进行铅锌混合浮选得到铅锌混合精矿和铅锌混合浮选尾矿;
S2,铅矿物浮选:对铅锌混合精矿进行细磨,加入pH调整剂、电位调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂进行铅矿物浮选得到铅精矿和铅矿物浮选尾矿,在铅矿物浮选过程中,电位调整剂将浮选矿浆的电位调整至210~350mv、pH调整剂将浮选矿浆的pH值调整至9~11;
S3,锌矿物浮选:在铅矿物浮选尾矿中加入pH调整剂、活化剂、捕收剂、起泡剂进行锌矿物浮选,得到锌精矿和锌矿物浮选尾矿。
本发明实施例的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺的有益效果是:
首先,先进行铅锌混合浮选,然后再进行铅矿物浮选和锌矿物浮选。对铅矿物和锌矿物进行预先富集,然后再进行分离,能够有效提高浮选效率,降低浮选成本。
其次,铅锌矿在高pH值(pH值为9~11)、高电位(210~350mv)的浮选矿浆环境中铅矿物的可浮性显著高于锌矿物及其他矿物的可浮性,在此条件下铅锌浮选分离难度较小。现有铅锌浮选分离通常是采用石灰、碳酸钠或氢氧化钠将浮选矿浆pH值调整至9~12进行浮选,但此时矿浆电位通常为-150~50mv的低电位水平,因此铅锌浮选分离难度仍然较大,需要使用大量抑制剂抑制锌矿物才能实现铅锌浮选分离。本发明通过添加电位调整剂,能够将矿浆电位调整至高电位水平(210~350mv),使得铅锌浮选分离容易,只需添加少量抑制剂就能有效实现铅锌浮选分离;同时,由于抑制剂添加量较少,在后续锌矿物浮选过程中也只需添加少量活化剂以活化被抑制的锌矿物。因此,能够有效减少抑制剂、活化剂等试剂的用量,降低生产成本,并使得铅精矿和锌精矿的品位与回收率均较高。该浮选分离工艺具有药剂用量少、生产成本低、产品质量好等优点。
且由于将浮选矿浆调整至高pH值和高电位需要加入大量pH调整剂和电位调整剂(石灰用量为1500~3000g/t、过硫酸铵或过硫酸钠用量为2500~4000g/t),为降低药剂成本,本发明将铅锌混合浮选、铅矿物浮选、锌矿物过程中产生的废水分别回用至各自浮选过程,从而即降低了药剂的使用量,也避免了含不同药剂成分的废水对各浮选过程的干扰。
此外,本发明采用分段磨矿分选浮选的方法,在铅锌矿粗磨后直接进行铅锌混合浮选,抛除一部分尾矿后再进行细磨处理,从而减少细磨设备的处理量,降低磨矿成本。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案,下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍,应当理解,以下附图仅示出了本发明的某些实施例,因此不应被看作是对范围的限定,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他相关的附图。
图1为本发明实施例的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺的工艺流程图。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。实施例中未注明具体条件者,按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者,均为可以通过市售购买获得的常规产品。
下面对本发明实施例的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺进行具体说明。
本发明实施例提供的一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,包括以下步骤:
S1,铅锌混合浮选:对铅锌硫化矿进行粗磨,加入pH调整剂、捕收剂、起泡剂进行铅锌混合浮选得到铅锌混合精矿和铅锌混合浮选尾矿;
S2,铅矿物浮选:对铅锌混合精矿进行细磨,加入pH调整剂、电位调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂进行铅矿物浮选得到铅精矿和铅矿物浮选尾矿,在铅矿物浮选过程中,电位调整剂将浮选矿浆的电位调整至250~350mv,pH调整剂将浮选矿浆的pH值调整至9~11;
S3,锌矿物浮选:在铅矿物浮选尾矿中加入pH调整剂、活化剂、捕收剂、起泡剂进行锌矿物浮选,得到锌精矿和锌矿物浮选尾矿。
进一步地,在本发明较佳实施例中,S1步骤中,铅锌矿硫化矿粗磨产物粒度为-0.074mm占40~60%,S2步骤中,铅锌混合精矿细磨产物粒度为-0.074mm占65~90%。先铅锌矿粗磨后直接进行铅锌混合浮选,抛除一部分尾矿后再进行细磨处理,从而减少细磨设备的处理量,降低磨矿成本。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S1中,pH调整剂为石灰,捕收剂为乙硫氮,起泡剂选自松醇油、二号油、甲基戊醇、丁醚油中的一种或多种。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S1中,pH调整剂将浮选矿浆调整至pH值为9~11,捕收剂的用量为20~80g/t,起泡剂的用量为5~30g/t,在铅锌混合浮选过程中包括1~2次粗选过程。通过调整试剂的用量配比,能够有效地保证铅锌混合浮选的效果。在该用量下,能够将铅锌硫化矿中的铅锌有效地分离出来。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S1中,还包括:对浮选后的铅锌混合浮选尾矿进行脱水处理得到铅锌混合浮选废水,将铅锌混合浮选废水回用于铅锌混合浮选过程。废水中仍然含有一定的药剂成分,将废水回用于浮选过程,能够减少试剂用量,提高浮选效果,有效降低了成本。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S2中,pH调整剂为石灰,电位调整剂为过硫酸铵或过硫酸钠,抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠的混合物,捕收剂为乙硫氮,起泡剂选自松醇油、二号油、甲基戊醇、丁醚油中的一种或多种。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S2中,抑制剂的用量包括200~500g/t的硫酸锌和100~250g/t的亚硫酸钠,捕收剂的用量为10~30g/t,起泡剂的用量为1~10g/t,在铅矿物浮选过程中包括1次粗选、2~4次精选、1~2次扫选过程。
进一步地,步骤S2中,pH调整剂将浮选矿浆调整至pH值为10~10.5,电位调整剂将铅锌混合精矿的矿浆的电位调整至260~300mv。在该pH值和电位下,能够避免过多浪费pH调整剂和电位调整剂,同时能够达到较好的浮选效果。
现有铅锌浮选分离通常是采用石灰、碳酸钠或氢氧化钠将浮选矿浆pH值调整至9~12进行浮选,但此时矿浆电位通常为-150~50mv的低电位水平,因此铅锌浮选分离难度仍然较大,需要使用大量抑制剂抑制锌矿物才能实现铅锌浮选分离。而本发明实施例通过电位调整剂对矿浆的电位进行调整,能够在较少试剂的用量下实现良好的铅锌分离效果。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S3中,pH调整剂为石灰,活化剂为硫酸铜,捕收剂为乙硫氮或/和丁基黄药,起泡剂选自松醇油、二号油、甲基戊醇、丁醚油中的一种或多种。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S3中,所述pH调整剂将矿浆调整至pH值为9~11,活化剂的用量为50~100g/t,捕收剂的用量为20~80g/t,起泡剂的用量为5~20g/t,在锌矿物浮选过程中包括1次粗选、2~4次精选、1~2次扫选过程。
进一步地,步骤S3中,活化剂的用量为60~80g/t,在该用量下,即可达到良好的锌浮选效果。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S2中,还包括:对铅精矿进行脱水处理得到铅矿物浮选废水,将铅矿物浮选废水用于步骤S2中的铅矿物浮选过程。
进一步地,在本发明较佳实施例中,步骤S3中,还包括:分别对锌精矿和所浮选尾矿进行脱水处理得到锌矿物浮选废水,将锌矿物浮选废水用于步骤S3中的锌矿物浮选过程。
在本发明实施例中,S1~S3步骤中的pH调整剂均为石灰,由于石灰不仅具备调节矿浆pH值的作用,还能够抑制黄铁矿、磁黄铁矿等矿物,从而使得铅精矿和锌精矿中杂质含量较少,品位较高。
此外,在S1~S3步骤中,分别使用不同的脱水设备对铅锌混合浮选尾矿、铅精矿、锌精矿以及锌矿物浮选尾矿进行脱水处理,脱除得到的铅锌混合浮选废水、铅矿物浮选废水、锌矿物浮选废水分别回用于铅锌混合浮选过程、铅矿物浮选过程、锌矿物浮选过程。在S2步骤中,将浮选矿浆调整至高pH值和高电位需要加入大量pH调整剂和电位调整剂(石灰用量为1500~3000g/t、过硫酸铵或过硫酸钠用量为2500~4000g/t),为降低药剂成本,本发明实施例将铅锌混合浮选、铅矿物浮选、锌矿物过程中产生的废水分别回用至各自浮选过程,从而即降低了药剂的使用量,也避免了含不同药剂成分的废水对各浮选过程的干扰。
以下结合实施例对本发明的特征和性能作进一步的详细描述。
实施例1
本实施例提供的一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其包括以下步骤:
(1)将铅品位为1.19%、锌品位为4.12%的铅锌矿粗磨至粒度为-0.074mm占50%,然后加入石灰调节矿浆pH值至10.1、乙硫氮用量为50g/t、松醇油用量为20g/t,进行铅锌混合浮选的1次粗选过程;
(2)对铅锌混合浮选的尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅锌混合浮选过程;
(3)对铅锌混合浮选的精矿细磨至粒度为-0.074mm占70%,然后利用石灰调节矿浆pH值至10.5、过硫酸铵调节矿浆电位至250mv、硫酸锌用量为400g/t、亚硫酸钠用量为200g/t、乙硫氮用量为20g/t、松醇油用量为5g/t进行铅矿物浮选的1次粗选、3次精选、2次扫选过程;
(4)对铅矿物浮选的精矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅矿物浮选过程;
(5)对铅矿物浮选的尾矿利用石灰调节矿浆pH值至10.5、硫酸铜用量为70g/t、乙硫氮用量为50g/t、松醇油用量为10g/t进行锌矿物浮选的1次粗选、3次精选、2次扫选过程;
(6)对锌矿物浮选的精矿和尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于锌矿物浮选过程。
采用上述工艺和药剂条件进行试验,结果表明铅锌矿物能够有效分离,铅品位为1.19%、锌品位为4.12%的铅锌矿进行处理能够获得铅品位47.56%、铅回收率87.42%的铅精矿以及锌品位48.23%、锌回收率86.64%的锌精矿。
实施例2
本实施例提供的一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其包括以下步骤:
(1)将铅品位为1.07%、锌品位为3.94%的铅锌矿粗磨至粒度为-0.074mm占55%,然后加入石灰调节矿浆pH值至10.2、乙硫氮用量为45g/t、松醇油用量为15g/t,进行铅锌混合浮选的1次粗选过程;
(2)对铅锌混合浮选的尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅锌混合浮选过程;
(3)对铅锌混合浮选的精矿细磨至粒度为-0.074mm占80%,然后利用石灰调节矿浆pH值至10.6、过硫酸铵调节矿浆电位至260mv、硫酸锌用量为350g/t、亚硫酸钠用量为175g/t、乙硫氮用量为20g/t、松醇油用量为3g/t进行铅矿物浮选的1次粗选、3次精选、1次扫选过程;
(4)对铅矿物浮选的精矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅矿物浮选过程;
(5)对铅矿物浮选的尾矿利用石灰调节矿浆pH值至10.6、硫酸铜用量为65g/t、乙硫氮用量为40g/t、松醇油用量为8g/t进行锌矿物浮选的1次粗选、3次精选、1次扫选过程;
(6)对锌矿物浮选的精矿和尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于锌矿物浮选过程。
采用上述工艺和药剂条件进行试验,结果表明铅锌矿物能够有效分离,铅品位为1.07%、锌品位为3.94%的铅锌矿进行处理能够获得铅品位45.47%、铅回收率86.35%的铅精矿以及锌品位46.62%、锌回收率85.27%的锌精矿。
实施例3
本实施例提供的一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其包括以下步骤:
(1)将铅品位为1.73%、锌品位为6.28%的铅锌矿粗磨至粒度为-0.074mm占45%,然后加入石灰调节矿浆pH值至10、乙硫氮用量为65g/t、松醇油用量为25g/t,进行铅锌混合浮选的1次粗选过程;
(2)对铅锌混合浮选的尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅锌混合浮选过程;
(3)对铅锌混合浮选的精矿细磨至粒度为-0.074mm占75%,然后利用石灰调节矿浆pH值至10.4、过硫酸铵调节矿浆电位至260mv、硫酸锌用量为450g/t、亚硫酸钠用量为225g/t、乙硫氮用量为25g/t、松醇油用量为5g/t进行铅矿物浮选的1次粗选、3次精选、2次扫选过程;
(4)对铅矿物浮选的精矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅矿物浮选过程;
(5)对铅矿物浮选的尾矿利用石灰调节矿浆pH值至10.4、硫酸铜用量为80g/t、乙硫氮用量为60g/t、松醇油用量为15g/t进行锌矿物浮选的1次粗选、3次精选、2次扫选过程;
(6)对锌矿物浮选的精矿和尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于锌矿物浮选过程。
采用上述工艺和药剂条件进行试验,结果表明铅锌矿物能够有效分离,铅品位为1.73%、锌品位为6.28%的铅锌矿进行处理能够获得铅品位48.73%、铅回收率87.92%的铅精矿以及锌品位49.84%、锌回收率87.15%的锌精矿。
对比例1
本对比例提供的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其包括以下步骤:
(1)将铅品位为1.73%、锌品位为6.28%的铅锌矿粗磨至粒度为-0.074mm占45%,然后加入石灰调节矿浆pH值至10、乙硫氮用量为65g/t、松醇油用量为25g/t,进行铅锌混合浮选的1次粗选过程;
(2)对铅锌混合浮选的尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅锌混合浮选过程;
(3)对铅锌混合浮选的精矿细磨至粒度为-0.074mm占75%,然后利用石灰调节矿浆pH值至10.4、硫酸锌用量为450g/t、亚硫酸钠用量为225g/t、乙硫氮用量为25g/t、松醇油用量为5g/t进行铅矿物浮选的1次粗选、3次精选、2次扫选过程;
(4)对铅矿物浮选的精矿进行脱水处理,脱除的废水回用于铅矿物浮选过程;
(5)对铅矿物浮选的尾矿利用石灰调节矿浆pH值至10.4、硫酸铜用量为80g/t、乙硫氮用量为60g/t、松醇油用量为15g/t进行锌矿物浮选的1次粗选、3次精选、2次扫选过程;
(6)对锌矿物浮选的精矿和尾矿进行脱水处理,脱除的废水回用于锌矿物浮选过程。
采用上述工艺和药剂条件进行试验,结果表明铅锌矿物的分离效果较差,铅品位为1.73%、锌品位为6.28%的铅锌矿进行处理获得铅品位24.52%、铅回收率66.73%的铅精矿以及锌品位30.11%、锌回收率43.67%的锌精矿。
综上所述,本发明实施例的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,通过在铅锌浮选分离时通过添加电位调整剂和pH调整剂,能够将浮选矿浆调至高pH值和高电位水平,使得铅锌浮选分离容易,只需添加少量抑制剂就能有效实现铅锌浮选分离。相比于未添加电位调整剂的浮选过程(对比例1),能在药剂用量少的情况下,获得质量良好的产品,具有广阔的市场应用前景。
以上所描述的实施例是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。本发明的实施例的详细描述并非旨在限制要求保护的本发明的范围,而是仅仅表示本发明的选定实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
Claims (10)
1.一种难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,包括以下步骤:
S1,铅锌混合浮选:对铅锌硫化矿进行粗磨,加入pH调整剂、捕收剂、起泡剂进行铅锌混合浮选得到铅锌混合精矿和铅锌混合浮选尾矿;
S2,铅矿物浮选:对所述铅锌混合精矿进行细磨,加入pH调整剂、电位调整剂、抑制剂、捕收剂、起泡剂进行铅矿物浮选得到铅精矿和铅矿物浮选尾矿,在铅矿物浮选过程中,所述电位调整剂将浮选矿浆的电位调整至210~350mv、所述pH调整剂将浮选矿浆的pH值调整至9~11;
S3,锌矿物浮选:在所述铅矿物浮选尾矿中加入pH调整剂、活化剂、捕收剂、起泡剂进行锌矿物浮选,得到锌精矿和锌矿物浮选尾矿。
2.根据权利要求1所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S1中,所述pH调整剂为石灰,所述捕收剂为乙硫氮,所述起泡剂选自松醇油、二号油、甲基戊醇、丁醚油中的一种或多种。
3.根据权利要求2所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S1中,所述pH调整剂将矿浆调整至pH值为9~11,所述捕收剂的用量为20~80g/t,所述起泡剂的用量为5~30g/t,在铅锌混合浮选过程中包括1~2次粗选过程。
4.根据权利要求1所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S2中,所述pH调整剂为石灰,所述电位调整剂为过硫酸铵或过硫酸钠,所述抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠的混合物,所述捕收剂为乙硫氮,所述起泡剂选自松醇油、二号油、甲基戊醇、丁醚油中的一种或多种。
5.根据权利要求4所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S2中,所述抑制剂的用量包括200~500g/t的硫酸锌和100~250g/t的亚硫酸钠,所述捕收剂的用量为10~30g/t,所述起泡剂的用量为1~10g/t,在铅矿物浮选过程中包括1次粗选、2~4次精选、1~2次扫选过程。
6.根据权利要求1所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S3中,所述pH调整剂为石灰,所述活化剂为硫酸铜,所述捕收剂为乙硫氮或/和丁基黄药,所述起泡剂选自松醇油、二号油、甲基戊醇、丁醚油中的一种或多种。
7.根据权利要求6所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S3中,所述pH调整剂将矿浆调整至pH值为9~11,所述活化剂的用量为50~100g/t,所述捕收剂的用量为20~80g/t,所述起泡剂的用量为5~20g/t,在锌矿物浮选过程中包括1次粗选、2~4次精选、1~2次扫选过程。
8.根据权利要求1所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S1中,还包括:对所述铅锌混合浮选尾矿进行脱水处理得到铅锌混合浮选废水,将所述铅锌混合浮选废水用于步骤S1中的铅锌混合浮选过程。
9.根据权利要求1所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S2中,还包括:对所述铅精矿进行脱水处理得到铅矿物浮选废水,将所述铅矿物浮选废水用于步骤S2中的铅矿物浮选过程。
10.根据权利要求1所述的难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺,其特征在于,步骤S3中,还包括:分别对所述锌精矿和所述锌矿物浮选尾矿进行脱水处理得到锌矿物浮选废水,将所述锌矿物浮选废水用于步骤S3中的锌矿物浮选过程。
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Cited By (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109107773A (zh) * | 2018-08-17 | 2019-01-01 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法 |
CN109967227A (zh) * | 2019-04-24 | 2019-07-05 | 葫芦岛八家矿业股份有限公司 | 一种降低尾矿中铅、锌重金属含量的综合回收方法 |
CN110369150A (zh) * | 2019-08-21 | 2019-10-25 | 彝良驰宏矿业有限公司 | 一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法 |
CN110773313A (zh) * | 2019-11-13 | 2020-02-11 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高硫铅锌矿的环保高效分离工艺 |
CN111495581A (zh) * | 2020-05-21 | 2020-08-07 | 广东省资源综合利用研究所 | 一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法 |
CN111659531A (zh) * | 2020-06-16 | 2020-09-15 | 昆明理工大学 | 一种含连生体的硫化铅锌矿浮选分离的方法 |
CN113856911A (zh) * | 2021-09-28 | 2021-12-31 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 高硫铜金银矿选矿方法 |
CN114534928A (zh) * | 2022-02-16 | 2022-05-27 | 广西大学 | 一种提高微细粒锡石品位的方法 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5925862A (en) * | 1997-11-21 | 1999-07-20 | The Doe Run Company | Process for the recovery of cobalt from ores containing metal sulfides |
CN1261556A (zh) * | 1999-09-27 | 2000-08-02 | 贾玉英 | 预处理浮选分离长石、石英 |
CN1562493A (zh) * | 2004-04-06 | 2005-01-12 | 南京栖霞山锌阳矿业有限公司 | 铅锌硫化矿电位调控浮选工艺 |
CN103639061A (zh) * | 2013-12-11 | 2014-03-19 | 广西大学 | 一种难选铅锌矿石的浮选方法 |
CN104001626A (zh) * | 2014-05-30 | 2014-08-27 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法 |
CN106179723A (zh) * | 2016-09-29 | 2016-12-07 | 内蒙古东升庙矿业有限责任公司 | 一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法 |
-
2017
- 2017-10-20 CN CN201710984046.5A patent/CN107812616B/zh active Active
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5925862A (en) * | 1997-11-21 | 1999-07-20 | The Doe Run Company | Process for the recovery of cobalt from ores containing metal sulfides |
CN1261556A (zh) * | 1999-09-27 | 2000-08-02 | 贾玉英 | 预处理浮选分离长石、石英 |
CN1562493A (zh) * | 2004-04-06 | 2005-01-12 | 南京栖霞山锌阳矿业有限公司 | 铅锌硫化矿电位调控浮选工艺 |
CN103639061A (zh) * | 2013-12-11 | 2014-03-19 | 广西大学 | 一种难选铅锌矿石的浮选方法 |
CN104001626A (zh) * | 2014-05-30 | 2014-08-27 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法 |
CN106179723A (zh) * | 2016-09-29 | 2016-12-07 | 内蒙古东升庙矿业有限责任公司 | 一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
张芹等: "铅锑锌铁硫化矿-乙硫氮电化学浮选行为的研究", 《矿产综合利用》 * |
Cited By (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109107773A (zh) * | 2018-08-17 | 2019-01-01 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法 |
CN109967227A (zh) * | 2019-04-24 | 2019-07-05 | 葫芦岛八家矿业股份有限公司 | 一种降低尾矿中铅、锌重金属含量的综合回收方法 |
CN110369150A (zh) * | 2019-08-21 | 2019-10-25 | 彝良驰宏矿业有限公司 | 一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法 |
CN110773313A (zh) * | 2019-11-13 | 2020-02-11 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高硫铅锌矿的环保高效分离工艺 |
CN111495581A (zh) * | 2020-05-21 | 2020-08-07 | 广东省资源综合利用研究所 | 一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法 |
CN111659531A (zh) * | 2020-06-16 | 2020-09-15 | 昆明理工大学 | 一种含连生体的硫化铅锌矿浮选分离的方法 |
CN111659531B (zh) * | 2020-06-16 | 2021-03-23 | 昆明理工大学 | 一种含连生体的硫化铅锌矿浮选分离的方法 |
CN113856911A (zh) * | 2021-09-28 | 2021-12-31 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 高硫铜金银矿选矿方法 |
CN114534928A (zh) * | 2022-02-16 | 2022-05-27 | 广西大学 | 一种提高微细粒锡石品位的方法 |
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