JP3245078B2 - Beneficiation of zinc ore - Google Patents
Beneficiation of zinc oreInfo
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Description
【０００１】[0001]
【発明の属する技術分野】本発明は亜鉛鉱石の選鉱方法
に関するものである。BACKGROUND OF THE INVENTION 1. Field of the Invention The present invention relates to a method for beneficiating zinc ore.
【０００２】[0002]
【従来の技術】従来の亜鉛鉱石の選鉱は図１に示すフロ
ーチャートにより行われていた。すなわち、閃亜鉛鉱を
インペラーなどの機械攪拌式浮選機などにより粗選し、
得られた亜鉛品位が４５〜５０％程度の粗精鉱ｃ1 ，ｃ
2 を分離する。続いて粗精鉱ｃ1 ，ｃ2 をコラム浮選機
で浮選し、その尾鉱Ｔ2 をさらに機械撹拌式浮選機によ
り清掃選し、清掃選精鉱Ｃ4 はコラム浮選機に繰返して
処理する。また清掃選の尾鉱Ｔ3 は粗選に戻す。2. Description of the Related Art Conventional zinc ore processing has been carried out according to the flowchart shown in FIG. That is, sphalerite is roughly selected by a mechanical stirring type flotation machine such as an impeller,
Coarse concentrates c 1 , c having an obtained zinc grade of about 45 to 50%
Separate 2 Followed by flotation Soseiko c 1, c 2 in the column flotation machine, cleaned election by its tailings T 2 further mechanical stirring type flotation machine, cleaning elections concentrate C 4 to column flotation machine Repeat and process. The tailings T 3 of the cleaning election revert to roughing.
【０００３】図２にはコラム浮選機の概略構造が示さ
れ、図中、２は給鉱口、４は送水弁、５はドレン弁、６
は尾鉱排出弁である。原鉱パルプはまずコラム浮選機１
の上部側壁に設けられた給鉱口２からコラム３内に供給
され、一方コラム浮選機１の下部から圧縮空気を送り選
鉱液中で気泡を発生させると、鉱石と気泡はコラム内で
対向流接触状態となる。すると、疎水性の精鉱は気泡表
面に付着してコラム上部に向かって浮上し、一方親水性
の尾鉱はコラム底部の円錐形部分に向かって沈降する。
浮上した精鉱は洗浄水パイプ１５のノズルから噴出され
る洗浄水により洗浄されて純度を高めつつ、コラム上部
のリップ部から溢れ出る。FIG. 2 shows a schematic structure of a column flotation machine. In the figure, reference numeral 2 denotes a feed port, 4 denotes a water supply valve, 5 denotes a drain valve, and 6 denotes a drain valve.
Is a tailing discharge valve. Raw ore pulp is a column flotation machine 1
When the compressed air is sent from the lower part of the column flotation machine 1 to generate bubbles in the beneficiation liquid, the ore and the bubbles oppose each other in the column. It is in a flow contact state. The hydrophobic concentrate then attaches to the bubble surface and floats toward the top of the column, while the hydrophilic tailings settle toward the cone at the bottom of the column.
The floated ore is washed by the washing water spouted from the nozzle of the washing water pipe 15 and overflows from the lip at the top of the column while increasing its purity.
【０００４】[0004]
【発明が解決しようとする課題】上記したコラム浮選機
は後述する機械撹拌式浮選機より多くの点で優れている
が、粗粒の亜鉛鉱石の選鉱性能は機械撹拌式浮選機より
劣っており、このため亜鉛精鉱品位の向上には限界があ
ることが分かった。本発明はこの欠点を克服して亜鉛精
鉱品位の向上を図ることを目的とするものである。The above-mentioned column flotation machine is superior in many respects to the mechanical stirring flotation machine described later, but the beneficiation performance of coarse zinc ore is higher than that of the mechanical stirring flotation machine. It was found that there was a limit to the improvement of zinc concentrate quality. An object of the present invention is to overcome this drawback and improve the quality of zinc concentrate.
【０００５】[0005]
【課題を解決するための手段】本発明にかかる方法は、
亜鉛鉱石を粗選した後得られた精鉱のうち所定粒度以下
の細粒精鉱をコラム浮選機で処理し、前記粗選後得られ
た精鉱のうち所定粒度以上の粗粒精鉱を機械攪拌式浮選
機で処理することを特徴とする。The method according to the present invention comprises:
Of the concentrate obtained after coarse-selection of zinc ore, fine-grain concentrate with a predetermined grain size or less is treated with a column flotation machine, and coarse concentrate with a predetermined grain size or more of the concentrate obtained after the rough-selection is obtained. Is processed by a mechanical stirring type flotation machine.
【０００６】本発明において所定粒度以下の細粒亜鉛鉱
石をコラム浮選するのは、機械的攪拌を行わないので精
鉱品位を高く保ち得る；対向流方式のために選鉱液と鉱
石が十分に混合攪拌されるなどの特徴が有効に利用でき
るからである。コラム浮選する細粒の粒度は２００メッ
シュ以下（２００メッシュアンダー）が好ましく、より
好ましくは４００メッシュ以下であり、一方機械攪拌式
浮選機で処理する粗粒の粒度は２００メッシュ以上（２
００メッシュオーバー）が好ましい。In the present invention, the column flotation of fine-grained zinc ore having a predetermined grain size or less can keep the concentrate quality high without performing mechanical stirring. This is because characteristics such as mixing and stirring can be effectively used. The particle size of the fine particles subjected to column flotation is preferably 200 mesh or less (200 mesh under), more preferably 400 mesh or less, while the coarse particles processed by the mechanical stirring type flotation machine have a particle size of 200 mesh or more (2
00 mesh over).
【０００７】図２を参照し、コラム浮選機の細部構造を
以下説明する。コラム３の下部に取りつけられた空気パ
イプ１７は、３本を１２０°間隔で星状に交差させ、コ
ラム内に水平に延長させた管の管壁に多数の空気吹き出
し孔を形成したものである。給鉱口２のパイプは先端の
開放端から鉱石パルプをポンプ圧により吐出する。給鉱
口２のパイプと空気パイプ１７の間が対向流による浮選
が行われる浮選域である。１８は浮選域に設けられ差圧
を検知してコントロールバルブ１９を介して尾鉱排出弁
６を開閉するセンサーである。Referring to FIG. 2, the detailed structure of the column flotation machine will be described below. The air pipe 17 attached to the lower part of the column 3 is formed by intersecting three pipes in a star shape at 120 ° intervals and forming a large number of air blowing holes in the pipe wall of the pipe extending horizontally in the column. . The pipe of the ore feed port 2 discharges the ore pulp from the open end at the pump pressure. The space between the pipe of the feed port 2 and the air pipe 17 is a flotation area in which flotation is performed by counterflow. Reference numeral 18 denotes a sensor provided in the flotation area for detecting the differential pressure and opening and closing the tailing discharge valve 6 via the control valve 19.
【０００８】給鉱口２のパイプと洗浄水パイプ１５の間
は精選域であり、ここではコラム断面を横断する分岐管
１５ａを７本設けて、洗浄水をカーテンシャワー状に散
水して精鉱を洗浄する。洗浄された精鉱はコラム３から
溢れて、精鉱パイプ１６を通って流れ落ちる。１３はラ
ウンダーである。[0008] The area between the pipe of the ore feed port 2 and the washing water pipe 15 is a selected area. Here, seven branch pipes 15a crossing the column section are provided, and the washing water is sprinkled in a curtain shower shape to concentrate. Wash. The washed concentrate overflows column 3 and flows down through concentrate pipe 16. 13 is a rounder.
【０００９】図３は従来の浮選機である機械攪拌式浮選
機の細部構造の一例を示す図である。以下各部の構造を
説明する。図中、２０は二重管状インペラー軸、２１は
外側固定管２２に固着された空気パイプ、２３は２２に
対して同軸状に配列され軸心の回りを通常２５０〜５５
０ｒｐｍで回転する内管、２４は内管２３に固定された
インペラーである。インペラー２４は円盤状回転体の底
にブレード２５を放射状に取りつけ、ブレード２５の回
転により鉱石を機械的に撹拌する。２６はインペラーの
上面に開口した鉱石パイプであって、この働きにより給
鉱された鉱石２８は、選鉱液２９中に微細に分散され、
かつ吹込空気の働きにより浮上する。浮上した鉱石２８
は邪魔板３０によりスキンマー３１の方向に集められ、
スキンマー３１により掬われ浮選機外に取り出される。FIG. 3 is a diagram showing an example of a detailed structure of a mechanical stirring type flotation machine which is a conventional flotation machine. Hereinafter, the structure of each part will be described. In the figure, 20 is a double tubular impeller shaft, 21 is an air pipe fixed to the outer fixed pipe 22, 23 is arranged coaxially with 22 and usually around the axis 250-55.
An inner tube 24 rotating at 0 rpm is an impeller fixed to the inner tube 23. The impeller 24 radially mounts the blade 25 on the bottom of the disk-shaped rotating body, and mechanically agitates the ore by the rotation of the blade 25. 26 is an ore pipe opened on the upper surface of the impeller, and the ore 28 supplied by this operation is finely dispersed in a beneficiation liquid 29,
And it rises by the action of blowing air. Ore 28 surfaced
Are gathered in the direction of the skinmer 31 by the baffle 30,
It is scooped by the skinmer 31 and taken out of the flotation machine.
【００１０】本発明において粗粒鉱石の浮遊に槽の浅い
機械撹拌式浮選機を使用しているのは、激しい撹拌力の
下では粗粒は気泡と分離せずに浮選機液面まで浮上し易
い、すなわち鉱粒の重力による落下の影響をコラム浮選
機より受け難いからである。In the present invention, a mechanical stirring type flotation machine having a shallow tank is used for floating coarse ore because coarse particles do not separate from bubbles and reach the liquid level of the flotation machine under a vigorous stirring force. This is because they are easy to float, that is, they are less susceptible to the effects of falling of the ore particles due to gravity than column flotation machines.
【００１１】以下図４に示すフローチャートにより本発
明の好ましい実施態様を説明する。図４において機械撹
拌式浮選機を用いて行う粗選により得られる精鉱ｃ1 ，
ｃ2のうち精鉱ｃ1 は品位が高くかつ粒度が細かい部分
であり、一方精鉱ｃ2 は品位が低くかつ粒度が粗い部分
である。前者ｃ1 の亜鉛品位は４８〜５２％程度であ
り、後者ｃ2 の亜鉛品位は３０〜３５％程度である。次
に、粗選精鉱ｃ2 をサイクロンｃｙなどにより分級して
細粒と粗粒とに分離する。この細粒と粗選精鉱ｃ1 をコ
ラム浮選機で浮選し、精鉱ｃ3 は亜鉛製錬工程に送り、
一方尾鉱Ｔ2 は粗選を繰返す。粗粒は機械撹拌式浮選機
で浮選を行い、精鉱ｃ5 は亜鉛製錬工程に送り、一方尾
鉱Ｔ5 は粗選を繰り返す。以下、実施例及び比較例によ
り本発明をより詳しく説明する。A preferred embodiment of the present invention will be described below with reference to the flowchart shown in FIG. In FIG. 4, the concentrate c 1 , obtained by rough screening using a mechanical stirring type flotation machine,
Concentrate c 1 of c 2 is high and partially fine grained is quality, whereas concentrate c 2 is and partially coarse-grained low quality. Zinc quality former c 1 is about 48-52%, zinc quality latter c 2 is about 30% to 35%. Next, the Arasenseiko c 2 was classified by such a cyclone cy separated into a fine and coarse particles. The fine particles and the coarse concentrate c 1 are flotated by a column flotation machine, and the concentrate c 3 is sent to a zinc smelting process.
On the other hand, tailing T 2 repeats rough selection. The coarse particles are flotated by a mechanical stirring type flotation machine, and the concentrate c 5 is sent to the zinc smelting process, while the tailing T 5 repeats the rough selection. Hereinafter, the present invention will be described in more detail with reference to Examples and Comparative Examples.
【００１２】[0012]
【実施例】以下説明する実施例及び比較例に共通する主
要事項は以下のとおりである。 （１）鉱石−亜鉛（閃亜鉛鉱）、鉄などの硫化鉱物を含
む鉱石（亜鉛品位−平均１２％）。粗選前の粒度−２０
０メッシュ、６０％−を水とのパルプとしたもの（鉱石
含有量−平均６００ｋｇ／ｍ3 ） （２）コラム浮選機：図２に示す構造 （３）機械撹拌式浮選機：図３に示す構造 （４）給鉱量：２３．８ｔｏｎ／ｈｏｕｒThe main items common to the following examples and comparative examples are as follows. (1) Ore-ore containing sulfide minerals such as zinc (zinc sphalerite) and iron (zinc grade-average 12%). Particle size before rough selection -20
0 mesh, 60% -pulp with water (ore content-average 600 kg / m 3 ) (2) Column flotation machine: structure shown in FIG. 2 (3) Mechanical stirring type flotation machine: FIG. 3 (4) Mineral supply: 23.8 ton / hour
【００１３】比較例１ 図１によるフローチャートにより、選鉱を行った。ここ
で、コラム浮選機は図２に示すものであり、粗選は機械
攪拌式浮選機により行い、図５（表１）の「給鉱」の欄
に示す平均亜鉛品位及び平均粒度の精鉱ｃ1 ，ｃ2 を得
た。これらの精鉱ｃ1 ，ｃ2 をコラム浮選機で処理し
た。すなわち精鉱ｃ3 と尾鉱Ｔ2 とに分離し、尾鉱Ｔ2
からは清掃選により精鉱ｃ4 と尾鉱Ｔ3 を分離した。こ
の結果精鉱ｃ3 の粒度及び品位は図５（表１）の「精
鉱」の欄に示すとおりとなった。精鉱中の亜鉛品位は５
５．０６％である。又精鉱中の脈石の割合は８．１％で
あった。Comparative Example 1 A beneficiation was performed according to the flowchart shown in FIG. Here, the column flotation machine is as shown in FIG. 2, and the rough screening is performed by a mechanical stirring type flotation machine, and the average zinc grade and average particle size shown in the column of “Feeding” in FIG. 5 (Table 1). Concentrates c 1 and c 2 were obtained. These concentrates c 1 and c 2 were processed by a column flotation machine. That is, it is separated into concentrate c 3 and tailing T 2, and tailing T 2
From the separated concentrate c 4 and tailings T 3 by the cleaning elections. As a result the particle size and grade of the concentrate c 3 became as shown in the column "concentrate" in FIG. 5 (Table 1). Zinc grade in concentrate is 5
5.06%. The proportion of gangue in the concentrate was 8.1%.
【００１５】実施例１ 図４によるフローチャートにより選鉱を行った他は比較
例と同様の処理を行った。粗選により得られた精鉱ｃ2
をサイクロンｃｙを用いて分級し、細粒と粗選の精鉱ｃ
1 を合体してコラム浮選機による処理を行った。この場
合の給鉱（すなわち精鉱ｃ1 と細粒）、精鉱ｃ3 及び尾
鉱Ｔ2 を図６（表２）の「給鉱」、「精鉱」及び「尾
鉱」の欄にそれぞれ示す。ここで、精鉱中の亜鉛品位は
５５．９６％であり、比較例よりは品位が向上している
ことが分かる。Example 1 The same processing as in the comparative example was performed except that the beneficiation was performed according to the flowchart shown in FIG. Concentrate c 2 obtained by rough screening
Is classified using a cyclone cy, and fine and coarse concentrates c
1 was combined and processed by a column flotation machine. Feed ore in this case (i.e. concentrates c 1 and granules), the concentrate c 3 and tailings T 2 "Kyuko" in FIG. 6 (Table 2), in the column of "concentrate" and "tailings" Shown respectively. Here, the zinc grade in the concentrate is 55.96%, which indicates that the grade is higher than that of the comparative example.
【００１６】粗選により得られた精鉱ｃ2 を分級した粗
粒を機械撹拌式浮送機により浮選を行った結果を図７
（表３）に示す。表中、「給鉱」、「精鉱」、「尾鉱」
はそれぞれ図４の「粗粒」、「ｃ5 」及び「Ｔ5 」に該
当する。この給鉱では−４００メッシュの割合が少なく
なっていることが目立つ。精鉱ｃ3 とｃ5 を合体した図
４の亜鉛精鉱の粒度及び品位を図８（表４）に示す。表
中「給鉱」、「精鉱」及び「尾鉱」はそれぞれｃ1 ＋ｃ
2 、ｃ3 ＋ｃ5 、Ｔ2 ＋Ｔ5 を意味する。ここで精鉱品
位は５６．３１％であり、表１の比較例より１％強高く
なっている。また脈石の割合は７．１％であった。FIG. 7 shows the result of flotation of coarse particles obtained by classifying the concentrate c 2 obtained by the coarse selection using a mechanical stirring type flotation machine.
It is shown in (Table 3). In the table, "supply", "concentrate", "tailing"
Correspond to “coarse grains”, “c 5 ” and “T 5 ” in FIG. 4, respectively. It is conspicuous that the ratio of -400 mesh is reduced in this feed. FIG. 8 (Table 4) shows the particle size and grade of the zinc concentrate of FIG. 4 obtained by combining the concentrates c 3 and c 5 . In the table, "supply", "concentrate" and "tailing" are each c 1 + c
2 , c 3 + c 5 and T 2 + T 5 . Here, the concentrate grade is 56.31%, which is slightly more than 1% higher than the comparative example in Table 1. The proportion of gangue was 7.1%.
【００１７】[0017]
（イ）浮選後の亜鉛精鉱品位が向上する。 （ロ）亜鉛精鉱中の脈石が少なくなるため脱水が容易に
なる。 （ハ）従来法にはない分級工程が付加されるが、Ｚｎ品
位が１％以上向上すると、コスト面では十分に見合う。(A) The quality of zinc concentrate after flotation is improved. (Ii) Dehydration is facilitated because the gangue in the zinc concentrate is reduced. (C) Although a classification step not included in the conventional method is added, if the Zn quality is improved by 1% or more, the cost is sufficiently met.
【図１】 従来の亜鉛鉱石選鉱法を示すフローチャート
である。FIG. 1 is a flowchart showing a conventional zinc ore beneficiation method.
【図２】 コラム浮選機の概念図である。FIG. 2 is a conceptual diagram of a column flotation machine.
【図３】 機械撹拌式浮選機の断面図及びインペラーの
底面図である。FIG. 3 is a sectional view of a mechanical stirring type flotation machine and a bottom view of an impeller.
【図４】 本発明の亜鉛鉱石選鉱法の実施例を示すフロ
ーチャートである。FIG. 4 is a flowchart showing an embodiment of a zinc ore separation method of the present invention.
【図５】 従来のコラム浮選機のみを使用する亜鉛鉱石
選鉱法の成績を示す図表（表１）である。FIG. 5 is a chart (Table 1) showing results of a zinc ore beneficiation method using only a conventional column flotation machine.
【図６】 本発明により細粒のみをコラム浮選する亜鉛
鉱石選鉱法の成績を示す図表（表２）である。FIG. 6 is a chart (Table 2) showing results of a zinc ore beneficiation method in which only fine grains are subjected to column flotation according to the present invention.
【図７】 本発明により粗粒のみをインペラー撹拌浮選
する亜鉛鉱石選鉱法の成績を示す図表（表３）である。FIG. 7 is a chart (Table 3) showing results of a zinc ore beneficiation method in which only coarse particles are impeller-stirred flotation according to the present invention.
【図８】 本発明によりコラム浮選とインペラー撹拌浮
選する亜鉛鉱石選鉱法の成績を示す図表（表４）であ
る。FIG. 8 is a chart (Table 4) showing results of a zinc ore beneficiation method in which column flotation and impeller stirring flotation are performed according to the present invention.
１ コラム浮選機 ２ 給鉱口 ３ コラム ４ 逆水弁 ５ ドレン弁 ６ 尾鉱排出弁 １２ 逆水弁 １７ 空気パイプ ２０ インペラー軸 ２１ 空気パイプ ２４ インペラー ２５ ブレード ２８ 鉱石 ３１ スキンマー DESCRIPTION OF SYMBOLS 1 Column flotation machine 2 Mineral supply port 3 Column 4 Backwater valve 5 Drain valve 6 Tailings discharge valve 12 Backwater valve 17 Air pipe 20 Impeller shaft 21 Air pipe 24 Impeller 25 Blade 28 Ore 31 Skinmer
───────────────────────────────────────────────────── フロントページの続き (72)発明者 山口 潔人 北海道札幌市南区定山渓849番地 豊羽 鉱山株式会社内 (56)参考文献 特開 昭49−38801（ＪＰ，Ａ) (58)調査した分野(Int.Cl.7，ＤＢ名) B03D 1/00 - 3/06 ──────────────────────────────────────────────────続 き Continued on the front page (72) Inventor Kiyoshi Yamaguchi 849 Jozankei, Minami-ku, Sapporo, Hokkaido Toyoha Mining Co., Ltd. (56) References JP-A-49-38801 (JP, A) (58) Field (Int.Cl. 7 , DB name) B03D 1/00-3/06
Claims (1)
て、亜鉛鉱石を粗選した後得られた精鉱のうち所定粒度
以下の細粒鉱石をコラム浮選機で処理し、前記粗選後得
られた精鉱のうち所定粒度以上の粗粒鉱石を機械撹拌式
浮選機で処理することを特徴とする亜鉛鉱石の選鉱方
法。1. A beneficiation method for flotation treatment of zinc ore, wherein fine ore having a predetermined grain size or less among concentrates obtained after roughly screening zinc ore is treated by a column flotation machine. A method for beneficiating zinc ore, comprising treating a coarse ore having a predetermined grain size or more in the obtained concentrate with a mechanical stirring type flotation machine.
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| JPH10156218A JPH10156218A (en) | 1998-06-16 |
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| LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |