CN113441286B - 一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，包括以下步骤：将原矿分级溢流产品浓缩脱水，脱水后调节矿浆的PH值，在矿浆内加入抑制剂、捕收剂和起泡剂；将矿浆进行铅粗选，铅粗选的泡沫产品经过三次精选后获得含银铅精矿，铅粗选的尾矿经过四次扫选后获得铅尾矿；铅精选1的尾矿产品和铅扫选2的泡沫产品合二为一后形成选铅中矿产品，对选铅中矿产品进行再磨分级溢流，将再磨分级溢流产品与原矿分级溢流产品一起浓缩。本发明整体浮选环境采用原矿浓缩和中间产品再磨分级溢流并浓缩，通过持续保持浮选过程高浓度矿浆的条件，达到延长浮选时间，解决浮选速度慢的那部分铅和银矿物的上浮，从而提高铅和银的整体回收率。

Description

一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法，具体涉及一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法。
背景技术
目前国内铅锌矿中以硫化矿存在的较多，常常伴生有金银铜铁等多种元素。常见的选矿工艺是：
原矿经过球磨机磨矿分级后(-200目含量60％～80％)，进行一般浮选工艺直接浮选产出铅精矿，铅精矿的主品位根据原矿品位的高低和流程结构的情况普遍控制在45％～65％，对于嵌布粒度细、构成复杂、交代包裹较多、浮选速度慢的铅和银回收率提高十分困难，造成资源浪费严重。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对上述现有技术的不足提供一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，本有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法能有效解决铅银浮选回收率低的问题，整体浮选环境采用原矿浓缩和中间产品再磨分级溢流并浓缩，通过持续保持浮选过程高浓度矿浆的条件，达到延长浮选时间，解决浮选速度慢的那部分铅和银矿物的上浮，从而提高铅和银的整体回收率。
为实现上述技术目的，本发明采取的技术方案为：
一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，包括以下步骤：
(1)原矿在球磨机磨矿分级后，旋流器分级溢流，得到原矿分级溢流产品，将原矿分级溢流产品的浓度从28％～33％浓缩脱水至50％～52％，脱水后送入选铅作业搅拌桶，调节选铅作业搅拌桶中矿浆的PH值为8-10.5，在矿浆内加入抑制剂并进行搅拌抑制，在抑制后的矿浆中加入捕收剂和起泡剂并进行搅拌；
(2)将步骤(1)搅拌后的矿浆进行铅粗选，铅粗选的泡沫产品经过三次精选后获得含银铅精矿，铅粗选的尾矿经过四次扫选后获得铅尾矿；其中三次精选的作业过程分别记作铅精选1、铅精选2和铅精选3，四次扫选的作业过程分别记作铅扫选1、铅扫选2、铅扫选3和铅扫选4；
铅精选3的尾矿产品返回铅精选2，铅精选2的尾矿产品返回铅精选1；铅扫选4的泡沫产品返回铅扫选3，铅扫选3的泡沫产品返回铅扫选2，铅扫选1的泡沫产品返回铅粗选；铅精选1的尾矿产品和铅扫选2的泡沫产品合二为一后形成选铅中矿产品，采用立磨机和旋流器对选铅中矿产品进行再磨分级溢流，得到再磨分级溢流产品，将再磨分级溢流产品与原矿分级溢流产品一起进行浓缩。
作为本发明进一步改进的技术方案，所述球磨机内球的直径包含三种，分别为70mm、60mm和40mm，直径为70mm、60mm和40mm的球的数量比为50:10:40。
作为本发明进一步改进的技术方案，所述抑制剂包括亚硫酸钠、硫酸锌和硫化钠。
作为本发明进一步改进的技术方案，所述捕收剂包括苯胺黑药、25#黑药和丁基黄药。
作为本发明进一步改进的技术方案，通过原矿浓缩池将原矿分级溢流产品的浓度从28％～33％浓缩脱水至50％～52％；
所述再磨分级溢流产品与原矿分级溢流产品一起进入原矿浓缩池进行浓缩脱水，浓缩脱水后的浓度为50％～52％。
作为本发明进一步改进的技术方案，所述再磨分级溢流产品的浓度为25％～30％，细度-400目占90～95％。
本发明的有益效果为：
复杂多金属铅锌矿中方铅矿及其伴生金银是选矿回收的目的矿物，本发明采用一段闭路球磨磨矿介质优化技术及非常规浮选工艺技术条件，整体浮选环境采用原矿浓缩和中间产品再磨，再磨分级溢流再浓缩，通过充分单体解离和持续保持浮选过程高浓度矿浆的条件，延长浮选时间，解决共生致密、颗粒细、浮选速度慢的那部分铅和银矿物的上浮，从而提高铅和银的整体回收率，整体集成浮选工艺流程能有效解决铅银浮选回收率低的问题，达到利用该集成技术显著提高铅及铅中银回收率的目的。同时该技术不仅适用于复杂共伴生铅锌矿中银的回收，也适用于其它有类似特性(部分金属元素浮选速度慢的特点)有色金属矿复杂共伴生关系的金属综合回收。本发明技术的开发推动了行业技术发展的进步，特别对国内复杂共伴生铅锌矿的选矿技术具有广泛的推广应用前景，对促进我国有色铅锌矿山行业技术进步，建设资源节约型、环境友好型的矿山具有显著的作用。
附图说明
图1为本发明磨矿分级过程图。
图2为本发明选铅工艺流程图。
具体实施方式
下面根据附图对本发明的具体实施方式作出进一步说明：
本实施例提供一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，具体流程如图2所示，包括以下步骤：
步骤(1)、原矿在球磨机磨矿分级后，旋流器分级溢流，得到原矿分级溢流产品。
本实施例的磨矿分级过程如图1所示，分别为给矿皮带输送矿至矿箱，给矿水与矿混合后至球磨机，球磨机磨矿至矿浆池，在矿浆池内补加水，通过旋给泵输送至旋流器，旋流器底流至矿箱。本实施例分别对一段磨矿循环产品中的皮带给矿、球磨机排矿、水力旋流器溢流和沉砂进行取样分析，对磨矿介质进行优化，针对原矿硬度合理科学进行介质的组合。
一段闭路球磨磨矿介质优化技术：原补加方案采用补加钢球为
Figure GDA0003680886940000031
本实施例现补加球方案为：
Figure GDA0003680886940000032
即本实施例采用的球磨机内钢球的直径包含三种，分别为70mm、60mm和40mm，直径为70mm、60mm和40mm的钢球的数量比为50:10:40。通过取样分析对比，过细粒级-0.008mm和-0.004mm较原补加方案略高，但相差都在1个百分点以内，其过粗粒级+0.15mm含量比原方案低4.58个百分点，-0.074mm粒级含量比原补加方案提高5.18个百分点，中间可选级别-0.15+0.008mm含量及中间易选级别-0.106+0.020mm含量分别比原方案高4.08％和2.01％，效果显著，有效地避免了磨矿过程中产生的过粗和过细的现象，为后续浮选作业提高铅银回收率提供了良好的条件。
步骤(2)、通过原矿浓缩池将原矿分级溢流产品的浓度从28％～33％浓缩脱水至50％～52％，脱水后送入选铅作业搅拌桶，调节选铅作业搅拌桶中矿浆的PH值为8-10.5，在矿浆内加入抑制剂并进行搅拌抑制，在抑制后的矿浆中加入捕收剂和起泡剂并进行搅拌。
分级溢流浓缩高浓度选矿技术：打破常规选矿工艺理论，对原矿球磨分级溢流进行浓缩，把溢流浓度从28％～33％提高到50％～52％，采用泵送浓缩机底流至选铅作业1#搅拌桶，再进行浮选之前，调节矿浆PH值为8-10.5，加入抑制剂(组合抑制剂：亚硫酸钠、硫酸锌、硫化钠)进行搅拌抑制，在抑制后的矿浆中加入捕收剂(组合捕收剂：苯胺黑药、25#黑药、丁基黄药)和适量起泡剂，通过提高选铅浮选矿浆浓度，大幅度减少矿浆体积，有效延长浮选时间；并能够有效达到节约动力消耗、药剂消耗、水资源消耗的目的。
步骤(3)、将步骤(2)搅拌后的矿浆进行铅粗选，铅粗选的泡沫产品经过三次精选后获得含银铅精矿，铅粗选的尾矿经过四次扫选后获得铅尾矿；其中三次精选的作业过程分别记作铅精选1(简称铅精1)、铅精选2(简称铅精2)和铅精选3(简称铅精3)，四次扫选的作业过程分别记作铅扫选1(简称铅扫1)、铅扫选2(简称铅扫2)、铅扫选3(简称铅扫3)和铅扫选4(简称铅扫4)。
其中铅精选3的尾矿产品(即中矿3)返回铅精选2，铅精选2的尾矿产品(即中矿2)返回铅精选1。铅扫选4的泡沫产品(即中矿7)返回铅扫选3，铅扫选3的泡沫产品(即中矿6)返回铅扫选2，铅扫选1的泡沫产品(即中矿4)返回铅粗选。铅精选1的尾矿产品(即中矿1)和铅扫选2的泡沫产品(即中矿5)合二为一后形成选铅中矿产品，采用立磨机和旋流器对选铅中矿产品进行再磨分级溢流，得到再磨分级溢流产品，将再磨分级溢流产品与原矿分级溢流产品一起进入原矿浓缩池进行浓缩脱水，浓缩脱水后的浓度为50％～52％。其中再磨分级溢流产品的浓度为25％～30％，细度-400目占90～95％。对选铅中矿产品进行再磨分级溢流，其中旋流器沉砂返回立磨机中矿再磨。
选铅中矿再磨分级溢流再浓缩选别过程浓度控制平衡技术：本实施例的浮选铅的工艺流程为球磨分级溢流浓缩进入1#搅拌桶，经过一次粗选三次精选四次扫选，经过试验室反复论证和试验，对现场铅精选1闸门中矿和铅扫选2泡沫槽产品合二为一形成选铅中矿产品，采用立磨机和旋流器组合一段闭路磨矿工艺流程对选铅中矿产品进行再磨，分级溢流浓度控制在25～30％，-400目控制在90～95％，再磨分级溢流与原矿分级溢流一起进入原矿浓缩池进行浓缩，使得选铅过程浮选浓度始终保持在44％～52％，从而稳定了选铅整个过程的浮选浓度，比该项技术应用前铅尾矿浓度平均提高了4～6个百分点，矿浆细度也得到有效提高，铅及铅中银回收率分别提高了4个百分点、5个百分点，回收率提高显著。
选铅尾矿保持较高浓度技术：在采用选铅中矿再磨分级溢流再浓缩选别过程浓度控制平衡技术的同时，控制铅扫选3、铅扫选4补加水的方法，保持整个浮选铅尾矿的浓度，技术应用后，铅尾矿的浓度从38％左右提高到44％左右，提高了6个百分点，为下一步选锌作业或者尾矿浓缩作业带来积极的意义。
本实施例的主要指标控制及实现情况：入选浓度：选铅50％～52％；入选铅原矿品位：3％～6％；铅回收率：90％～92％，银回收率：60％～68％；选铅生产水回用率：100％；中矿再磨细度：-400目90％～95％；中矿分级溢流浓度：25％～30％；选铅过程浓度控制：44％～52％；铅尾矿浓度控制：42％～44％；选铅PH值控制：8～10.5。
本发明适用于多金属铅锌硫铁矿伴生金银矿物的电化学浮选技术，针对矿物中铅银嵌布粒度细、部分矿物之间互相交代包裹，构成较复杂，部分铅及银浮选速度慢，采用常规方法导致回收率较低的特点，本发明能够有效提高铅及铅中银回收率，达到充分利用资源的目的，开创有色金属选矿领域浮选新工艺。
本发明的保护范围包括但不限于以上实施方式，本发明的保护范围以权利要求书为准，任何对本技术做出的本领域的技术人员容易想到的替换、变形、改进均落入本发明的保护范围。

Claims (6)

1.一种有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，其特征在于：包括以下步骤：
(1)原矿在球磨机磨矿分级后，旋流器分级溢流，得到原矿分级溢流产品，将原矿分级溢流产品的浓度从28％～33％浓缩脱水至50％～52％，脱水后送入选铅作业搅拌桶，调节选铅作业搅拌桶中矿浆的PH值为8-10.5，在矿浆内加入抑制剂并进行搅拌抑制，在抑制后的矿浆中加入捕收剂和起泡剂并进行搅拌；
(2)将步骤(1)搅拌后的矿浆进行铅粗选，铅粗选的泡沫产品经过三次精选后获得含银铅精矿，铅粗选的尾矿经过四次扫选后获得铅尾矿；其中三次精选的作业过程分别记作铅精选1、铅精选2和铅精选3，四次扫选的作业过程分别记作铅扫选1、铅扫选2、铅扫选3和铅扫选4；
铅精选3的尾矿产品返回铅精选2，铅精选2的尾矿产品返回铅精选1；铅扫选4的泡沫产品返回铅扫选3，铅扫选3的泡沫产品返回铅扫选2，铅扫选1的泡沫产品返回铅粗选；铅精选1的尾矿产品和铅扫选2的泡沫产品合二为一后形成选铅中矿产品，采用立磨机和旋流器对选铅中矿产品进行再磨分级溢流，得到再磨分级溢流产品，将再磨分级溢流产品与原矿分级溢流产品一起进行浓缩。
2.根据权利要求1所述的有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，其特征在于：所述球磨机内球的直径包含三种，分别为70mm、60mm和40mm，直径为70mm、60mm和40mm的球的数量比为50:10:40。
3.根据权利要求1所述的有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，其特征在于：所述抑制剂包括亚硫酸钠、硫酸锌和硫化钠。
4.根据权利要求1所述的有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，其特征在于：所述捕收剂包括苯胺黑药、25#黑药和丁基黄药。
5.根据权利要求1所述的有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，其特征在于：
通过原矿浓缩池将原矿分级溢流产品的浓度从28％～33％浓缩脱水至50％～52％；
所述再磨分级溢流产品与原矿分级溢流产品一起进入原矿浓缩池进行浓缩脱水，浓缩脱水后的浓度为50％～52％。
6.根据权利要求1所述的有利于提高铅精矿中铅银回收率的工艺方法，其特征在于：所述再磨分级溢流产品的浓度为25％～30％，细度-400目占90～95％。
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