CN103182344B - 一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺，它是将原矿破碎后通过振动筛洗矿；筛下部分进行一次分级，一次分级后的细粒级部分通过采用二段一闭路流程脱泥；振动筛的筛上部分和分级的粗粒级部分合并后进行一段磨矿，磨矿产品进行二次分级，二次分级的粗粒级部分进行摇床重选，细粒级部分进入长锥旋流器脱泥；重选得到的精矿为铅精矿，重选得到的中矿重新进行一段磨矿，重选得到的尾矿和短锥旋流器脱泥得到的沉砂合并后进行再磨矿，后进行浮选，依次得到硫化铅精矿、硫化锌精矿和氧化铅锌混合精矿；脱下的矿泥进行浮选，得到氧化+硫化铅锌混合精矿。本发明工艺操作稳定，具有很好的技术指标，可为企业带来很好的经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺。
背景技术
铅锌氧硫混合矿一般比较复杂，既有氧化铅、锌矿，还有硫化铅、锌矿。此类矿石容易过粉碎、泥化，一般地，其中不仅含有原生矿泥，并且在磨矿过程中容易产生次生矿泥。矿石中含泥，尤其是高含量的泥对浮选影响很大，一是在浮选作业中，不同比表面积的颗粒对气泡的粘附强度不同。由于细泥具有较大的比表面积，在浮选过程中呈无选择性吸附，优先与气泡结合而上浮，使粗颗粒物料药剂量不足而难以上浮。同时极细颗粒部分覆盖在大颗粒表面，改变了颗粒表面的性质，也影响了浮选效果；二是从静电原理分析，细泥污染目的矿物表面，由于微小的细泥、脉石颗粒表面带的电荷电性和数量与目的矿物表面所带的电荷不同，因此发生细泥覆盖现象。细泥覆盖现象不仅发生在粗颗粒表面上，同时也发生在气泡表面上，其结果不仅改变了粗颗粒的表面性质，使原本就非常少的粗颗粒矿物可浮性降低，同时也减少了气泡的新鲜工作表面积。
此类矿石一般采取阶段磨矿阶段选别工艺。在生产实践中发现，阶段磨矿阶段选别在一定程度上改善了矿物的过粉碎和泥化现象，但还存在下列问题：(1)一段磨矿不能使结晶很好的有价矿物解离完全，故而影响精矿品位；(2)二段磨矿对粒级没有选择性，细粒级部分在二段磨矿过程中泥化更加严重。
因此有必要开发一种更好的选矿工艺来处理高泥铅锌氧硫混合矿。
发明内容
本发明的目的是提供一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺，利用该工艺可最大限度地利用铅、锌资源。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺，它是利用洗矿-分级-脱泥-重选-浮选组合流程处理高泥氧硫铅锌混合矿；即：
a.将原料矿石破碎后通过振动筛洗矿；
b.步骤a中振动筛洗矿的筛下部分采用螺旋分级机进行一次分级，一次分级后的细粒级部分依次进入短锥旋流器和长锥旋流器通过二段一闭路流程脱去矿石中的原生矿泥；所述二段一闭路流程，即通过短锥旋流器和长锥旋流器组合脱泥且长锥旋流器的沉砂再次返回短锥旋流器的流程；采用二段一闭路流程的目的是提高脱泥效率；
c.将步骤a中振动筛洗矿的筛上部分和步骤b中螺旋分级机的粗粒级部分合并后进行一段磨矿，对一段磨矿产品进行二次分级，二次分级的粗粒级部分进行摇床重选，二次分级的细粒级部分进入所述长锥旋流器脱去矿石磨矿过程产生的次生矿泥；
d.步骤c中重选得到的精矿为铅精矿，重选得到的中矿重新进行一段磨矿；
e.步骤c中重选得到的尾矿和所述短锥旋流器的沉砂合并后进行再磨矿，后进行浮选，浮选分三步，第一步浮选为硫化铅浮选，得到硫化铅精矿，第二步是硫化锌浮选，得到硫化锌精矿，第三步是氧化铅锌浮选，得到氧化铅锌混合精矿；步骤b和步骤c中脱泥得到的矿泥单独进行泥浮选，得到氧化铅锌和硫化铅锌混合精矿。
如上所述的选矿组合工艺，其中，所述高泥是指原料矿石在破碎后产生占矿物总量10-30wt％的粒度小于74μm的原生矿泥并且在磨矿后产生占矿物总量25-30wt％粒度小于38μm的次生矿泥；
所述铅锌氧硫混合矿中，铅矿为氧化铅矿物和/或硫化铅矿物；锌矿为氧化锌矿物和/或硫化锌矿物；且氧化铅锌矿物中的铅锌含量占总的铅锌含量的10-50wt％。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，所述氧化铅矿物为白铅矿，所述硫化铅矿物为方铅矿，所述氧化锌矿物为菱锌矿，所述硫化锌矿物为闪锌矿和/或铁闪锌矿。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤a中，所述破碎是将原料矿石破碎至粒度小于12mm。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤b中，所述振动筛洗矿的筛网的筛孔为4mm；所述一次分级的分级粒度为250μm；所述短锥旋流器的分离粒度为100μm，所述长锥旋流器的分离粒度为38μm。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤c中，所述一段磨矿是将矿物磨至占矿物总量50-80wt％的矿石的粒度小于74μm(即-74μm 50-80wt％)；所述二次分级的分级粒度为74μm。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤e中，所述再磨矿是将矿物磨至占矿物总量70-90wt％的矿石的粒度小于74μm。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤e中，所述硫化铅浮选所用药剂为二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵、乙基黄原酸钠或将其中的两种药剂以1∶1的重量比配合使用，药剂总用量为50-100g/t，浮选时间为8-10分钟。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤e中，所述硫化锌浮选前采用硫酸铜活化，硫酸铜用量为200-500g/t，再用丁基黄原酸钠捕收，丁基黄原酸钠用量为50-100g/t，浮选时间为8-10分钟。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤e中，所述氧化铅锌浮选前先用硫化钠硫化，硫化钠用量为500-1000g/t，再用硫酸铜活化，硫酸铜用量为200-500g/t，然后用丁基黄原酸钠+脂肪胺捕收，丁基黄原酸钠用量为50-100g/t，脂肪胺用量为80-120g/t，浮选时间为16-20分钟。
如上所述的选矿组合工艺，其中优选地，步骤e中，所述泥浮选前先用硫化钠硫化，硫化钠用量为200-300g/t；再用硫酸铜活化，硫酸铜用量为100-200g/t；然后用丁基黄原酸钠+脂肪胺捕收，丁基黄原酸钠用量为20-30g/t，脂肪胺用量为40-50g/t，浮选时间为4-6分钟。
本发明的有益效果在于：利用该工艺操作稳定，得到较高的技术指标，可为企业带来很好的经济效益。
附图说明
图1为本发明提供的处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺流程示意图。
图2为现有技术中的处理矿石工艺的流程示意图。
具体实施方式
实施例1
本实施例中选用云南会泽高泥铅锌氧硫混合金属矿，矿石是以有用矿物方铅矿、白铅矿、闪锌矿和菱锌矿为主的矿石。氧化铅、锌矿物中铅、锌含量分别占矿物总铅、锌含量的25wt％和30wt％，除有益元素构成的这些有用矿物外，矿石中还存在有大量的脉石矿物白云石、方解石、粘土矿物和少量石英。矿石中铅含量为4.5wt％，锌4.8wt％。
利用本发明方法，即将原料矿石先用筛孔为4mm的振动筛洗矿，筛下部分采用分级粒度为250μm的螺旋分级机进行一次分级，细粒级部分经分离粒度为100μm的短锥旋流器和分离粒度为38μm的长锥旋流器进行二段一闭路脱泥；振动筛洗矿后的筛上部分和螺旋分级机的粗粒级部分合并进行一段磨矿，磨矿粒度为-74μm 80wt％，一段磨矿产品进行二次分级，二次分级粒度为74μm，二次分级的粗粒级部分进行摇床重选，二次分级的细粒级部分并入前述长锥旋流器脱泥。重选精矿为铅精矿，重选中矿返回上级重新进行一段磨矿，重选尾矿和短锥旋流器的沉砂合并经再磨矿后进行浮选，硫化铅浮选所用药剂为二乙氨基二硫代甲酸钠，药剂总用量为80g/t，浮选时间为8分钟；硫化锌浮选前采用硫酸铜活化，硫酸铜用量为300g/t，再用丁基黄原酸钠捕收，丁基黄原酸钠用量为80g/t，浮选时间为8分钟；氧化铅锌浮选前先用硫化钠活化，硫化钠用量为600g/t，再用硫酸铜活化，用量为300g/t，然后用丁基黄原酸钠和脂肪胺捕收，丁基黄原酸钠的用量为80g/t，脂肪胺用量为100g/t，浮选时间为16分钟。依次选别得到硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅锌混合精矿。脱泥得到的泥也单独进行泥浮选，即用硫化钠硫化，用量为200g/t，再用硫酸铜活化，用量为150g/t，然后添加20g/t丁基黄原酸钠和40g/t脂肪胺进行捕收，得到氧化铅锌和硫化铅锌混合精矿(下称泥浮选铅锌混合精矿)。整个工艺流程参见图1，实验结果参见表1。
作为对比，采用如图2所示的传统工艺进行处理，磨矿细度为-74μm80wt％，实验结果也参见表1。
表1
实施例2
云南会泽高泥铅锌氧硫混合金属矿，矿石是以有用矿物方铅矿、白铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿和菱锌矿为主的矿石。氧化铅、锌矿物中铅、锌含量分别占矿物总铅、锌含量的28wt％和30wt％，除有益元素构成的这些有用矿物外，矿石中还存在有大量的脉石矿物白云石、方解石、粘土矿物和少量石英。矿石中铅含量为4.8wt％，锌5.3wt％。
利用本发明方法，即将原料矿石先用筛孔为4mm的振动筛洗矿，筛下部分采用分级粒度250μm的螺旋分级机进行一次分级，细粒级部分经分离粒度为100μm的短锥旋流器和分离粒度为38μm的长锥旋流器进行二段一闭路脱泥；振动筛洗矿后的筛上部分和螺旋分级机的粗粒级部分合并进行一段磨矿，磨矿粒度为-74μm 80％，一段磨矿产品进行二次分级，二次分级粒度为74μm，二次分级的粗粒级部分进行摇床重选，二次分级的细粒级部分进入长锥旋流器脱泥。重选精矿为铅精矿，重选中矿返回上级重新进行一段磨矿，重选尾矿和短锥旋流器的沉砂合并经再磨矿后进行浮选，硫化铅浮选所用药剂为二乙氨基二硫代甲酸钠，药剂总用量为100g/t，浮选时间为8分钟；硫化锌浮选前采用硫酸铜活化，硫酸铜用量为500g/t，再用丁基黄原酸钠捕收，丁基黄原酸钠用量为100g/t，浮选时间为10分钟；氧化铅锌浮选前先用硫化钠活化，硫化钠用量为800g/t，再用硫酸铜活化，用量为400g/t，然后用丁基黄原酸钠和脂肪胺捕收，丁基黄原酸钠的用量为100g/t，脂肪胺用量为120g/t，浮选时间为20分钟。依次选别得到硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅锌混合精矿。脱泥得到的泥也单独进行泥浮选，即用硫化钠硫化，用量为200g/t，再用硫酸铜活化，用量为150g/t，然后添加20g/t丁基黄原酸钠和40g/t脂肪胺进行捕收，得到泥浮选铅锌混合精矿。整个工艺流程参见图1，实验结果参见表2。
作为对比，采用如图2所示的传统工艺进行处理，磨矿细度为-74μm 80wt％，实验结果也参见表2。
表2
从表1和表2可知，在实施例1和实施例2中，利用本发明提供的工艺可以得到高质量的硫化铅、硫化锌精矿和符合冶炼要求的氧化铅锌混合精矿和次铅锌混合精矿(泥浮选铅锌混合精矿)，重选所得到的铅精矿为高品质精矿。采用本工艺对铅、锌回收率较高。相应地，采用传统工艺，得到的硫化铅、锌精矿品质低，得到的氧化铅锌混合精矿中铅+锌品位明显低，且回收率也低。
从上面的分析可知，利用本发明提供的洗矿-分级-脱泥-重选-浮选组合流程处理高泥铅锌氧硫混合矿具有明显的有益效果。
Claims (10)
1.一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺，其特征在于，其步骤如下：
a.将原料矿石破碎后通过振动筛洗矿；
b.步骤a中振动筛洗矿的筛下部分采用螺旋分级机进行一次分级，一次分级后的细粒级部分依次进入短锥旋流器和长锥旋流器，通过短锥旋流器和长锥旋流器组合脱泥、且长锥旋流器的沉砂再次返回短锥旋流器的流程脱去矿石中的原生矿泥；
c.将步骤a中振动筛洗矿的筛上部分和步骤b中螺旋分级机的粗粒级部分合并后进行一段磨矿，对一段磨矿产品进行二次分级，二次分级的粗粒级部分进行摇床重选，二次分级的细粒级部分进入所述长锥旋流器脱去矿石磨矿过程产生的次生矿泥；
d.步骤c中重选得到的精矿为铅精矿，重选得到的中矿重新进行一段磨矿；
e.步骤c中重选得到的尾矿和所述短锥旋流器的沉砂合并后进行再磨矿，后进行浮选，浮选分三步，第一步浮选为硫化铅浮选，得到硫化铅精矿，第二步是硫化锌浮选，得到硫化锌精矿，第三步是氧化铅锌浮选，得到氧化铅锌混合精矿；步骤b和步骤c中脱泥得到的矿泥单独进行泥浮选，得到氧化铅锌和硫化铅锌混合精矿。
2.根据权利要求1所述的选矿组合工艺，其特征在于，所述高泥是指原料矿石在破碎后产生占矿物总量10-30wt%的粒度小于74μm的原生矿泥并且在磨矿后产生占矿物总量25-30wt%粒度小于38μm的次生矿泥；
所述铅锌氧硫混合矿中，铅矿为氧化铅矿物和硫化铅矿物；锌矿为氧化锌矿物和硫化锌矿物；且氧化铅锌矿物中的铅锌含量占总的铅锌含量的10-50wt%。
3.根据权利要求2所述的选矿组合工艺，其特征在于，所述氧化铅矿物为白铅矿，所述硫化铅矿物为方铅矿，所述氧化锌矿物为菱锌矿，所述硫化锌矿物为闪锌矿和/或铁闪锌矿。
4.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤a中，所述破碎是将原料矿石破碎至粒度小于12mm；
步骤b中，所述振动筛洗矿的筛网的筛孔为4mm；所述一次分级的分级粒度为250μm；所述短锥旋流器的分离粒度为100μm，所述长锥旋流器的分离粒度为38μm。
5.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤c中，所述一段磨矿是将矿物磨至占矿物总量50-70wt%的矿石的粒度小于74μm；所述二次分级的分级粒度为74μm。
6.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤e中，所述再磨矿是将矿物磨至占矿物总量70-90wt%的矿石的粒度小于74μm。
7.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤e中，所述硫化铅浮选所用药剂为二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵、乙基黄原酸钠或将其中的两种药剂以1：1的重量比配合使用，药剂总用量为50-100g/t，浮选时间为8-10分钟。
8.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤e中，所述硫化锌浮选前采用硫酸铜活化，硫酸铜用量为200-500g/t，再用丁基黄原酸钠捕收，丁基黄原酸钠用量为50-100g/t，浮选时间为8-10分钟。
9.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤e中，所述氧化铅锌浮选前先用硫化钠硫化，硫化钠用量为500-1000g/t，再用硫酸铜活化，硫酸铜用量为200-500g/t，然后用丁基黄原酸钠+脂肪胺捕收，丁基黄原酸钠用量为50-100g/t，脂肪胺用量为80-120g/t，浮选时间为16-20分钟。
10.根据权利要求1至3中任意一项所述的选矿组合工艺，其特征在于，
步骤e中，所述泥浮选前先用硫化钠硫化，硫化钠用量为200-300g/t；再用硫酸铜活化，硫酸铜用量为100-200g/t；然后用丁基黄原酸钠+脂肪胺捕收，丁基黄原酸钠用量为20-30g/t，脂肪胺用量为40-50g/t，浮选时间为4-6分钟。
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