CN111632748A - 一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明一种利用磁‑浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，包括磨矿、铅浮选、锌粗选、锌粗选尾矿磁选、磁选尾矿锌扫选、锌精选作业步骤。本发明主要在传统铅、锌顺序浮工艺的锌浮选作业中添加了锌粗选尾矿磁选作业，利用磁选选出部分磁黄铁矿，避免了易浮磁黄铁矿在锌浮选过程中循环对锌精矿品质的影响，提高锌精矿品质；由于磁选作业预先选出部分磁黄铁矿及与黄铁矿的连生体，降低了流程中循环的硫含量，从而可以降低硫抑制剂石灰的用量。本发明选较常规高碱矿浆环境抑制硫的传统工艺实现了低碱度选锌，成本较低，特别是锌精矿质量获得较大提高，稳定性较好。

Description

一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体地说是一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法。
背景技术
在铅锌矿床中有一部分矿床属于高硫铅、锌矿。高硫铅、锌矿存在以下特点：1高硫铅、锌矿中含有大量黄铁矿、磁黄铁矿；2高硫铅锌矿中因为硫含量较高需要添加大量石灰，特别是在铅、锌顺序浮选工艺的选锌部分需要添加大量石灰，在高碱度矿浆中进行选锌；3高碱度浮选对于伴生贵金属回收影响较大；4因部分磁黄铁矿易浮，在锌浮选流程中一直循环严重影响锌精矿品位。目前锌冶炼工艺要求锌精矿品位≥40％，高硫矿床锌精矿一般较难达到这一品位。所以应当对其选矿工艺进行细致的研究，从而提高锌精矿品质，对锌冶炼下游作业有重要意义。
发明内容
本发明的一个目的是提供一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法,解决现有技术的局限性，提高锌精矿品位、实现低碱度选锌。
为实现上述目的，本发明所述一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，其特点是，包括如下步骤：
步骤1：磨矿分级，将原矿加入湿式球磨机中进行磨矿后再利用水利旋流器或者螺旋分级机进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中沉砂返回球磨机再磨，溢流进入铅浮选作业，产出铅精矿及铅浮选尾矿；
步骤2：锌粗选，将步骤1中铅浮选尾矿添加石灰200-700㎎/l、硫酸铜200-300g/t、丁基黄药20-50g/t、2#油5-10g/t搅拌进行锌粗选，得到锌粗选精矿及锌粗选尾矿；
步骤3：磁选，将步骤2中锌粗选尾矿进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
步骤4：锌扫选，将步骤3中磁选尾矿进行三次锌扫选，扫精矿顺序返回流程，扫选尾矿和磁选精矿成为最终尾矿；
步骤5：锌精选，所述步骤2中锌粗选精矿经过三次得到合格锌精矿，在第一次精选时添加石灰保证矿浆游离氧化钙600-800㎎/l。
本发明一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：
1、所述步骤1中磨矿浓度为60-80％，分级溢流矿浆浓度为35-40％，分级细度要求小于0.074mm的颗粒含量为70-80％；
2、所述步骤2中添加石灰550㎎/l、硫酸铜250g/t、丁基黄药25g/t、2#油5g/t；
3、所述步骤3中磁选场强600-1000Oe，磁选过程中控制补加水要保证磁选尾矿浓度大于25％；
4、所述步骤4中所述步骤3所得磁选尾矿，经过三次锌扫选，第一次锌扫选添加捕收剂丁基黄20-40g/t，第二次锌扫选添加丁基黄药10-25g/t，第三次锌扫选添加丁基黄药5-15g/t。
与现有技术相比，本发明有益效果在于：在锌浮选流程中的锌粗选作业后添加了磁选作业，磁选可以选出部分带有磁性的磁黄铁矿及磁黄铁矿和黄铁矿的伴生体，避免了因为扫选添加药剂该部分硫被活化进入流程，导致该部分硫最终进入锌精矿，从而影响锌精矿品质；因部分易浮硫被磁选选出，减小了矿浆中硫含量，石灰抑制剂用量也会减小，降低选矿成本；石灰用量减小对于提高伴生贵金属回收也有重要意义。该方法实现流程简单、保证锌精矿品质稳定、选矿成本降低显著。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做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。
实施例1，一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，包括如下步骤：步骤1：磨矿分级，将原矿加入湿式球磨机中进行磨矿后再利用水利旋流器或者螺旋分级机进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中沉砂返回球磨机再磨，流进入铅浮选作业，产出铅精矿及铅浮选尾矿；步骤2：锌粗选，将步骤1中铅浮选尾矿添加石灰保证矿浆游离氧化钙用量200-700㎎/l、硫酸铜作为锌的活化剂用量200-300g/t、丁基黄药20-50g/t、2#油5-10g/t搅拌进行锌粗选，得到锌粗选精矿及锌粗选尾矿；步骤3：磁选，将步骤2中锌粗选尾矿进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；步骤4：锌扫选，将步骤3中磁选尾矿进行三次锌扫选，扫精矿顺序返回流程，扫选尾矿和磁选精矿成为最终尾矿；步骤5：锌精选，所述步骤2中锌粗选精矿经过三次得到合格锌精矿，在第一次精选时添加石灰保证矿浆游离氧化钙600-800㎎/l。所述步骤5中通过锌精选三次产出锌精矿，中矿顺序返回流程，精选1添加石灰保证矿浆游离氧化钙600-800㎎/l。上述操作中“g/t”指每吨原矿中添加药剂的克数。
实施例2，根据实施例1所述的利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法中：所述步骤1中磨矿浓度为60-80％，分级溢流矿浆浓度为35-40％，分级细度要求小于0.074mm的颗粒含量为70-80％。
实施例3，根据实施例1或2所述的利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法中：所述步骤2中添加石灰550㎎/l、硫酸铜250g/t、丁基黄药25g/t、2#油5g/t。
实施例4，根据实施例1或2或3所述的利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法中：所述步骤3中磁选场强600-1000Oe，磁选过程中补加水要保证磁选尾矿浓度大于25％。
实施例5，根据实施例1-4任一项所述的利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法中：所述步骤4中所述步骤五中，经过三次锌扫选，第一次锌扫选添加捕收剂丁基黄20-40g/t，第二次锌扫选添加丁基黄药10-25g/t，第三次锌扫选添加丁基黄药5-15g/t。
实施例6，根据实施例1-5任一项所述的利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法中：步骤5：锌精选，所述步骤2中锌粗选精矿经过三次锌精选得到合格锌精矿。所述步骤5中通过锌精选三次产出锌精矿，中矿顺序返回流程，精选1添加石灰保证矿浆游离氧化钙600-800㎎/l。
实施例7，甘肃某高硫铅、锌矿含铅3.76％、锌5.40％、硫14.25％，硫主要以磁黄铁矿及黄铁矿组成。
(1)磨矿、铅浮选：取高硫铅锌矿混匀，加入湿式球磨机中磨矿，磨矿浓度为65％,磨矿产品浓度为36％，-0.074mm占75％，进行铅浮选作业，产出铅精矿含铅55.71％及选铅尾矿含锌5.32％、含硫14％；
(2)锌粗选：铅浮选尾矿顺序添加选锌药剂石灰、硫酸铜、丁基黄药、2#油进行搅拌作为锌粗选矿浆，进行锌粗选，锌粗选产出锌粗精矿及锌粗选尾矿；石灰保证矿浆游离氧化钙550㎎/l、硫酸铜作为锌的活化剂用量250g/t、丁基黄药25g/t、2#油5g/t；
(3)磁选：锌粗选尾矿进行磁选作业，磁选场强600Oe,得到磁选精矿和磁选尾矿,磁选精矿含硫31％，磁选尾矿含硫降低到7.5％；
(4)锌扫选：磁性尾矿进行三次锌扫选，锌扫选I添加捕收剂丁基黄,25g/t，锌扫选II添加丁基黄药15g/t，锌扫选III添加丁基黄药10g/t，扫选精矿顺序返回流程，锌扫选选III尾矿和上述磁选精矿为最终尾矿。
(5)锌精选：锌精选1添加石灰保证矿浆游离氧化钙700㎎/l，进行三次精选，中矿顺序返回流程循环，产出锌精矿含锌44.38％；
经检测本实施例1所述的铅、锌矿含铅3.76％、锌5.40％、硫14.25％；经本发明所获得锌精矿中锌品位为44.38％、锌回收率83.93％。与传统铅锌顺序优先工艺相比锌品位提高了4.7％，石灰用量下降了4kg/t原矿。
实施例8，内蒙某高硫铅、锌矿含铅0.62％、锌4.07％、硫30.38％，硫主要以磁黄铁矿、白铁矿、黄铁矿组成。
(1)磨矿、铅浮选：取高硫铅锌矿混匀，加入湿式球磨机中磨矿，磨矿浓度为65％,磨矿产品浓度为36％，-0.074mm占80％，进行铅浮选作业，产出铅精矿含铅48.17％及选铅尾矿含锌4.01％、含硫31.08％；
(2)锌粗选：铅浮选尾矿顺序添加选锌药剂石灰、硫酸铜、丁基黄药、2#油进行搅拌作为锌粗选矿浆，进行锌粗选，锌粗选产出锌粗精矿及锌粗选尾矿；石灰保证矿浆游离氧化钙500㎎/l、硫酸铜作为锌的活化剂用量300g/t、丁基黄药40g/t、2#油10g/t；
(3)磁选：锌粗选尾矿进行磁选作业，磁选场强800Oe,得到磁选精矿和磁选尾矿,磁选精矿含硫35％，磁选尾矿含硫降低到20.5％；
(4)锌扫选：磁性尾矿进行三次锌扫选，锌扫选I添加捕收剂丁基黄,40g/t，锌扫选II添加丁基黄药15g/t，锌扫选III添加丁基黄药10g/t，扫选精矿顺序返回流程，锌扫选选III尾矿和上述磁选精矿为最终尾矿。
(5)锌精选：锌精选1添加石灰保证矿浆游离氧化钙700㎎/l，进行三次精选，中矿顺序返回流程循环，产出锌精矿含锌46.36％；
经检测本实施例2所述的铅、锌矿含铅0.62％、锌4.07％、硫30.38％；经本发明所获得锌精矿中锌品位为46.36％、锌回收率82.35％。与传统铅锌顺序优先工艺相比锌品位提高了5.4％，石灰用量下降了1.3kg/t。
实施例9，西藏某高硫铅、锌矿含铅1.36％、锌4.67％、硫25.7％，硫主要以磁黄铁矿、黄铁矿组成。
(1)磨矿、铅浮选：取高硫铅锌矿混匀，加入湿式球磨机中磨矿，磨矿浓度为65％,磨矿产品浓度为36％，-0.074mm占75％，进行铅浮选作业，产出铅精矿含铅52.35％及选铅尾矿含锌4.65％、含硫25.78％；
(2)锌粗选：铅浮选尾矿顺序添加选锌药剂石灰、硫酸铜、丁基黄药、2#油进行搅拌作为锌粗选矿浆，进行锌粗选，锌粗选产出锌粗精矿及锌粗选尾矿；石灰保证矿浆游离氧化钙600㎎/l、硫酸铜作为锌的活化剂用量300g/t、丁基黄药40g/t、2#油10g/t；
(3)磁选：锌粗选尾矿进行磁选作业，磁选场强800Oe,得到磁选精矿和磁选尾矿,磁选精矿含硫34.6％，磁选尾矿含硫降低到17.3％；
(4)锌扫选：磁性尾矿进行三次锌扫选，锌扫选I添加捕收剂丁基黄,40g/t，锌扫选II添加丁基黄药15g/t，锌扫选III添加丁基黄药10g/t，扫选精矿顺序返回流程，锌扫选选III尾矿和上述磁选精矿为最终尾矿。
(5)锌精选：锌精选1添加石灰保证矿浆游离氧化钙700㎎/l，进行三次精选，中矿顺序返回流程循环，产出锌精矿含锌45.26％；
经检测本实施例3所述的铅、锌矿含铅1.36％、锌4.67％、硫25.7％；经本发明所获得锌精矿中锌品位为45.26％、锌回收率89.55％。与传统铅锌顺序优先工艺相比锌品位提高了6.8％，石灰用量下降了2.6kg/t。
以上所述，仅为本发明专利优选的实施例，但本发明专利的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内，根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变，都属于本发明专利的保护范围。

Claims (5)

1.一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
步骤1：磨矿分级，将原矿加入湿式球磨机中进行磨矿后再利用水利旋流器或者螺旋分级机进行分级，得到溢流矿浆和沉砂，其中沉砂返回球磨机再磨，溢流进入铅浮选作业，产出铅精矿及铅浮选尾矿；
步骤2：锌粗选，将步骤1中铅浮选尾矿添加石灰200-700㎎/l、硫酸铜200-300g/t、丁基黄药20-50g/t、2#油5-10g/t搅拌进行锌粗选，得到锌粗选精矿及锌粗选尾矿；
步骤3：磁选，将步骤2中锌粗选尾矿进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
步骤4：锌扫选，将步骤3中磁选尾矿进行三次锌扫选得到扫选尾矿，扫选尾矿和磁选精矿成为最终尾矿；
步骤5：锌精选，所述步骤2中锌粗选精矿经过三次精选得到合格锌精矿，在第一次精选时添加石灰保证矿浆游离氧化钙600-800㎎/l。
2.根据权利要求1所述一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，其特征在于：所述步骤1中磨矿浓度为60-80％，分级溢流矿浆浓度为35-40％，分级细度要求小于0.074mm的颗粒含量为70-80％。
3.根据权利要求1所述一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，其特征在于：所述步骤2中添加石灰550㎎/l、硫酸铜250g/t、丁基黄药25g/t、2#油5g/t。
4.根据权利要求1所述一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，其特征在于：所述步骤3中磁选场强600-1000Oe，控制磁选过程中补加水要保证磁选尾矿浓度大于25％。
5.根据权利要求1所述一种利用磁-浮联合工艺提高锌精品位的选矿方法，其特征在于：所述步骤4中所述步骤五中，经过三次锌扫选，第一次锌扫选添加捕收剂丁基黄20-40g/t，第二次锌扫选添加丁基黄药10-25g/t，第三次锌扫选添加丁基黄药5-15g/t。
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