CN1799698A - 从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法 - Google Patents

从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收锡、铅锑、锌、硫、砷有价矿物的方法，属矿物加工工程技术领域。针对原料尾矿为含锡多金属的特性，在设备上采用如动筛跳汰、离子螺旋溜槽、摇床等多种力场联合作用，在浮选中采用组合药剂产生协同效应的方法，全面综合回收含锡多金属硫化矿选矿尾矿中有价矿物，得到高品位锡、铅锑、锌、硫、砷的精矿，比单一回收锡，或锡与其中砷矿物相比，具有很好的经济效益。尾矿堆场治理后，可以复土造林，尾矿库治理，可以作农业用水水库，消除尾矿对环境污染的隐患，又是一个环境友好项目。

Description

从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中 回收有价矿物的方法
一、技术领域：本发明涉及一种从含锡多金属硫化矿选矿尾矿中回收锡、铅锑、锌、硫、砷的方法。属矿物加工工程领域。
二、背景技术：
我国是锡资源丰富的国家之一，锡石多金属硫化矿在我国已探明的锡矿储量中，锡石多金属硫化矿床占有很大比例，我国华锡集团大厂矿务局的长坡选厂、巴里选厂、车河选矿厂、广西栗木锡矿、云锡大屯选厂硫化矿车间、云龙锡矿选矿厂、香花岭锡矿、四川岔河锡矿选厂等；国外有英国的惠尔简选矿厂；日本的神子烟选矿厂；前苏联的赫鲁斯塔利宁斯克采选公司1#选厂；玻利维亚的均尔奎里选矿厂；马来西亚的巴特里斯选厂等都属于锡石多金属硫化矿选厂。我国的锡多金属硫化选矿厂，生产几十年来，据专家们测算共堆存尾矿有7000万吨左右。广西大厂堆存尾矿约3000万吨，其中含锡0.45％～0.57％，含Pb0.22％～0.28％、Sb0.15％～0.21％、含Zn2.40％～3.27％、S5.7％～9.35％、As0.87％～1.24％，试验说明从该尾矿中可以回收品位为43.56％的锡精矿16.61万吨～21.03万吨；Pb+Sb精矿品位为50.52％的铅锑精矿9.89万吨～16.15万吨；品位为50.27％锌精矿103.6万吨～130.6万吨；品位为36.17％硫精矿246.07～419.28万吨；品位为35.38％砷精矿41.25万吨～58.49万吨，价值上100亿元。因此对含锡多金属硫化矿选矿尾矿的回收不仅具有很好的经济效益，同时也是具有十分重大的环境效益。
公知的，国内在含锡多金属硫化矿选矿尾矿的回收方面广西平桂冶炼厂曾进行研究，锡石硫化矿精选尾矿的多金属综合回收试验，并根据试验研究情况采用重-浮-重流程组织生产。先用重选将锡石与砷一起富集，产出混合精矿丢弃大量尾矿，然后用浮选法选出砷精矿，浮选尾矿再用重选法选出锡精矿和富锡中矿。得到锡品位为34.5％，回收率为35.32％的锡精矿及锡品位为2.60％，回收率为15.60％的锡中矿和砷品位为28％，回收率为65％的砷精矿。
云南大理州矿冶开发研究所杨启民撰文介绍了云龙锡矿尾矿回收利用生产实践。报道原100t/d选矿厂处理的矿石为锡石-石英脉硫化矿，脉石主要为石英、长石，有害物质为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂，原矿含锡1.5％-1.7％，锡回收率71-73％，尾矿含锡0.45％。为充分利用尾矿资源，做了尾矿再选试验，采用重选-浮选流程回收锡，日处理由100t/d扩大为200t/d，先用重选丢弃尾矿，并把锡与硫化矿富集在重选粗精矿中，再用浮选除硫选出锡精矿。
这些锡石多金属硫化矿选矿尾矿的综合回收主要是回收尾矿中的锡，而平桂矿务局冶炼厂精选车间与云龙锡矿不同之处，是在回收锡的基础上多回收尾矿中的砷，对其中含有的黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿及少量的脆硫锑铅矿并未回收，因此不能说是锡石硫化矿尾矿的综合利用；云龙锡矿尾矿回收利用，只考虑了尾矿中锡的回收，对尾矿中含量较高的砷(0.1％)、硫(1.88％)都是当有害杂质除去；而老尾矿中含锡0.49％，含硫4.36％，含砷0.147％，选别后重选粗精矿中含锡15.703％，含硫36.22％，含砷1.1813％。重选-浮选开路流程试验表明，锡精矿含锡61.88％，含硫0.51％，含砷0.138％；硫精矿品位47.48％，含锡0.233％，含砷4.63％，由于硫精矿中砷超过国家标准很多，至今也未开发利用。云龙锡矿尾矿回收利用是只回收了尾矿中的锡，硫、砷均未回收利用，所以不能叫锡石硫化矿选矿尾矿的综合利用，只能叫从锡石硫化矿选锡尾矿中回收锡石。
三、发明内容
本发明的目的是提供一种从含锡多金属硫化矿选矿尾矿中回收锡、铅锑、锌、硫、砷等有价矿物的方法。针对原料尾矿特性在设备上采用多种力场联合作用，在浮选中采用组合药剂产生协同效应的方法，全面的回收含锡多金属硫化矿选矿尾矿中有价矿物，包括金属矿物锡、铅锑、锌，非金属矿物中的硫、砷等矿物。
本发明按以下步骤完成：
1、将原料(含锡多金属硫化矿选矿尾矿)预选抛尾，针对原料中有价成分含量低，为了降低选矿成本，提高含锡尾矿的入选品位，采用分级预选抛尾的方法，对-3mm+0.45mm的尾矿采用动筛跳汰预选抛尾；对于小于0.45mm的尾矿采入螺旋溜槽预选抛尾，可以抛弃产率为45％-50％的尾矿，提高了入选品位，抛尾后的入选原料粒度为-3+0mm全部入球磨机磨矿；
2、根据入选原料粒度分析试验说明，尾矿大于425μm和小于40μm两个粒级含量高，两者之和为58.27％，说明过粗或过细粒级产率高，也就是说适合浮选矿的粒级含量少，因此采用选择性磨矿的方法来实现，粗粒级尾矿通过磨矿实现锡、铅锑、锌、硫、砷单体解离，而已单体解离的有价矿物尽量减少过粉碎。具体作法是，采取原矿石的含锡、含铅锑、含锌、含硫砷矿物多的矿块，及主要的脉石矿物的块矿，加工成试件，测定各试件抗压强度，杨氏摸量等力学参数，然后再用统计力学的方法进行计算，磨这种矿石所需的合适的球径和配比，使矿石在球的作用下，使有用矿物与脉石矿物从接触界面间解理、解离。因为矿物间接触面也是力学性能最薄弱的环节，有效的提高锡、铅锑、锌、硫、砷矿物的单体解离度，得到磨矿粒度-200目占95％-98％的矿浆；
3、-200目占95％-98％的矿浆，进入浮选，加入重量比2∶1的碳酸钠与石灰调整矿浆pH值为10-12，搅拌3-5分钟，再加入锌矿物的抑制剂硫酸锌400g/t-600g/t，氰化钾100g/t-200g/t，次氯酸钠100g/t-200g/t，搅拌3-5分钟，加入铅锑矿物的捕收剂25#黑药100g/t-250g/t，乙硫氮80g/t-180g/t，搅拌3-5分钟，再加2号油作起泡剂20g/t-50g/t，搅拌3-5分钟后开启充气阀门，括泡7-10分钟，可以得到Pb+Sb品位为10-15％的铅锑粗精矿。粗精矿采用摇床精选，条件是摇床冲程1-2cm，冲次380-400次/分得到品位为50％以上的铅锑精矿及1号尾矿，回收率为44％-52％；
4、浮选1号尾矿矿浆回收锌矿物，先加入重量比2∶1的碳酸钠和石灰调整矿浆pH＝10-11，再加硫酸铜作锌矿物的活化剂，用量300g/t-500g/t，搅拌3-5分钟，再加入重量比1∶1的次氯酸钙与腐植酸钠150-350g/t，抑制硫砷及脉石矿物，搅拌3分钟后，加入捕收剂戍基黄药50g/t-100g/t与Z-200 30g/t-50g/t，搅拌3-5分钟后加入起泡剂2号油30g/t-40g/t，搅拌3-5分钟后，打开充气阀门，括泡5-7分钟，经精选，得到品位为45％-50％，回收率为50％-55％锌精矿及2号尾矿；
5、从2号尾矿矿浆浮选回收硫精矿，首先加入300g/t-600g/t的硫酸铜活化硫铁矿，搅拌3-5分钟，加入重铬酸钾350g/t-500g/t抑制砷矿物，搅拌3-5分钟，加入乙基黄药50g/t-80g/t作硫矿物的捕收剂，搅拌3-5分钟，加入起泡剂2号油10g/t-20g/t，搅拌3-5分钟后打开充气阀门，括泡5-7分钟，得硫铁矿粗精矿，经过精选，得到品位为35-38％，回收率50-58％硫精矿及3号尾矿；
6、从3号尾矿矿浆浮选回收砷矿物，首先加入砷矿物的活化剂硫酸铜200g/t-400g/t，搅拌3-5分钟，再加入捕收剂乙基黄药100g/t-200g/t，搅拌3-5分钟后开启充气阀门浮选砷矿物，得砷粗精矿，再用摇床在冲程1.1cm-2cm，冲次380次/分-420次/分的条件下精选，得到品位为36％-38％，回收率55％-60％的砷精矿及4号尾矿，其效果优于单一浮选法选砷；
7、4号尾矿矿浆采用摇床选锡，摇床为分选细粒的矿泥床，摇床分选的条件为冲程1-1.5cm，冲次380次/分-420次/分，采用一粗一精的流程得到品位为43％-48％，回收率为50-60％锡精矿和中矿。
还可以将品位为60-66％，含SiO212％的锡精矿，采用碳酸钠5％-10wt％浓度处理干燥后，分成-150+200目、-200目+300目、-300目+400目，-400目几个粒级电选矿，电选条件为-150+200目用鼓筒式电选机，电压40kv，鼓筒转速380转/分，矿石温度150-180℃；-200+300目、-300+400目、-400目粒级锡矿用悬浮电选机(专利号：ZL94 2 00555.4)，控制条件：电压80KV--100KV，电晕电极根数3-5根，矿石温度150-190℃，鼓风机电机转速500转/分-800转/分可以得到品位70％-73.5％，回收率70％-75％，含SiO21.0％-1.7％高度锡精矿，及品位为60％-64％，回收率为25％-30％锡精矿2。
8、与公知技术相比本发明具有的优点及积极效果。
(1)本发明在设备上采用多种力场联合作用的设备，如动筛跳汰、离子螺旋溜槽、摇床等是实现该方法的重要支撑点，新的先进设备带来了好的分选效果。
(2)本发明在浮选中，采用了组合药剂产生协同效应的方法是实现该发明另一个重要的支撑点。
(3)本方法与公知技术相比，是较全面的回收了锡石多金属硫化矿中有价矿物，包括金属矿物锡、铅锑、锌，非金属矿物中的硫、砷矿物，比单一回收锡，或锡与其中砷矿物相比，可以说是基本达到从锡石多金属矿选矿尾矿中综合回收有价矿物。具有很好的经济效益。
(4)综合回收尾矿中的有价矿物的尾矿堆场治理后，可以复土造林；尾矿库治理后，可以作农业用水水库，消除尾矿对环境污染的隐患，是一个环境友好项目。
四、附图说明
图1为本发明的工艺流程图
五、具体实施方式
实施例1：原料为大厂矿务局选厂尾矿，其成分重量百分含量为锡0.3％-0.57％，铅0.27％-0.4％，锑0.15％-0.21％，锌2.44％-3.27％，硫5.7％-9.53％，砷0.87％-1.24％；
将原料用筛子分成-3+0.45mm及-0.45mm两个粒级，-3+0.45mm用动筛跳汰机分选抛尾，-0.45mm用螺旋溜槽分选抛尾，可以抛弃产率为46.66％的尾矿，提高了入选品位，抛尾后的粗精矿粒度为-3+0mm全部入球磨机磨矿，磨矿粒度-200目达96.5％时进入铅锑浮选工艺，用碳酸钠与石灰2∶1用量调矿浆PH＝11时，加入硫酸锌450g/t，氰化钾120g/t，次氰酸钠150g/t抑制锌矿物，再加入25#黑药120g/t，乙硫氮100g/t作铅锑的捕收剂，加入起泡剂2#油40g/t，浮选铅锑，(每次加药后搅拌3-5分钟)，得到Pb+sb品位为12.65％粗精矿，再用冲程为1.2cm，冲次400次/分条件的摇床分选，得到Pb+Sb品位为48.53％，Pb回收率46.17％的铅锑精矿及1号尾矿；
1号尾矿回收锌矿物：先加入碳酸钠和石灰(2∶1)调矿浆pH＝10.5，加入CuSO4作锌矿物的活化剂400g/t，再加次氯酸钠与腐植酸钠(1∶1)200g/t，抑制硫、砷矿物，加入捕收剂戍基黄药80g/t、Z-200 40g/t后加起泡剂2#油30g/t浮选，(每次加药后搅拌3-5分钟)，粗精矿精选二次，得到品位为45.96％，回收率52.00％锌精矿和2号尾矿；
2号尾矿浮选收回硫精矿：先在2号尾矿浆中加入450g/t活化剂硫酸铜，活化硫铁矿，加入重铬酸钾400g/t抑制砷矿物，再加入乙黄药60g/t捕收硫矿物，再加起泡剂2号油20g/t浮硫，(每次加药后搅拌3-5分钟)，采用一粗一精流程得到品位36.89％，回收率为54.10％硫精矿及3号尾矿；
3号尾矿回收砷矿物：采用浮选——重选流程回收砷矿物，先在3号尾矿浮选槽中加砷矿物的活化剂硫酸铜300g/t，加入捕收剂乙基黄药150g/t，浮选砷矿物，再将浮选的砷粗精矿用床摇床精选，条件是摇床冲程1.2cm，冲次为400次/分，精选二次，得到品位36.18％，回收率56.87％砷精矿及4号尾矿；
4号尾矿采用摇床选锡，分选流程为一次粗选，粗精矿精选，摇床分选条件为冲程1.1cm，冲次410次/分，得到品位为43.72％，回收率为54.01％锡精矿和中矿。
实施例2：原料为广西华锡集团长坡选矿厂锡石多金属硫化矿选矿尾矿，原料成分重量百分含量为Sn 0.57％、Pb 0.22％、Zn 3.27％、Sb 0.15％、S 5.70％、As 0.87％、SiO240.95％、Fe 10.62％、CaO 13.18％、Al2O35.60％、Mg 1.50％；
将尾矿用筛子筛分成-3+0.45mm及-0.45两个粒级，-3+0.45mm用动筛跳汰机分选抛尾，-0.45mm用螺旋溜槽分选抛尾，可以抛弃产率为41.74％的尾矿，提高了入选品位；
抛弃尾矿后的粗精矿粒度为-3+0mm粒级，全部入磨，采用合适的球径及合理球径配比，精确球径，合理施力的选择性磨矿，磨矿粒度-200目占94.4％进入浮选；
磨矿后的矿浆浮选铅锑，用碳酸钠与石灰2∶1配比调矿浆PH值，PH＝10.5时，加入硫酸锌400g/t，氰化钾100g/t，次氯酸钠180g/t作锌矿物抑制剂，加入乙硫氮110g/t及25#黑药100g/t作铅锑捕收剂，加入起泡剂2#油40g/t浮选铅锑粗精矿，再经过摇床精选，条件是冲程1.3cm，冲次400次/分，得到Pb+Sb品位为50.52％，铅回收率44.76％的铅锑精矿及1号尾矿；
1号尾矿浮选回收锌：先加入碳酸钠和石灰，比例2∶1调矿浆的PH值，PH＝10.7，加入CuSO4400g/t作锌矿物的活化剂，再加入次氯酸钠与腐植酸钠(1∶1)200g/t抑制硫、砷矿物，加入六偏硫酸钠与水玻璃(1∶1)250g/t抑制脉石矿物，加入捕收剂戍基黄药80g/t，Z-20040g/t后，加起泡剂2#油30g/t，浮选，经过一粗二精流程，得到品位为50.27％，回收率为53.09％锌精矿，锌精矿含铟0.176％及2号尾矿；
2号尾矿回收硫精矿：2号尾矿采用浮选法回收硫，先在浮选机前的搅拌槽中加活化剂450g/t硫酸铜，再加入重铬的钾400g/t抑制砷矿物，加入乙基黄药60g/t捕收硫矿，加入20g/t起泡剂2#油浮选硫，采用一粗一精流程得到品位36.17％，回收率为52.05％硫精矿及3号尾矿；
3、号尾矿回收砷：采用浮选——重选工艺回收砷，先在3号尾矿的浮选槽中加砷矿物的活化剂硫酸铜300g/t，再加入捕收剂乙基黄药150g/t，浮选砷，浮选精矿用摇床精选，条件是冲程1.1cm，冲次410次/分精选二次，得到品位为35.38％，回收率为53.92％的砷精矿及4号尾矿；
4号尾矿选锡：采用摇床选锡，流程为一粗一精，摇床分选条件冲程1.1cm；冲次415次/分，得到品位为41.86％，回收率为52.28％的锡精矿。

Claims (5)

1、一种从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法，其特征在于：方法按以下步骤完成：
1)、将原料含锡多金属硫化矿选矿尾矿预选抛尾，抛尾后的入选原料粒度为-3+0mm入选原料；
2)、入选原料入球磨机磨矿，得到磨矿粒度-200目占95％-98％的矿浆；
3)、-200目占95％-98％的矿浆，进入浮选，加入重量比2∶1的碳酸钠与石灰调整矿浆pH值为10-12，搅拌3-5分钟，再加入锌矿物的抑制剂硫酸锌400g/t-600g/t，氰化钾100g/t-200g/t，次氯酸钠100g/t-200g/t，搅拌3-5分钟，加入铅锑矿物的捕收剂25#黑药100g/t-250g/t，乙硫氮80g/t-180g/t，搅拌3-5分钟，再加2#油作起泡剂20g/t-50g/t，搅拌3-5分钟后开启充气阀门，括泡7-10分钟，得到Pb+Sb的铅锑粗精矿，铅锑粗精矿精选后，得铅锑精矿及1号尾矿；
4)、浮选1号尾矿矿浆回收锌矿物，先加入重量比2∶1的碳酸钠和石灰调整矿浆pH＝10-11，再加硫酸铜300g/t-500g/t，搅拌3-5分钟，再加入重量比1∶1的次氯酸钙与腐植酸钠150-350g/t，搅拌3分钟后，加入捕收剂戍基黄药50g/t-100g/t与Z-20030g/t-50g/t，搅拌3-5分钟后加入起泡剂2号油30g/t-40g/t，搅拌3-5分钟后，打开充气阀门，括泡5-7分钟，经精选，得到锌精矿及2号尾矿；
5)、2号尾矿矿浆浮选回收硫精矿，首先加入300g/t-600g/t的硫酸铜，搅拌3-5分钟，加入重铬酸钾350g/t-500g/t，搅拌3-5分钟，加入乙基黄药50g/t-80g/t，搅拌3-5分钟，加入起泡剂2号油10g/t-20g/t，搅拌3-5分钟后打开充气阀门，括泡5-7分钟，得硫铁矿粗精矿，经过精选，得到硫精矿及3号尾矿；
6)、3号尾矿矿浆进入浮选回收砷矿物，首先加入硫酸铜200g/t-400g/t，搅拌3-5分钟，再加入捕收剂乙基黄药100g/t-200g/tt，搅拌3-5分钟后开启充气阀门浮选砷矿物，得砷粗精矿，砷粗精矿经精选，得到砷精矿及4号尾矿；
7)、4号尾矿矿浆采用摇床选锡，摇床分选的条件为冲程1-1.5cm，冲次380次/分-420次/分，采用一粗一精的流程得到锡精矿和中矿。
2、根据权利要求1所述的从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法，其特征在于：所述的预选抛尾，对-3mm+0.45mm的尾矿采用动筛跳汰预选抛尾，对于小于0.45mm的尾矿采入螺旋溜槽预选抛尾。
3、根据权利要求1所述的从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法，其特征在于：所述的铅锑粗精矿，采用摇床精选，条件是摇床冲程1-2cm，冲次380-400次/分得到品位为50％以上的铅锑精矿及1号尾矿。
4、根据权利要求1所述的从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法，其特征在于：所述的砷粗精矿地精选是用摇床在冲程1.1cm-2cm，冲次380-420次/分的条件下精选，得到砷精矿。
5、根据权利要求1所述的从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法，其特征在于：所述的原料成分重量百分含量为锡0.3％-0.57％，铅0.27％-0.4％，锑0.15％-0.21％，锌2.44％-3.27％，硫5.7％-9.53％，砷0.87％-1.24％。
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