CN111495581A - 一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及选矿废水处理及选矿技术领域，具体公开了一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法。本发明针对高寒地区选矿废水pH值高、钙离子和铜铅重金属离子、COD含量高，回用影响生产指标的问题，对选矿废水采用阶段处理阶段回用工艺，对大部分废水进行脱钙处理，并返回相应的不受影响的浮选作业，实现了废水中污染物的资源化利用。除钙后的少部分废水再经过深度处理，并结合铅锌部分优先混合浮选工艺，对铅锌粗精矿进行活性炭脱药、搅拌、浓缩脱药处理，消除了选矿废水对铅锌分离和铅精选的不利影响。采用本发明工艺回用铅锌矿选矿处理废水不会影响选矿指标，经过部分混合优先浮选粗扫选、铅锌浮选分离、铅精选和锌浮选，可以得到铅精矿和锌精矿。
Description
技术领域
本发明涉及选矿废水处理及选矿交叉技术领域，特别是涉及一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法，尤其是针对高寒地区铅锌矿选矿废水进行处理并资源化选矿利用的方法。
背景技术
铅锌选矿一般采用浮选法，由于浮选过程中添加了化学药剂，不可避免的产生大量的选矿废水。选矿废水中往往含有重金属离子、化学药剂、酸碱和悬浮物等污染物，是影响矿山环境的重要因素之一。选矿废水若直接排放将造成环境污染，而返回选矿流程直接回用一般会影响生产指标。
高寒地区铅锌选矿厂受高海拔和冬季低温影响，铅锌选矿废水往往呈现pH值高、钙离子和铜铅重金属离子含量高、COD含量高的特点。这种选矿废水在返回使用的过程中由于Ca2+含量较高，易导致管道结钙，引起生产操作不稳定；废水中残留的Cu2+、Pb2+及黄药类捕收剂在铅浮选的过程中往往会活化锌矿物，以致可浮性较好的闪锌矿难以抑制，造成了铅精矿含锌超标。相比高寒地区，其它地区由于温度较高和日照充足，选矿废水经过自然沉降或简单的混凝沉降后，即可返回流程使用且浮选指标不受影响。对于高寒地区铅锌矿的选矿废水需进行处理后才能返回使用。目前处理方法一般包括酸浸中和、化学沉淀、化学氧化、吸附处理、臭氧曝气、混凝沉降等方法中的几种方法联合使用，但现在常用的废水处理方法往往存在水处理量大、基建及运营成本高、回水利用率偏低等问题。当前对高寒地区铅锌尾矿废水偏重于废水的处理，忽视了废水的资源化利用。因此，有必要从废水资源化利用的角度出发，设计合理的废水处理工艺和选矿工艺流程，研究开发一种适合高寒地区铅锌矿选矿废水处理及资源化利用的方法。
发明内容
本发明主要解决的技术问题是提供一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法，针对高寒地区铅锌矿选矿废水处理及资源化利用，通过对选矿废水进行不同程度处理，再返回至相应的铅锌浮选作业中，充分利用废水中的残留药剂和重金属离子，仅需对少部分水进行深度处理，即可获得较好的选别指标。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法，包括铅锌矿选矿废水处理步骤和选矿步骤；
所述铅锌矿选矿废水处理步骤包括：将高寒地区铅锌矿选矿废水进行除钙至废水中Ca2+浓度＜30mg/L，得到除钙废水；
将75～80％的所述除钙废水泵入高位废水池待用；
将20～25％的所述除钙废水导入pH调节池，调节pH值至6～7后再导入氧化反应池与芬顿试剂反应，之后再导入金属离子反应池，在所述金属离子反应池中加入金属离子捕捉剂硫化钠进行反应，之后导入混凝沉淀池，向所述混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，反应完毕后导入沉淀池，经沉淀后得到的上层清水泵入高位清水池待用，所述上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值＜25mg/L，pH值为6.5～7.5；沉淀得到的污泥泵入尾矿库；
所述选矿步骤包括：将高寒地区铅锌矿原矿破碎，之后用所述高位废水池中的水调节磨矿浓度至65～70％，磨矿至粒度-0.075mm占60～80％，得到磨矿矿浆，再用所述高位废水池中的水调节磨矿矿浆的质量百分比浓度为35～45％；
对质量百分比浓度为35～45％的磨矿矿浆进行铅锌部分混合优先浮选粗选和扫选，粗选和扫选作业用水为所述高位废水池中的水，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿；采用所述高位清水池中的水作为所述铅锌粗精矿泡沫的冲洗水调节得到质量百分比浓度为40～50％的铅锌粗精矿，加入脱药剂活性炭后强搅拌，分离得到铅锌粗精矿浓浆和含有对铅锌分离有害的铜离子、铅离子及残留药剂的浓缩废水；所述铅锌粗精矿浓浆用所述高位清水池中的水调节浓度后再依次加入组合抑制剂和捕收剂，之后再进行铅锌分离浮选和铅精选，铅精选作业采用所述高位清水池中的水进行，得到铅精选泡沫和含锌硫的选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，所述铅精矿废水和所述浓缩废水泵入尾矿库；所述铅精矿的Pb品位为53～70％，Zn品位为1.0～5.0％；
所述扫选尾矿和所述选铅尾矿合并，之后依次加入调整剂、活化剂和捕收剂进行锌浮选，锌浮选作业采用所述高位废水池中的水进行，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，所述锌精矿废水和所述选锌尾矿合并泵入尾矿库，所述锌精矿的Zn品位为46～55％，Pb品位为1.0～2.0％。
作为一种优选的实施方案，本发明提供的回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法，包括以下步骤：
S1：将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入除钙剂碳酸钠，搅拌反应15～20min，得到除钙废水，将75～80％的除钙废水泵入高位废水池待用，20～25％的除钙废水流入pH调节池，所述的除钙废水Ca2+浓度＜30mg/L；
S2：向步骤S1中所述的pH调节池中加入硫酸调节废水pH值至6～7，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入芬顿试剂，反应30～40min后流入金属离子反应池，向金属离子反应池中加入金属离子捕捉剂硫化钠，反应10～15min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，反应10～15min后流入沉淀池，在所述沉淀池中沉淀后得到的上层清水经管道泵入高位清水池待用，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库，所述的上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值＜25mg/L，pH值为6.5～7.5；
S3：将高寒地区铅锌矿原矿破碎至-15mm粒级，利用步骤S1得到的除钙废水调节磨矿浓度至65～70％，然后磨细至粒度-0.075mm占60～80％，得到磨矿矿浆，再利用所述除钙废水调节磨矿矿浆的质量百分比浓度为35～45％；
S4：对质量百分比浓度为35～45％的磨矿矿浆进行铅锌部分混合优先浮选粗选和扫选，粗选和扫选作业用水为步骤S1得到的除钙废水，浮选时向所述磨矿矿浆中依次添加调整剂、抑制剂和捕收剂，所述调整剂为石灰，所述抑制剂为亚硫酸钠，所述捕收剂为25#黑药、丁铵黑药或甲酚黑药，浮选得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿；
S5：通过控制铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，将浮选得到的铅锌粗精矿泡沫调整得到质量百分比浓度为40～50％的铅锌粗精矿，加入脱药剂活性炭后搅拌15min，之后分离得到铅锌粗精矿浓浆和含有对铅锌分离有害的铜离子、铅离子及残留药剂的浓缩废水；之后，调节所述铅锌粗精矿浓浆浓度至25％，然后依次加入组合抑制剂和捕收剂，之后再进行铅锌分离浮选和铅精选，得到铅精选泡沫和含锌硫的选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同所述浓缩废水一并泵入尾矿库；其中，所述铅锌粗精矿泡沫冲洗水、所述铅锌粗精矿浓浆浓度调节用水、铅精选作业用水均为步骤S2得到的上层清水，所述铅精矿的Pb品位为53～70％，Zn品位为1.0～5.0％；
S6：将步骤S4得到的扫选尾矿和步骤S5得到的选铅尾矿合并，依次加入调整剂、活化剂和捕收剂进行锌浮选，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同所述选锌尾矿合并泵入尾矿库；其中，锌浮选作业用水为步骤S1得到的除钙废水，所述锌精矿的Zn品位为46～55％，Pb品位为1.0～2.0％。
作为一种优选的实施方式，步骤S1中，加入的除钙剂碳酸钠的用量为每升所述高寒地区铅锌矿选矿废水添加1.0～1.5g。
作为一种优选的实施方式，步骤S2中，向pH调节池中加入的硫酸用量为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加0.4～0.6g；向氧化反应池加入芬顿试剂(亚铁离子与双氧水的质量比为1:3)用量为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加20～30mg；向金属离子反应池加入金属离子捕捉剂硫化钠用量为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加5～10mg；向混凝沉淀池中加入的PAC、PAM用量分别为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加8～10mg、1～2mg。
作为一种优选的实施方式，步骤S4中，所述调整剂用量为每吨铅锌矿原矿添加0～500g；所述抑制剂用量为每吨铅锌矿原矿添加200～500g；所述捕收剂用量为每吨铅锌矿原矿添加20～30g。
作为一种优选的实施方式，步骤S5中，所述脱药剂活性炭用量为每吨铅锌矿原矿添加100～200g；所述组合抑制剂为质量比为1:1的硫酸锌和硫化钠，组合抑制剂的用量为每吨铅锌矿原矿添加100～150g；所述捕收剂为硫氮9号，用量为每吨铅锌矿原矿添加5～10g。
作为一种优选的实施方式，步骤S6中，所述的调整剂为石灰，调整剂的用量为每吨铅锌矿原矿添加800～1000g；所述活化剂为硫酸铜，硫酸铜的用量为每吨铅锌矿原矿添加80～150g；所述捕收剂为丁基黄药，捕收剂的用量为每吨铅锌矿原矿添加50～80g。
作为一种优选的实施方式，步骤S4中，磨矿矿浆铅锌部分混合优先浮选工艺采用多段浮选，包括1次浮选粗选、2～3次浮选扫选。
作为一种优选的实施方式，步骤S5中，铅锌分离浮选和铅精选浮选采用多段浮选，铅锌分离浮选包括1次铅锌分离粗选、2～3次铅锌分离浮选扫选，铅精选浮选包括3～4次浮选精选。
作为一种优选的实施方式，步骤S6中，锌浮选采用多段浮选，包括1～2次浮选粗选、2～3次浮选扫选、3～4次浮选精选。
本发明为解决高寒地区选矿废水pH值高、钙离子和铜铅重金属离子、COD含量高，回用影响生产指标的问题，对选矿废水及选矿工艺进行了研究。废水中钙离子引起整个流程管道结钙，会影响整个流程的畅通；而废水中的污染物对不同的浮选作业影响不同，高pH值、铜铅离子及高COD值仅对铅锌分离浮选段影响较大，对其它作业没有影响，比如废水中的重金属离子、残留黄药类捕收剂活化了锌矿物，影响铅锌的分离，但对锌浮选等浮选段没有影响还能节省药剂。
本发明根据废水中污染物对流程中各阶段浮选的不同影响，从减少废水量处理和废水资源化利用的角度出发，来设计合理的废水处理工艺和选矿工艺流程，研究开发了一种适合高寒地区铅锌矿选矿废水处理及资源化利用方法。具体是选矿废水采用阶段处理阶段回用工艺，对大部分废水进行脱钙处理，并返回相应的不受影响的浮选作业，实现了废水中污染物的资源化利用。除钙后的少部分废水再经过深度处理，并结合铅锌部分优先混合浮选工艺，对铅锌粗精矿进行活性炭脱药、搅拌-浓缩脱药处理，消除了选矿废水对铅锌分离和铅精选的不利影响。经过部分混合优先浮选粗扫选、铅锌浮选分离、铅精选和锌浮选，得到了铅精矿和锌精矿。
本发明提供的方法，根据废水中钙离子引起整个流程管道结钙，高pH值、铜铅离子及高COD值仅对铅锌分离浮选和铅精选影响较大，对铅锌部分混合优先浮选粗扫选和锌浮选没有影响且能减少药剂用量的特点，对选矿废水采用阶段处理阶段回用工艺，先对全部废水进行脱钙处理，除钙后的大部分的选矿废水用于原矿磨矿、铅锌部分混合优先浮选粗选和锌浮选，充分的实现废水中污染物的资源化。少部分废水除钙后的再经调整pH值、除残留黄药类捕收剂、铜铅重金属离子深度处理，消除废水中对铅锌分离和铅精选作业有害的污染物，并结合选矿工艺，对铅锌部分优先混合浮选粗选得到的泡沫进行活性炭脱药和搅拌-浓缩脱药，脱除矿浆中对铅锌分离不利的铜铅离子和选矿药剂，进而消除了废水对铅锌分离的影响。经过铅锌浮选分离、铅精选和锌浮选，得到了铅精矿和锌精矿。具体地，本发明提供的选矿废水处理及资源化利用方法，首先利用碳酸钠去除废水中的钙离子，除钙废水的75～80％泵入高位废水池，20～25％的除钙废水经硫酸调整pH值、芬顿试剂化学反应降低COD值、硫化钠去除金属离子、PAC和PAM混凝沉淀-沉降处理得到的清水泵入高位清水池。采用铅锌部分混合优选浮选工艺进行一次粗选，获得了铅矿物和少部分锌矿物的铅锌粗精矿，铅锌粗精矿经过活性炭脱药和搅拌浓缩脱药，再利用深度处理得到的上层清水进行调浆，消除了选矿废水高pH值、高铜铅离子及残留黄药类捕收剂的影响，调浆后依次加入组合抑制剂和捕收剂硫氮9号进行铅锌分离浮选和铅精选，得到产品铅精矿，所述的铅精矿Pb品位为53～70％，Zn品位为1.0～5.0％。之后对混合后的铅锌部分混合优选浮选尾矿和含锌硫的铅锌分离尾矿进行锌浮选，利用石灰作调整剂、硫酸铜作活化剂和丁基黄药作捕收剂，经过锌粗选、扫选和精选，得到产品锌精矿，所述锌精矿Zn品位为46～55％，Pb品位为1.0～2.0％。采用本发明方法，铅精矿铅回收率＞85％，锌精矿锌回收率＞83％。
本发明提供的高寒地区铅锌选矿废水处理及资源化利用方法，通过明确高寒地区选矿废水中主要污染物对铅锌选矿工艺的各浮选段的影响，对选矿废水进行阶段处理阶段回用，根据废水对铅锌各浮选段的影响，返回相应的浮选作业。综上，废水处理工艺深度结合铅锌浮选工艺，实现了废水的少处理、简单处理、废水的资源化循环利用和铅锌的高效回收，具有工艺简单、经济环保、铅精矿和锌精矿品质和回收率高的优点。
附图说明
图1是本发明提供的一种高寒地区铅锌矿选矿废水处理及资源化利用工艺流程图；图中虚线表示水的流向，实线表示矿浆的流向。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
在以下实施例中，使用的废水处理和选矿试剂碳酸钠、硫酸、芬顿试剂、硫化钠、PAC及PAM、亚硫酸钠、硫酸锌、丁铵黑药或25#黑药或甲酚黑药、活性炭、硫氮9号、石灰、硫酸铜、丁基黄药，均为市售商品。药剂采用溶液添加，配制时均采用深度处理后的清水配制。各实施例中的浓度均为质量百分比浓度。
实施例1
采用图1所示的工艺流程，对蒙古国某铅锌矿选矿废水进行处理及资源化利用及铅锌矿的浮选回收。
蒙古国某铅锌矿中Pb和Zn含量分别为1.96％和2.35％，主要的有用矿物为方铅矿和闪锌矿，脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石。选矿尾矿库废水pH值为11.5，COD含量为187mg/L，Ca2+含量为516mg/L，Pb2+含量为3.8mg/L，Cu2+含量为1.2mg/L，SS悬浮物含量38mg/L。铅锌选矿选矿废水处理及资源化和铅锌回收方法按以下步骤进行：
(1)将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入碳酸钠，用量为每升废水加入1.2g，搅拌反应15min，得到的除钙废水Ca2+浓度为18mg/L，将75％的除钙废水泵入高位废水池，25％的除钙废水流入pH调节池。
(2)向pH调节池里加入用量为每升废水0.5g的硫酸，调节pH至为6.5，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入每升废水25mg的芬顿试剂，反应35min后流入金属反应池，向金属离子反应池中加入每升废水8mg的金属离子捕捉剂硫化钠，反应13min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，用量分别为每升废水加入9mg和1.5mg，反应13min后流入沉淀池后进行沉淀，沉淀后的上层清水经管道泵入高位清水池，上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值为20mg/L，pH值为6.8，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库。
(3)将破碎至-15mm粒级的铅锌原矿，利用步骤(1)中除钙废水调节磨矿浓度至68％，将原矿磨细至-0.075mm粒级占比70％，得到磨矿矿浆，再利用除钙废水调节磨矿矿浆质量百分比浓度为35％。
(4)对调浆后的磨矿矿浆进行一次铅锌部分混合优先浮选1次粗选和2次扫选，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿，粗选和扫选作业用水为步骤(1)得到的除钙废水，即高位废水池中的水，浮选中向磨矿矿浆中添加调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加300g，加入抑制剂亚硫酸钠，用量为每吨铅锌原矿添加250g，之后每吨铅锌原矿添加捕收剂25#黑药25g。
(5)通过调节铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，调节粗精矿质量百分比浓度为45％，加入用量为每吨铅锌原矿添加150g的活性炭，强搅拌15min后进行脱药，得到铅锌粗精矿浓浆和浓缩废水。之后，调节铅锌粗精矿浓浆浓度为25％，加入质量比1:1的硫酸锌、硫化钠组合抑制剂，用量为每吨铅锌原矿加入120g，再加入捕收剂硫氮9号，用量为每吨铅锌原矿加入8g，之后进行1次铅锌分离粗选，2次扫选和3次铅精选，得到铅精选泡沫和选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同浓缩废水一并经管道泵入尾矿库。本步骤中的铅锌粗精矿泡沫冲洗水、浓浆调浆水及铅精选用水均为步骤(2)中得到的上层清水。
(6)将步骤(4)得到的扫选尾矿和步骤(5)得到的选铅尾矿合并，向合并后的矿浆加入调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加900g，再加入活化剂硫酸铜，用量为每吨铅锌原矿添加90g，最后加入捕收剂丁基黄药，用量为每吨原矿添加60g，之后进行1次粗选2次扫选和3次精选选锌作业，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同选锌尾矿合并经管道泵入尾矿库。锌浮选作业的泡沫冲洗水及其它用水均为步骤(1)得到的除钙废水。
铅精矿相对原矿干燥样产率为2.70％，Pb品位66.24％，Zn品位为3.26％，铅回收率为91.37％；锌精矿相对原矿干燥样产率为3.98％，Pb品位为1.20％，Zn品位为50.23％，锌回收率为85.13％。
实施例2
采用图1所示的工艺流程，对内蒙古某铅锌矿选矿废水进行处理及资源化利用及铅锌矿的浮选回收。
内蒙古某铅锌矿中Pb和Zn含量分别为1.43％和2.05％，主要的有用矿物为方铅矿和闪锌矿，脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石。选矿尾矿库废水pH值为12.3，COD含量为294mg/L，Ca2+含量为498mg/L，Pb2+含量为3.6mg/L，Cu2+含量为1.5mg/L，SS悬浮物含量46mg/L。铅锌选矿选矿废水处理及资源化和铅锌回收方法按以下步骤进行：
(1)将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入碳酸钠，用量为每升废水加入1.0g，搅拌反应15min，得到的除钙废水Ca2+浓度为15mg/L，将78％的除钙废水泵入高位废水池，22％的除钙废水流入pH调节池。
(2)向pH调节池里加入用量为每升废水0.5g的硫酸，调节pH至为7.0，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入每升废水30mg的芬顿试剂，反应30min后流入金属反应池，向金属离子反应池中加入每升废水5mg的金属离子捕捉剂硫化钠，反应10min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，用量分别为每升废水加入8mg和1.0mg，反应10min后流入沉淀池后进行沉淀，沉淀后的上层清水经管道泵入高位清水池，上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值为18mg/L，pH值为7.1，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库。
(3)将破碎至-15mm粒级的铅锌原矿，利用步骤(1)中除钙后的废水调节磨矿浓度至65％，将原矿磨细至-0.075mm粒级占比60％，得到磨矿矿浆，再利用除钙后的废水调节磨矿矿浆质量百分比浓度为34％。
(4)对调浆后的磨矿矿浆进行一次铅锌部分混合优先浮选1次粗选和3次扫选，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿，粗选和扫选作业用水为步骤(1)得到的除钙废水，即高位废水池中的水，浮选中向磨矿矿浆中添加调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加0g，加入抑制剂亚硫酸钠，用量为每吨铅锌原矿添加200g，之后每吨铅锌原矿添加捕收剂丁铵黑药20g。
(5)通过调节铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，调节粗精矿质量百分比浓度为40％，加入用量为每吨铅锌原矿添加100g的活性炭，强搅拌15min后进行脱药，得到铅锌粗精矿浓浆和浓缩废水。之后，调节铅锌粗精矿浓浆浓度为25％，加入质量比1:1的硫酸锌、硫化钠组合抑制剂，用量为每吨铅锌原矿加入100g，再加入捕收剂硫氮9号，用量为每吨铅锌原矿加入5g，之后进行1次铅锌分离粗选，2次扫选和4次铅精选，得到铅精选泡沫和选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同浓缩废水一并经管道泵入尾矿库。本步骤中的铅锌粗精矿泡沫冲洗水、浓浆调浆水及铅精选用水均为步骤(2)中得到的上层清水。
(6)将步骤(4)得到的扫选尾矿和步骤(5)得到的选铅尾矿合并，向合并后的矿浆加入调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加800g，再加入活化剂硫酸铜，用量为每吨铅锌原矿添加80g，最后加入捕收剂丁基黄药，用量为每吨原矿添加50g，之后进行1次粗选2次扫选和4次精选选锌作业，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同选锌尾矿合并经管道泵入尾矿库。锌浮选作业的泡沫冲洗水及其它用水均为步骤(1)得到的除钙废水。
铅精矿相对原矿干燥样产率为2.35％，Pb品位53.21％，Zn品位为4.86％，铅回收率为87.54％；锌精矿相对原矿干燥样产率为3.60％，Pb品位为1.03％，Zn品位为47.53％，锌回收率为83.41％。
实施例3
采用图1所示的工艺流程，对青海某铅锌矿选矿废水进行处理及资源化利用及铅锌矿的浮选回收。
青海某铅锌矿中Pb和Zn含量分别为2.64％和2.86％，主要的有用矿物为方铅矿和闪锌矿，脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石。选矿尾矿库废水pH值为11.2，COD含量为184mg/L，Ca2+含量为465mg/L，Pb2+含量为3.2mg/L，Cu2+含量为1.4mg/L，SS悬浮物含量34mg/L。铅锌选矿选矿废水处理及资源化和铅锌回收方法按以下步骤进行：
(1)将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入碳酸钠，用量为每升废水加入1.0g，搅拌反应15min，得到的除钙废水Ca2+浓度为10mg/L，将80％的除钙废水泵入高位废水池，20％的除钙废水流入pH调节池。
(2)向pH调节池里加入用量为每升废水0.6g的硫酸，调节pH至为7.0，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入每升废水20mg的芬顿试剂，反应40min后流入金属反应池，向金属离子反应池中加入每升废水7mg的金属离子捕捉剂硫化钠，反应15min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，用量分别为每升废水加入10mg和2mg，反应15min后流入沉淀池后进行沉淀，沉淀后的上层清水经管道泵入高位清水池，上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值为15mg/L，pH值为7.2，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库。
(3)将破碎至-15mm粒级的铅锌原矿，利用步骤(1)中除钙后的废水调节磨矿浓度至70％，将原矿磨细至-0.075mm粒级占比80％，得到磨矿矿浆，再利用除钙后的废水调节磨矿矿浆质量百分比浓度为45％。
(4)对调浆后的磨矿矿浆进行一次铅锌部分混合优先浮选1次粗选和2次扫选，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿，粗选和扫选作业用水为步骤(1)得到的除钙废水，即高位废水池中的水，浮选中向磨矿矿浆中添加调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加500g，加入抑制剂亚硫酸钠，用量为每吨铅锌原矿添加300g，之后每吨铅锌原矿添加捕收剂甲酚黑药30g。
(5)通过调节铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，调节粗精矿质量百分比浓度为50％，加入用量为每吨铅锌原矿添加200g的活性炭，强搅拌15min后进行脱药，得到铅锌粗精矿浓浆和浓缩废水。之后，调节铅锌粗精矿浓浆浓度为25％，加入质量比1:1的硫酸锌、硫化钠组合抑制剂，用量为每吨铅锌原矿加入150g，再加入捕收剂硫氮9号，用量为每吨铅锌原矿加入10g，之后进行1次铅锌分离粗选，3次扫选和3次铅精选，得到铅精选泡沫和选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同浓缩废水一并经管道泵入尾矿库。本步骤中的铅锌粗精矿泡沫冲洗水、浓浆调浆水及铅精选用水均为步骤(2)中得到的上层清水。
(6)将步骤(4)得到的扫选尾矿和步骤(5)得到的选铅尾矿合并，向合并后的矿浆加入调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加1000g，再加入活化剂硫酸铜，用量为每吨铅锌原矿添加150g，最后加入捕收剂丁基黄药，用量为每吨原矿添加80g，之后进行1次粗选3次扫选和4次精选选锌作业，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同选锌尾矿合并经管道泵入尾矿库。锌浮选作业的泡沫冲洗水及其它用水均为步骤(1)得到的除钙废水。
铅精矿相对原矿干燥样产率为3.42％，Pb品位68.64％，Zn品位为1.54％，铅回收率为89.01％；锌精矿相对原矿干燥样产率为5.35％，Pb品位为1.51％，Zn品位为47.21％，锌回收率为88.27％。
实施例4
采用图1所示的工艺流程，对内蒙古某铅锌矿选矿废水进行处理及资源化利用及铅锌矿的浮选回收。
内蒙古某铅锌矿中Pb和Zn含量分别为2.31％和4.35％，主要的有用矿物为方铅矿和闪锌矿，脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石。选矿尾矿库废水pH值为12.4，COD含量为216mg/L，Ca2+含量为546mg/L，Pb2+含量为4.8mg/L，Cu2+含量为2.1mg/L，SS悬浮物含量57mg/L。铅锌选矿选矿废水处理及资源化和铅锌回收方法按以下步骤进行：
(1)将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入碳酸钠，用量为每升废水加入1.5g，搅拌反应15min，得到的除钙废水Ca2+浓度为12mg/L，将80％的除钙废水泵入高位废水池，20％的除钙废水流入pH调节池。
(2)向pH调节池里加入用量为每升废水0.5g的硫酸，调节pH至为7.0，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入每升废水25mg的芬顿试剂，反应35min后流入金属反应池，向金属离子反应池中加入每升废水10mg的金属离子捕捉剂硫化钠，反应12min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，用量分别为每升废水加入8mg和2mg，反应12min后流入沉淀池后进行沉淀，沉淀后的上层清水经管道泵入高位清水池，上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值为20mg/L，pH值为6.7，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库。
(3)将破碎至-15mm粒级的铅锌原矿，利用步骤(1)中除钙后的废水调节磨矿浓度至70％，将原矿磨细至-0.075mm粒级占比65％，得到磨矿矿浆，再利用除钙后的废水调节磨矿矿浆质量百分比浓度为38％。
(4)对调浆后的磨矿矿浆进行一次铅锌部分混合优先浮选1次粗选和2次扫选，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿，粗选和扫选作业用水为步骤(1)得到的除钙废水，即高位废水池中的水，浮选中向磨矿矿浆中添加调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加200g，加入抑制剂亚硫酸钠，用量为每吨铅锌原矿添加300g，之后每吨铅锌原矿添加捕收剂25#黑药25g。
(5)通过调节铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，调节粗精矿质量百分比浓度为42％，加入用量为每吨铅锌原矿添加180g的活性炭，强搅拌15min后进行脱药，得到铅锌粗精矿浓浆和浓缩废水。之后，调节铅锌粗精矿浓浆浓度为25％，加入质量比1:1的硫酸锌、硫化钠组合抑制剂，用量为每吨铅锌原矿加入120g，再加入捕收剂硫氮9号，用量为每吨铅锌原矿加入8g，之后进行1次铅锌分离粗选，2次扫选和4次铅精选，得到铅精选泡沫和选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同浓缩废水一并经管道泵入尾矿库。本步骤中的铅锌粗精矿泡沫冲洗水、浓浆调浆水及铅精选用水均为步骤(2)中得到的上层清水。
(6)将步骤(4)得到的扫选尾矿和步骤(5)得到的选铅尾矿合并，向合并后的矿浆加入调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加900g，再加入活化剂硫酸铜，用量为每吨铅锌原矿添加120g，最后加入捕收剂丁基黄药，用量为每吨原矿添加60g，之后进行2次粗选2次扫选和4次精选选锌作业，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同选锌尾矿合并经管道泵入尾矿库。锌浮选作业的泡沫冲洗水及其它用水均为步骤(1)得到的除钙废水。
铅精矿相对原矿干燥样产率为3.62％，Pb品位56.08％，Zn品位为2.64％，铅回收率为87.96％；锌精矿相对原矿干燥样产率为8.22％，Pb品位为1.24％，Zn品位为48.67％，锌回收率为91.92％。
实施例5
采用图1所示的工艺流程，对黑龙江某铅锌矿选矿废水进行处理及资源化利用及铅锌矿的浮选回收。
黑龙江某铅锌矿中Pb和Zn含量分别为2.86％和3.21％，主要的有用矿物为方铅矿和闪锌矿，脉石矿物主要为石英、钾长石、钠长石。选矿尾矿库废水pH值为11.6，COD含量为186mg/L，Ca2+含量为453mg/L，Pb2+含量为4.1mg/L，Cu2+含量为1.8mg/L，SS悬浮物含量46mg/L。铅锌选矿选矿废水处理及资源化和铅锌回收方法按以下步骤进行：
(1)将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入碳酸钠，用量为每升废水加入1.2g，搅拌反应15min，得到的除钙废水Ca2+浓度为14mg/L，将75％的除钙废水泵入高位废水池，25％的除钙废水流入pH调节池。
(2)向pH调节池里加入用量为每升废水0.4g的硫酸，调节pH至为6.5，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入每升废水30mg的芬顿试剂，反应35min后流入金属反应池，向金属离子反应池中加入每升废水8mg的金属离子捕捉剂硫化钠，反应12min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，用量分别为每升废水加入9mg和1.5mg，反应15min后流入沉淀池后进行沉淀，沉淀后的上层清水经管道泵入高位清水池，上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值为16mg/L，pH值为7.3，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库。
(3)将破碎至-15mm粒级的铅锌原矿，利用步骤(1)中除钙后的废水调节磨矿浓度至68％，将原矿磨细至-0.075mm粒级占比75％，得到磨矿矿浆，再利用除钙后的废水调节磨矿矿浆质量百分比浓度为42％。
(4)对调浆后的磨矿矿浆进行一次铅锌部分混合优先浮选1次粗选和3次扫选，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿，粗选和扫选作业用水为步骤(1)得到的除钙废水，即高位废水池中的水，浮选中向磨矿矿浆中添加调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加400g，加入抑制剂亚硫酸钠，用量为每吨铅锌原矿添加400g，之后每吨铅锌原矿添加捕收剂丁铵黑药28g。
(5)通过调节铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，调节粗精矿质量百分比浓度为48％，加入用量为每吨铅锌原矿添加100g的活性炭，强搅拌15min后进行脱药，得到铅锌粗精矿浓浆和浓缩废水。之后，调节铅锌粗精矿浓浆浓度为25％，加入质量比1:1的硫酸锌、硫化钠组合抑制剂，用量为每吨铅锌原矿加入140g，再加入捕收剂硫氮9号，用量为每吨铅锌原矿加入6g，之后进行1次铅锌分离粗选，2次扫选和3次铅精选，得到铅精选泡沫和选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同浓缩废水一并经管道泵入尾矿库。本步骤中的铅锌粗精矿泡沫冲洗水、浓浆调浆水及铅精选用水均为步骤(2)中得到的上层清水。
(6)将步骤(4)得到的扫选尾矿和步骤(5)得到的选铅尾矿合并，向合并后的矿浆加入调整剂石灰，用量为每吨铅锌原矿添加850g，再加入活化剂硫酸铜，用量为每吨铅锌原矿添加90g，最后加入捕收剂丁基黄药，用量为每吨原矿添加70g，之后进行1次粗选2次扫选和3次精选选锌作业，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同选锌尾矿合并经管道泵入尾矿库。锌浮选作业的泡沫冲洗水及其它用水均为步骤(1)得到的除钙废水。
铅精矿相对原矿干燥样产率为3.83％，Pb品位68.94％，Zn品位为1.08％，铅回收率为92.26％；锌精矿相对原矿干燥样产率为5.31％，Pb品位为1.09％，Zn品位为54.34％，锌回收率为89.94％。
通过以上实施例说明，本发明提供的方法，可以实现选矿废水的简单处理、少处理和资源化利用，且回用后铅、锌的选矿指标高，得到的铅精矿和锌精矿品质高。
Claims (10)
1.一种回用铅锌矿选矿处理废水选矿的方法，其特征在于，包括铅锌矿选矿废水处理步骤和选矿步骤；
所述铅锌矿选矿废水处理步骤包括：将高寒地区铅锌矿选矿废水进行除钙至废水中Ca2 +浓度＜30mg/L，得到除钙废水；
将75～80％的所述除钙废水泵入高位废水池待用；
将20～25％的所述除钙废水导入pH调节池，调节pH值至6～7后再导入氧化反应池与芬顿试剂反应，之后再导入金属离子反应池，在所述金属离子反应池中加入金属离子捕捉剂硫化钠进行反应，之后导入混凝沉淀池，向所述混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，反应完毕后导入沉淀池，经沉淀后得到的上层清水泵入高位清水池待用，所述上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值＜25mg/L，pH值为6.5～7.5；沉淀得到的污泥泵入尾矿库；
所述选矿步骤包括：将高寒地区铅锌矿原矿破碎，之后用所述高位废水池中的水调节磨矿浓度至65～70％，磨矿至粒度-0.075mm占60～80％，得到磨矿矿浆，再用所述高位废水池中的水调节磨矿矿浆的质量百分比浓度为35～45％；
对质量百分比浓度为35～45％的磨矿矿浆进行铅锌部分混合优先浮选粗选和扫选，粗选和扫选作业用水为所述高位废水池中的水，得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿；采用所述高位清水池中的水作为所述铅锌粗精矿泡沫的冲洗水调节得到质量百分比浓度为40～50％的铅锌粗精矿，加入脱药剂活性炭后强搅拌，分离得到铅锌粗精矿浓浆和含有对铅锌分离有害的铜离子、铅离子及残留药剂的浓缩废水；所述铅锌粗精矿浓浆用所述高位清水池中的水调节浓度后再依次加入组合抑制剂和捕收剂，之后再进行铅锌分离浮选和铅精选，铅精选作业采用所述高位清水池中的水进行，得到铅精选泡沫和含锌硫的选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，所述铅精矿废水和所述浓缩废水泵入尾矿库；所述铅精矿的Pb品位为53～70％，Zn品位为1.0～5.0％；
所述扫选尾矿和所述选铅尾矿合并，之后依次加入调整剂、活化剂和捕收剂进行锌浮选，锌浮选作业采用所述高位废水池中的水进行，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，所述锌精矿废水和所述选锌尾矿合并泵入尾矿库，所述锌精矿的Zn品位为46～55％，Pb品位为1.0～2.0％。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1：将高寒地区铅锌矿选矿废水引入除钙反应池，加入除钙剂碳酸钠，搅拌反应15～20min，得到除钙废水，将75～80％的除钙废水泵入高位废水池待用，20～25％的除钙废水流入pH调节池，所述的除钙废水Ca2+浓度＜30mg/L；
S2：向步骤S1中所述的pH调节池中加入硫酸调节废水pH值至6～7，反应15min后流入氧化反应池，向氧化反应池中加入芬顿试剂，反应30～40min后流入金属离子反应池，向金属离子反应池中加入金属离子捕捉剂硫化钠，反应10～15min后流入混凝沉淀池，向混凝沉淀池中依次加入PAC、PAM，反应10～15min后流入沉淀池，在所述沉淀池中沉淀后得到的上层清水经管道泵入高位清水池待用，沉淀的污泥经管道泵入尾矿库，所述的上层清水中Cu2+浓度＜0.05mg/L，Pb2+浓度＜0.05mg/L，COD值＜25mg/L，pH值为6.5～7.5；
S3：将高寒地区铅锌矿原矿破碎至-15mm粒级，利用步骤S1得到的除钙废水调节磨矿浓度至65～70％，然后磨细至粒度-0.075mm占60～80％，得到磨矿矿浆，再利用所述除钙废水调节磨矿矿浆的质量百分比浓度为35～45％；
S4：对质量百分比浓度为35～45％的磨矿矿浆进行铅锌部分混合优先浮选粗选和扫选，粗选和扫选作业用水为步骤S1得到的除钙废水，浮选时向所述磨矿矿浆中依次添加调整剂、抑制剂和捕收剂，所述调整剂为石灰，所述抑制剂为亚硫酸钠，所述捕收剂为25#黑药、丁铵黑药或甲酚黑药，浮选得到铅锌粗精矿泡沫和扫选尾矿；
S5：通过控制铅锌粗精矿泡沫冲洗水大小，将浮选得到的铅锌粗精矿泡沫调整得到质量百分比浓度为40～50％的铅锌粗精矿，加入脱药剂活性炭后搅拌15min，之后分离得到铅锌粗精矿浓浆和含有对铅锌分离有害的铜离子、铅离子及残留药剂的浓缩废水；之后，调节所述铅锌粗精矿浓浆浓度至25％，然后依次加入组合抑制剂和捕收剂，之后再进行铅锌分离浮选和铅精选，得到铅精选泡沫和含锌硫的选铅尾矿，铅精选泡沫经浓缩和过滤得到铅精矿和铅精矿废水，铅精矿废水同所述浓缩废水一并泵入尾矿库；其中，所述铅锌粗精矿泡沫冲洗水、所述铅锌粗精矿浓浆浓度调节用水、铅精选作业用水均为步骤S2得到的上层清水，所述铅精矿的Pb品位为53～70％，Zn品位为1.0～5.0％；
S6：将步骤S4得到的扫选尾矿和步骤S5得到的选铅尾矿合并，依次加入调整剂、活化剂和捕收剂进行锌浮选，得到锌精选泡沫和选锌尾矿，锌精选泡沫经浓缩和过滤得到锌精矿和锌精矿废水，锌精矿废水同所述选锌尾矿合并泵入尾矿库；其中，锌浮选作业用水为步骤S1得到的除钙废水，所述锌精矿的Zn品位为46～55％，Pb品位为1.0～2.0％。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S1中，加入的除钙剂碳酸钠的用量为每升所述高寒地区铅锌矿选矿废水添加1.0～1.5g。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，步骤S2中，向pH调节池中加入的硫酸用量为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加0.4～0.6g；向氧化反应池加入芬顿试剂用量为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加20～30mg；向金属离子反应池加入金属离子捕捉剂硫化钠用量为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加5～10mg；向混凝沉淀池中加入的PAC、PAM用量分别为每升高寒地区铅锌矿选矿废水添加8～10mg、1～2mg。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤S4中，所述调整剂用量为每吨铅锌矿原矿添加0～500g；所述抑制剂用量为每吨铅锌矿原矿添加200～500g；所述捕收剂用量为每吨铅锌矿原矿添加20～30g。
6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤S5中，所述脱药剂活性炭用量为每吨铅锌矿原矿添加100～200g；所述组合抑制剂为质量比为1:1的硫酸锌和硫化钠，组合抑制剂的用量为每吨铅锌矿原矿添加100～150g；所述捕收剂为硫氮9号，用量为每吨铅锌矿原矿添加5～10g。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，步骤S6中，所述的调整剂为石灰，调整剂的用量为每吨铅锌矿原矿添加800～1000g；所述活化剂为硫酸铜，硫酸铜的用量为每吨铅锌矿原矿添加80～150g；所述捕收剂为丁基黄药，捕收剂的用量为每吨铅锌矿原矿添加50～80g。
8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，步骤S4中，磨矿矿浆铅锌部分混合优先浮选工艺采用多段浮选，包括1次浮选粗选、2～3次浮选扫选。
9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，步骤S5中，铅锌分离浮选和铅精选浮选采用多段浮选，铅锌分离浮选包括1次铅锌分离粗选、2～3次铅锌分离浮选扫选，铅精选浮选包括3～4次浮选精选。
10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，步骤S6中，锌浮选采用多段浮选，包括1～2次浮选粗选、2～3次浮选扫选、3～4次浮选精选。
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