CN111330751A - 一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺。该组合工艺包括以下步骤：(1)对尾矿进行预处理：将尾矿物料置于搅拌桶中进行调浆擦洗，然后加入絮凝剂进行选择性絮凝；(2)利用超细提纯分级机进行超细提纯分级，脱除2微米以下的细泥；(3)沉砂进入水力旋流器分级，分级底流进行磨矿后返回水力旋流器分级，分级溢流进行浮选，得到混合精矿。本发明的工艺通过对尾矿物料进行预处理、超细提纯脱泥和构建选择性磨矿回路等措施极大地提高了尾矿中有价元素的回收率，大大改善了脱泥效果。
Description
技术领域
本发明涉及一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺，属于选矿技术领域。
背景技术
我国多金属硫化矿矿山堆存的老尾矿中，不仅有贵金属、有色金属、黑色金属矿物，还有大量非金属矿物，损失的金属矿物多以连生体、细粒或微细粒存在，既有硫化矿物，也有氧化矿物，且部分硫化矿物因长时间堆放，表面已发生氧化。这些尾矿的性质复杂，可回收再利用的价值大。例如，广西大厂的铅锑锌矿物嵌布粒度粗细不均匀，以细粒嵌布为主，性脆，且脉石矿物以硬度极高的花岗岩为主，因此在破碎、磨矿过程中造成过粉粹。随着不断细磨，生产过程中产生的矿泥量不断增加，部分微细粒铅锌的矿泥难以沉降以至损失于溢流中，同时有部分微细锌矿泥损失于铅硫分离尾矿中。车河选厂查定资料显示，损失于浓密机溢流及铅硫分离尾矿中的微细铅(锑)金属占原矿的7.54％，锌占5.82％，粒度介于1～5微米之间，其潜在价值非常大。由于这些微细泥比表面积大、比表面能高、性质十分复杂，难于沉降，一直没有得到很好的回收而损失于尾矿中。
浮选对大于100微米或小于5微米粒级的颗粒回收效率极差。粗粒级金属回收率低是由于已经解离的重粒子或中等粒子不能被水动地附着在泡沫层里，而过磨的细颗粒，小于5微米，也很难浮选是因为缺乏足够的势能与泡沫形成颗粒-泡沫附着物，这两种损失在浮选过程中非常常见和重要。损失在矿泥中的有价元素回收较为困难，另一个重要原因是矿泥一般含量高、质量小、表面能高、活性大，若直接浮选，它将无选择性地吸附捕收剂，在大量消耗药剂的同时，浮选泡沫发粘，脉石矿物机械夹带加重，甚至无法进行浮选。
因此有必要开发一种新的工艺，针对多金属尾矿中因过磨的矿物而损失的有用矿物(Pb、Sb等)或包裹/连生体矿物(Au)进行高效回收，消除微细粒泥的干扰，减少脱泥过程中有用矿物的损失。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺，以提高有用元素的回收率，改善脱泥效果，缩短浮选流程，节省成本。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺，包括以下步骤：
(1)对尾矿进行预处理：将尾矿物料置于搅拌桶中进行调浆擦洗，然后加入絮凝剂进行选择性絮凝；
(2)利用超细提纯分级机进行超细提纯分级，脱除2微米以下的细泥；
(3)沉砂进入水力旋流器分级，分级底流进行磨矿后返回水力旋流器分级，分级溢流进行浮选，得到混合精矿。
本发明先对尾矿物料进行擦洗-选择性絮凝预处理，进行预处理后，微细粒有用矿物的单体矿物可有效絮凝成大颗粒，使之达到最佳的浮选粒度；再利用超细提纯分级机脱泥替代了传统的重选设备脱泥，大大提高脱泥精度；构建的选择性磨矿回路将包裹体和连生体精确磨矿，也进一步提高了矿物的单体解离度。本发明的工艺通过对尾矿物料进行预处理、超细提纯脱泥和构建选择性磨矿回路等措施极大地提高了尾矿中有价元素的回收率，大大改善了脱泥效果。
在所述步骤(1)中，调浆后的浓度为10-20％(固液重量比)，搅拌强度为1500-2500r/min。所加入的絮凝剂为水解聚丙烯酰胺、聚丙烯腈、氟化钠的一种或几种，用量为5-50g/t。
在所述步骤(2)中，超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-10％(固液重量比)，工作压力为0.65-0.85Mpa。
在所述步骤(3)中，分级底流磨矿细度为-0.038mm 85-90％。
在所述步骤(3)中，浮选调整剂为碳酸钠，用量500-1000g/t，pH值为7-8，活化剂为硫酸铜、硝酸铅的一种或两种，用量为100-600g/t，捕收剂为丁基钠黄药、丁铵黑药的一种或两种，捕收剂用量为50-300g/t，浮选时间为8-20min。
所述步骤(3)中，浮选流程结构为一次粗选，两次扫选，两次精选。
本发明的优点在于：
本发明的工艺通过对尾矿进行预处理后，大大提高有用矿物的絮凝粒度，通过超细提纯系统显著脱除-2μm粒级细泥，消除细泥对浮选的不利影响，同时起到一定的预富集作用；并通过构建选择性磨矿回路，提高连生体/包裹体的单体解离度，提高锑、铅、金元素的回收率，缩短浮选流程，节省药剂和电耗，可为企业带来很好的经济效益。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
图2为传统的从尾矿中回收有价元素的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明做进一步说明，但本发明的实施方式不限于此。
实施例1
云南维西某多金属矿山尾矿中，Sb 0.40％，Pb 0.37％，S1.06％，Au 0.34g/t。主要金属矿物为黄铁矿、辉锑矿和方铅矿；脉石矿物主要有石英、方解石、钾长石和绢云母等。矿石结构主要有斑状结构、显微鳞片结构、他形粒状结构、微细粒状结构、包含结构等。
利用本发明工艺，将尾矿物料在搅拌桶中进行调浆擦洗，搅拌浓度为15％(重量比)，搅拌强度为1700r/min；加入水解聚丙烯酰胺和氟化钠(重量比为3∶1)，药剂总用量为16g/t，采用超细提纯分级机脱泥，浓度为10％(重量比)，工作压力为0.70MPa；沉砂在进入水力旋流器进行分级，水力旋流器底流采用球磨机磨矿，磨矿细度为-0.038μm 85％，水力旋流器溢流进行浮选，浮选前将矿浆浓度调至30％(重量比)，用碳酸钠将pH调整至8，碳酸钠用量为800g/t，活化剂硫酸铜用量为100g/t，硝酸铅300g/t，捕收剂为丁基黄药、丁铵黑药(配比为重量比2∶1)，捕收剂用量为120g/t，起泡剂为2#油(松醇油)，用量为40g/t，浮选时间为15min。工艺流程见图1，试验结果见表1。
采用传统设备及组合工艺流程见图2。将尾矿物料在搅拌桶中进行调浆，调浆浓度为24％(重量比)，调浆后的采用传统的螺旋溜槽进行重选，重选得到的精矿磨矿至-0.074μm 85％，磨矿后的矿浆采用两次粗选-三次扫选-三次精选的流程结构进行浮选，浮选添加的活化剂硫酸铜用量为200g/t，硝酸铅600g/t，捕收剂为戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药(配比为重量比2∶1∶1)，捕收剂用量为240g/t，起泡剂为2#油，用量为80g/t，浮选时间为20min。工艺流程见图2，试验结果见表1。
表1不同工艺结果
*注Au的单位为g/t
实施例2
湖南湘西某多金属矿尾，尾矿中的主要有黄铁矿、毒砂、辉锑矿、方铅矿、车轮矿等；脉石矿物主要为石英、绢云母、方解石、绿泥石、高岭土等。矿石中Sb 0.60％，Pb0.51％，S 2.42％，Au 0.36g/t。
利用本发明工艺，将尾矿物料在搅拌桶中进行调浆擦洗，搅拌浓度为15％(重量比)，搅拌强度为2200r/min；加入水解聚丙烯酰胺，药剂用量为20g/t，采用超细提纯分级机脱泥，浓度为12％(重量比)，工作压力为0.75MPa；沉砂在进入水力旋流器进行分级，水力旋流器底流采用球磨机磨矿，磨矿细度为-0.038μm 82％，水力旋流器溢流进行浮选，浮选前将矿浆浓度调至33％(重量比)，用碳酸钠将pH调整至7.5，碳酸钠用量为500g/t，活化剂硫酸铜用量为100g/t，硝酸铅260g/t，捕收剂为丁基黄药、丁铵黑药(配比为重量比3∶1)，捕收剂用量为150g/t，浮选时间为20min。工艺流程见图1，试验结果见表2。
采用传统设备及组合工艺流程见图2。将尾矿物料在搅拌桶中进行调浆，调浆浓度为20％(重量比)，调浆后的采用传统的圆锥选矿机进行重选，重选得到的精矿磨矿至-0.074μm 87％，磨矿后的矿浆采用两次粗选-三次扫选-三次精选的流程结构进行浮选，浮选添加的活化剂硫酸铜用量为250g/t，硝酸铅550g/t，捕收剂为戊基黄药、丁基黄药、丁铵黑药(配比为重量比3∶2∶1)，捕收剂用量为246g/t，起泡剂为2#油，用量为85g/t，浮选时间为22min。工艺流程见图2，试验结果见表2。
表2不同工艺结果
*注Au的单位为g/t
从表1和表2试验结果可知，采用本发明工艺所得到的混合精矿中的品位和回收率均远远高于传统浮选工艺，尤其是各元素的回收率，比传统组合工艺提高了约20个百分点以上，而且浮选流程缩短，药剂用量和电耗降低。
因此，本发明工艺对尾矿物料进行预处理、超细提纯脱泥和构建选择性磨矿回路后，不仅使微细粒过磨单体矿物有效絮凝，使之达到最佳的浮选粒度，而且把包裹体和连生体精确磨矿，进一步提高了矿物的解离度。这些措施极大地提高了尾矿中有价元素的回收率，而且大大改善了脱泥效果，与传统工艺比较，具有明显的优越性。
Claims (7)
1.一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺，其特征在于，包括以下步骤：
(1)对尾矿进行预处理：将尾矿物料置于搅拌桶中进行调浆擦洗，然后加入絮凝剂进行选择性絮凝；
(2)利用超细提纯分级机进行超细提纯分级，脱除2微米以下的细泥；
(3)沉砂进入水力旋流器分级，分级底流进行磨矿后返回水力旋流器分级，分级溢流进行浮选，得到混合精矿。
2.根据权利要求1所述的组合工艺，其特征在于，在所述步骤(1)中，调浆后的浓度为10-20％，搅拌强度为1500-2500r/min。
3.根据权利要求1所述的组合工艺，其特征在于，在所述步骤(1)中，所加入的絮凝剂为水解聚丙烯酰胺、聚丙烯腈、氟化钠的一种或几种，用量为5-50g/t。
4.根据权利要求1所述的组合工艺，其特征在于，在所述步骤(2)中，超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-10％(重量比)，工作压力为0.65-0.85Mpa。
5.根据权利要求1所述的组合工艺，其特征在于，在所述步骤(3)中，分级底流磨矿细度为-0.038mm 85-90％。
6.根据权利要求1所述的组合工艺，其特征在于，在所述步骤(3)中，浮选调整剂为碳酸钠，用量500-1000g/t，pH值为7-8，活化剂为硫酸铜、硝酸铅的一种或两种，用量为100-600g/t，捕收剂为丁基钠黄药、丁铵黑药的一种或两种，捕收剂用量为50-300g/t，浮选时间为8-20min。
7.根据权利要求1所述的组合工艺，其特征在于，所述步骤(3)中，浮选流程结构为一次粗选，两次扫选，两次精选。
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