CN114210452A - 从废石中分离铅锌硫精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本申请涉及废矿处理技术领域，本申请提供一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法，包括如下步骤：对原矿进行破碎筛分处理，得到第一细矿，第二细矿和第三细矿；其中，第一细矿、第二细矿和第三细矿的粒径依次降低；对第一细矿进行光电选矿处理，得到光电选精矿和第一尾矿；对第二细矿进行棒磨处理、筛分处理、跳汰处理，得到第一精矿和第二尾矿；对第三细矿进行跳汰处理，得到第二精矿和第三尾矿。本申请可以将铅锌硫精矿从原矿中分离出来，实现了降低原矿中铅锌硫品位的目的，采无污染的机械法分离工艺既不会对环境造成二次污染，还可进一步提高尾矿的综合利用率，且具有工艺简单，投资少见效快等优越性。
Description
技术领域
本申请属于废矿处理技术领域，尤其涉及一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法。
背景技术
目前，从废石中分离铅锌硫精矿方法原理大致可分为两大类，即物理分离、化学分离。传统的化学分离，主要包括一些浮选工艺，在浮选过程中需要加入大量的碱性试剂、捕捉剂和抑制剂，后续处理后的浮选水，需要花费大量成本去处理降低COD值，以满足排放标准，进而用传统化学分离法处理废石成本太高，另外一些高效化学分离需要特定的捕捉剂，而这些捕捉剂的研发很贵，同样也不利于用来对废石的处理。
在生产实践中物理分离方法是一种比较有效的分离方法。废矿石的物理分离铅锌硫精矿主要是利用废矿石中铅锌硫精矿和尾矿的物理性质的差异，而使其从废矿石中分离的过程，如利用铅锌硫精矿和尾矿的密度、电性质、磁性质和表面性质的不同将黄铁矿从煤中分离出来。如何采用物理分离方法从废石中分离出锌硫精矿是一个值得研究的问题。
另外，凡口铅锌矿在巷道采掘过程中产出大量废石，因废石中硫含量较高，制约了其综合回收利用渠道。
发明内容
本申请的目的在于提供了一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法，旨在解决现有技术废石中硫含量较高，制约了其综合回收利用渠道的技术问题。
为实现上述申请目的，本申请采用的技术方案如下：
本申请提供一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法，包括如下步骤：
对原矿进行破碎筛分处理，得到第一细矿，第二细矿和第三细矿；其中，第一细矿、第二细矿和第三细矿的粒径依次降低；
对第一细矿进行光电选矿处理，得到光电选精矿和第一尾矿；
对第二细矿进行棒磨处理、筛分处理、跳汰处理，得到第一精矿和第二尾矿；
对第三细矿进行跳汰处理，得到第二精矿和第三尾矿。
本申请提供的从废石中分离铅锌硫精矿的方法一方面将原矿进行破碎、筛分和洗矿筛分处理，可得到不同的粒级的第一细矿、第二细矿和第三细矿，以便后续对上述本申请的第一细矿、第二细矿和第三细矿进行分级处理，另一方面，对第一细矿进行光电处理，得到光电选精矿，可运至选矿厂进行铅锌硫的回收，亦可应用于建筑材料行业，对第二细矿和第三细矿进行跳汰处理，第一精矿、第二尾矿、第二精矿和第三尾矿的密度不一样，下沉速度不同，因此，本申请可以将铅锌硫精矿从原矿中分离出来，实现了降低原矿中铅锌硫品位的目的，采无污染的机械法分离工艺既不会对环境造成二次污染，还可进一步提高尾矿的综合利用率，且具有工艺简单，投资少见效快等优越性。
附图说明
图1为本发明实施例中提供的一种从废石中分离铅锌硫精矿的流程图。
具体实施方式
为了使本申请要解决的技术问题、技术方案及有益效果更加清楚明白，以下结合实施例，对本申请进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本申请，并不用于限定本申请。
本申请中，术语“和/或”，描述关联对象的关联关系，表示可以存在三种关系，例如，A和/或B，可以表示：单独存在A，同时存在A和B，单独存在B的情况。其中A，B可以是单数或者复数。字符“/”一般表示前后关联对象是一种“或”的关系。
本申请中，“至少一个”是指一个或者多个，“多个”是指两个或两个以上。“以下至少一项(个)”或其类似表达，是指的这些项中的任意组合，包括单项(个)或复数项(个)的任意组合。例如，“a,b,或c中的至少一项(个)”，或，“a,b,和c中的至少一项(个)”，均可以表示：a,b,c,a-b(即a和b),a-c,b-c,或a-b-c，其中a,b,c分别可以是单个，也可以是多个。
应理解，在本申请的各种实施例中，上述各过程的序号的大小并不意味着执行顺序的先后，部分或全部步骤可以并行执行或先后执行，各过程的执行顺序应以其功能和内在逻辑确定，而不应对本申请实施例的实施过程构成任何限定。
在本申请实施例中使用的术语是仅仅出于描述特定实施例的目的，而非旨在限制本申请。在本申请实施例和所附权利要求书中所使用的单数形式的“一种”、“所述”和“该”也旨在包括多数形式，除非上下文清楚地表示其他含义。
本申请实施例说明书中所提到的相关成分的重量不仅仅可以指代各组分的具体含量，也可以表示各组分间重量的比例关系，因此，只要是按照本申请实施例说明书相关组分的含量按比例放大或缩小均在本申请实施例说明书公开的范围之内。具体地，本申请实施例说明书中所述的质量可以是μg、mg、g、kg等化工领域公知的质量单位。
术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，用来将目的如物质彼此区分开，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。例如，在不脱离本申请实施例范围的情况下，第一XX也可以被称为第二XX，类似地，第二XX也可以被称为第一XX。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。
本申请实施例一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法，包括如下步骤：
步骤S1、对原矿进行破碎筛分处理，得到第一细矿，第二细矿和第三细矿；其中，第一细矿、第二细矿和第三细矿的粒径依次降低；
步骤S2、对第一细矿进行光电选矿处理，得到光电选精矿和第一尾矿；
步骤S3、对第二细矿进行棒磨筛分、跳汰处理，得到第一精矿和第二尾矿；
步骤S4、对第三细矿进行跳汰处理，得到第二精矿和第三尾矿。
本申请实施例提供的从废石中分离铅锌硫精矿的方法将原矿进行破碎、筛分和洗矿筛分，可得到不同的粒级的第一细矿、第二细矿和第三细矿，以便后续对上述本申请实施例第一细矿、第二细矿和第三细矿进行分级处理，其中，对第一细矿进行光电处理，光电选精矿，可运至选矿厂进行铅锌硫的回收，可应用于建筑材料行业，对第二细矿和第三细矿进行跳汰处理，第一精矿、第二尾矿、第二精矿和第三尾矿的密度不一样，下沉速度不同，因此，在分选过程中，本申请实施例可以将第一精矿和第二精矿从原矿中分离出来，实现了回收尾矿的目的，采无污染的机械法分离工艺既不会对环境造成二次污染，还可进一步提高废矿的综合利用率，且具有工艺简单，投资少见效快等优越性。
步骤S1中原矿一般来自采场的废石或者井底的废石，经检测，在原矿中的Pb和Zn的品位之和一般为0.33～0.37％，硫品位一般为1.06～1.14％。
实施例中，第一细矿的粒径为45～15mm，第二细矿的粒径为6～15mm，第三细矿的粒径小于6mm。
实施例中，破碎筛分处理包括一段破碎筛分处理步骤和二段破碎筛分处理步骤，以避免对粒径小于6mm的第三细矿的重复破碎的工作，优先分选出第三细矿。
实施例中，一段破碎筛分处理步骤包括：原矿经破碎、筛分处理得到粒径大于40mm的第四细矿、粒径6～40mm的第五细矿和小于6mm的第三细矿，可获得目标产物粒径的细矿。
实施例中，二段破碎筛分处理步骤包括：将第四细矿经破碎处理和第五细矿进行混合处理之后，经洗矿筛分处理，得到第一细矿和第二细矿。
实施例中，步骤S2中的第一细矿的粒径45～15mm。
实施例中，用光电抛废机(规格为XRT1200)进行光电选矿处理，且光电抛废机的功率为45KW。
实施例中，在光电选精矿中，经检测，第一细矿的Pb和Zn品位之和一般大于10％，硫品位一般大于10％。
实施例中，第一细矿通过光电选处理后，第一尾矿中(废石)Pb和Zn品位之和可降至0.2％以下，S品位可降至0.5％以下，另外光电选矿石Pb和Zn的品位可富集到10％以上。
实施例中，步骤S3中的第二细矿的粒径为6～15mm。
实施例中，用棒磨机(规格为Φ1500×3000)进行棒磨处理，且棒磨机的功率为95～190KW。
实施例中，棒磨筛分产品1mm以下粒级产率在50～60％之间，棒磨筛分可提高1mm以下粒级颗粒的重量占比，以提高后续跳汰的效率。
实施例中，用跳汰机(JT6-3B或JT4-2)进行跳汰处理，且跳汰机的功率为7.5～22.5KW。
实施例中，跳汰冲程35～50mm，冲次90～100次/分，其中，在跳汰处理过程中，需要将水与第二细矿和第三细矿进行混合，本申请实施例提供的参数范围可为第二细矿和第三细矿跳汰处理提供稳定的运行环境。
实施例中，用振动筛(规格为1400×3000，1500×3500)进行筛分处理，且振动筛的功率为5.5～11KW。
实施例中，第一精矿产率1.68～3.96％，可回收废矿。
实施例中，在第一精矿中，铅和锌回收率为51.51～76.80％，硫回收率为48.07～89.23％，铅品位为4.14～14.03％，锌品位为4.24～9.79％，硫品位为11.50～32.50％，6～15mm粒级的第二细矿通过棒磨、跳汰重选废石中硫含量降低到0.50％以下，铅锌硫在跳汰精矿中得到富集，Pb和Zn品位可达10％以上，可运至选矿厂进行铅锌硫的回收，低硫产品能更好地应用于建筑材料等领域，达到了综合回收利用的目的。
实施例中，第二尾矿产率为30.32～71.77％，可回收废矿。
在第二尾矿中，铅和锌回收率为4.46～14.50％，硫回收率为0.30～8.79％，铅品位为0.01～0.08％，锌品位为0.09～0.15％，硫品位为0.01～0.30％，第一尾矿中的铅、锌和硫的品位和原矿相比均降低了，同样说明了通过棒磨、跳汰重选废石可以将铅、锌和硫富集到另外一部分矿石中。
实施例中，步骤S4中的第三细矿的粒径小于6mm。
实施例中，用跳汰机(JT6-3B或JT4-2)进行跳汰处理，且跳汰机的功率为7.5～22.5KW。
实施例中，第二精矿产率为1.18～3.20％，铅和锌的回收率为22.54～76.36％，硫回收率为24.92～99.27％，铅品位为4.30～8.08％，锌品位为7.72～9.18％，硫品位为27.8～33.30％，6mm以下粒级的第三细矿通过棒磨、跳汰重选铅锌硫在第二精矿中得到富集，Pb和Zn品位可达10％以上，可运至选矿厂进行铅锌硫的回收，低硫产品能更好地应用于建筑材料等领域，达到了综合回收利用的目的。
实施例中，第三尾矿产率26.60～96.80％，铅和锌回收率为4.45～28.56％，硫回收率为0.73～11.42％，铅品位为0.01～0.13％，锌品位为0.08～0.13％，硫品位为0.01～0.55％，6mm以下粒级的第二细矿通过棒磨、跳汰重选，第三尾矿中硫含量降低到0.55％以下。
实施例中，还包括将第一精矿和第二精矿进行混合处理，破碎筛分小于6mm粒级的第三细矿通过一段跳汰重选脱水，二者合计跳汰精矿平均产率1.50％，Pb和Zn品位之和平均值为17.74％，S含量26.35％，铅锌回收率36.18％，S回收率34.79％，废石产率22.53％，Pb和Zn含量0.15％，S含量0.11％。
实施例中，还包括对第二尾矿或/和第三尾矿进行脱水筛处理，得到废石和脱水筛筛下物。
实施例中，用脱水筛(规格为GS1535)进行脱水筛处理且脱水筛的功率为22KW。
在实施例中，6～15mm粒级的第二细矿通过棒磨筛分一段跳汰重选脱水，脱水筛筛下平均产率30.26％，Pb和Zn品位之和为0.63％，S品位为1.07％。
在一些实施例中，第二尾矿脱水筛处理中脱水筛筛下物产率为23.9～66.70％，铅和锌回收率为8.7～41.86％，硫回收率为10.47～48.66％，铅品位为0.12～0.22％，锌品位为0.21～0.30％，硫品位为0.28～1.13％，脱水筛筛下物产物中的铅品位，锌品位，硫品位都比较低。
在一些实施例中，第三尾矿脱水筛处理中所述脱水筛筛下物产率为47.26～71.98％，铅和锌回收率为53.63～69.41％，硫回收率为49.32～69.37％，铅品位为0.32～0.41％，锌品位为0.40～0.65％，硫品位为1.17～1.89％，脱水筛筛下物产物中的铅品位，锌品位，硫品位都比较低，但比第二尾矿高。
下面结合具体实施例进行说明。
实施例1
图1提供了一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法流程图，具体地，包括如下步骤：
步骤S101、一段破碎筛分处理步骤包括：原矿经破碎、筛分处理得到粒径大于40mm的第四细矿、粒径6～40mm的第五细矿和小于6mm的第三细矿。
步骤S102、将第四细矿经破碎处理和第五细矿进行混合处理之后，经洗矿筛分处理，得到第一细矿和第二细矿。
进行下一阶段作业，工业试验期间对各粒级进行了分析统计，各粒级分布统计结果如表1所示。
表1破碎筛分各粒级分布统计结果
步骤S2、45～15mm粒级的第一细矿采用XRT1200光电选抛废机进行选别，结果请参见表2所示。
其中，请参见表1所示，第一细矿的产率为45.71％，Pb品位为0.22％，Zn品位为0.32％，S品位为0.86％，请参见表2所示，光电选矿精矿的产率为1.71％，Pb品位为5.26％，Zn品位为5.68％，S品位为11.62％，对比可知，Pb品位，Zn品位，S品位，均得到了提高，另外，第一尾矿的产率为44.00％，Pb品位为0.02％，Zn品位为0.11％，S品位为0.44％，对比可知，Pb品位，Zn品位，S品位，均得到了降低。
同样也说明了，45～15mm粒级的第一细矿给矿通过光电选选别作业，光电选精矿(矿石)Pb和Zn含量可达到10％以上，S含量也在10％以上。
此外，光电选矿精矿可运至选矿厂进行铅锌硫精矿的回收，第一尾矿(碎石)S含量降至0.5％以下，可应用于建筑材料行业。
步骤S3、产率及回收率按Pb和Zn计算。将产率为32.86％，Pb品位为0.37％，Zn品位为0.50％，S品位为1.14％的第二细矿，进行棒磨筛分、跳汰处理，得到第一精矿和第二尾矿，其中，跳汰冲程为35mm，冲次为100次/分。
步骤S4、将产率为21.43％，Pb品位为0.27％，Zn品位为0.53％，S品位为1.41％的第三细矿进行跳汰处理，得到第二精矿和第三尾矿，其中，跳汰冲程为35mm，冲次为100次/分。
表2全流程工业试验结果，％
实施例2至实施例11
实施例2至实施例5与实施例1采用相同的方法进行处理，不同点在于，在第二细矿中，Pb品位，Zn品位，S品位的品位不同，实验结果请参考表3所示。
表3 6～15mm棒磨筛分物料跳汰脱硫补充工业试验指标
6～15mm粒级棒磨砂跳汰补充试验共进行了10个班70.66小时，原矿平均含铅0.37％，含锌0.50％，含硫1.14％；跳汰精矿平均产率3.56％，平均含铅10.32％，含锌8.30％，含硫25.30％；废石平均产率44.48％，平均含铅0.038％，含锌0.11％，含硫0.052％；脱水筛筛下平均产率51.96％，平均含铅0.176％，含锌0.27％，含硫0.70％。
实施例12至实施例17
实施例2至实施例5与实施例1采用相同的方法进行处理，不同点在于，在第三细矿中，Pb品位，Zn品位，S品位的品位不同
破碎筛分小于6mm粒级筛分产品通过砂泵运送至跳汰机进行跳汰试验，跳汰精矿自流至精矿堆场，跳汰尾矿经脱水筛脱水由皮带运输机运送至废石堆场。试验从3月22日开始，3月24日结束，每天两班，共开机6个班30小时，共处理原矿300吨。设备运行基本稳定。跳汰机运行参数为：冲程35mm，冲次100次/分。产率及回收率按Pb和Zn品位之和计算。
表4破碎筛分小于6mm筛分物料跳汰脱硫工业试验指标
粒级小于6mm第三细矿共开机30小时，处理原矿300吨，原矿中铅品位平均值为0.27％，锌品位平均值为0.53％，硫品位平均值为1.41％；第二精矿(跳汰精矿)平均产率1.53％，铅品位平均值为6.24％，锌品位平均值为8.38％，硫品位平均值为30.05％，Pb和Zn回收率28.70％，S回收率29.76％；第三尾矿(废石)平均产率36.90％，铅品位平均值为0.052％，锌品位平均值为0.12％，硫品位平均值为0.22％；脱水筛筛下平均产率61.57％，铅品位平均值为0.35％，锌品位平均值为0.52％，硫品位平均值为1.56％(产率和回收率计算不含3月22日)。
对实施例6至实施例11经过棒磨处理后的产品进行了粒度筛分和Pb、Zn、S的分析，筛分化验结果见表5至表10所示。
表5实施例6至实施例11棒磨棒磨处理后的产品粒度筛分结果
由粒度筛分结果可以看出，棒磨筛分产品粒度1mm以下粒级产率大部分在50～60％之间。
以上仅为本申请的较佳实施例而已，并不用以限制本申请，凡在本申请的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本申请的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，包括如下步骤：
对原矿进行破碎筛分处理，得到第一细矿，第二细矿和第三细矿；其中，第一细矿、第二细矿和第三细矿的粒径依次降低；
对所述第一细矿进行光电选矿处理，得到光电选精矿和第一尾矿；
对所述第二细矿进行棒磨处理、筛分处理、跳汰处理，得到第一精矿和第二尾矿；
对所述第三细矿进行跳汰处理，得到第二精矿和第三尾矿。
2.如权利要求1所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，所述第一细矿的粒径为45～15mm；和/或
所述第二细矿的粒径为6～15mm；和/或
所述第三细矿的粒径小于6mm。
3.如权利要求1或2所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，所述破碎筛分处理包括一段破碎筛分处理步骤和二段破碎筛分处理步骤；
所述一段破碎筛分处理包括如下步骤：
原矿经破碎、筛分处理得到粒径大于40mm的第四细矿、粒径6～40mm的第五细矿和粒径小于6mm的所述第三细矿；
所述二段破碎筛分处理包括如下步骤：
将所述第四细矿经破碎处理和所述第五细矿进行混合处理之后，经洗矿筛分处理，得到粒径为45～15mm的所述第一细矿和粒径为所述6～15mm的第二细矿。
4.如权利要求1所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，所述跳汰处理中冲程为35～50mm，冲次90～100次/分。
5.如权利要求1或3所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，用跳汰机进行所述跳汰处理，且所述跳汰机的功率为7.5～22.5KW。
6.如权利要求1、2、4任一项所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，用光电抛废机进行所述光电选矿处理，且所述光电抛废机的功率为45KW。
7.如权利要求1、2、4任一项所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，用棒磨机进行所述棒磨处理，且所述棒磨机的功率为95～190KW。
8.如权利要求1、2、4任一项所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，用振动筛进行所述筛分处理，且所述振动筛的功率为5.5～11KW。
9.如权利要求1、2、4任一项所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，在所述原矿中，Pb和Zn的品位之和为0.33～0.37％，硫品位为1.06～1.14％。
10.如权利要求1、2、4任一项所述从废石中分离铅锌硫精矿的方法，其特征在于，还包括对第二尾矿或/和第三尾矿进行脱水筛分处理，得到废石和脱水筛筛下物。
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