CN114453129B - 一种铅锌矿回收利用方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种铅锌矿回收利用方法，包括粗粒破碎与分级、光电选抛尾、中粒破碎分级、重介质旋流器或跳汰抛尾、细碎和螺旋溜槽抛尾。本发明根据原矿石性质特点，本着能丢早丢的选别原则，结合粗、中、细抛尾技术工艺进行三级预抛尾，不仅能够最大限度的抛除矿石中的废石，同时节约了大量的矿石破碎、磨矿成本，提升产能和入选原矿品位，既很好地解决了低品位矿石入选成本高的技术难题，同时本发明对抛除的粗、中、细粒尾矿进行粒度分布特点及成分含量检测，将抛除尾矿梯级开发成符合市场需求的建筑用石、用砂、水泥辅料等，进一步提升了矿石经济价值，提高企业经济效益。

Description

一种铅锌矿回收利用方法

技术领域

本发明涉及低品位矿产回收利用，特别是一种铅锌矿回收利用方法。

背景技术

我国铅锌矿资源丰富，分布广泛，但矿石类型复杂，共伴生组分多，贫矿多，富矿少，随着国民经济的发展，对铅、锌资源消耗不断地增加，高品位铅锌矿资源越来越少，目前，对低品位铅锌资源的高效合理开发利用已占据铅锌资源开发利用的绝对位置。但是，由于低品位铅锌矿选矿成本高，造成其可选经济价值低。随着选矿技术的不断进步，大量新技术、新设备的创新及应用使得低品位矿产资源得到有效开发利用。

目前，提高低品位矿石经济价值的主要方法是预先抛废后再入选，预先抛废技术手段主要有光电智能预先抛废、重介质旋流器以及跳汰预先抛废等，但均以较单一抛废技术手段进行，抛废率不高，且抛废尾矿大多堆存或废弃，未能得到开发利用，对环境造成破坏或污染。

公开号为CN103381388B的专利公开了一种微细粒低品位二次尾矿的锡回收方法，包括前重抛尾、细泥选别等工序，其中二次尾矿前重抛尾工序包括一次筛选分级、一段磨矿、二次筛选分级步骤，细泥选别工序包括分级、旋流器处理步骤。该发明利用一次筛选分级、一段磨矿将尾矿磨到0.074mm后，再利用粗选螺旋溜槽进行二级筛选，从而提高抛费率。该发明一段磨矿会消耗大量的能源，成本很高。

公开号为111250257A的专利公开了一种含重晶石萤石矿石的分选系统及工艺。该系统包括破碎子系统、光电选矿子系统、重介质选矿子系统和循环子系统，该系统的分选效果有待进一步提升。

以上涉及到矿石粗粒抛尾技术手段相对单一，抛除率不高，且抛除尾矿大多堆存或回填，没有得到有效利用，未能产生经济价值。目前大多数低品位铅锌矿石中铅、锌目的矿物嵌布粒度存在粗细不均匀的特点，而每种抛尾技术工艺都有其适宜的矿石处理粒度范围，那么采用单一的预处理抛尾技术，工艺简单，但抛尾效果也一般，抛尾率难以提高。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是，针对现有技术不足，提供一种铅锌矿回收利用方法，提高抛除率，提升分选效果。

为解决上述技术问题，本发明所采用的技术方案是：一种铅锌矿回收利用方法，包括以下步骤：

a、粗粒破碎与分级：对原矿进行粗粒破碎后分级处理，分为80mm~12mm、12mm~2mm和-2mm三种粒级范围；

b、光电选抛尾：对步骤a得到的80mm~12mm粒级原矿采用光电选抛尾，得到光电选精矿和光电选尾矿；

c、中粒破碎分级：对步骤b获得的光电选精矿进行破碎至-12mm，然后筛分分成12mm~2mm和-2mm两个粒级；

d、重介质旋流器或跳汰抛尾：将步骤a和步骤c获得的12mm~2mm产品合并，采用重介质旋流器进行二级预先抛尾，或者采用跳汰抛尾，获得二级抛尾精矿和二级抛尾尾矿；

e、细碎：对步骤d获得的二级抛尾精矿进行细碎至-2mm；

f、螺旋溜槽抛尾：将步骤a获得的-2mm的原矿、步骤c骤获得的-2mm的光电选精矿、步骤e获得的-2mm的重介质旋流器精矿合并，磨矿至-0.074mm粒级占20%~35%，采用螺旋溜槽进行三级预先抛尾，获得溜槽精矿和溜槽尾矿。

本发明首先将原矿进行分级，不同粒级原矿分别采用新型智能光电选矿机、重介质旋流器选矿机、螺旋溜槽选矿机进行了三级预先粗粒抛尾处理，可最大限度抛除入选废石，达到预先抛尾率75%以上，控制抛尾损失率10%左右，提高原矿入选品位4-6倍。

当原矿石为含铅品位高（原矿中铅的品味高于0.3）的铅锌矿石时，2~12mm粒级原矿石采用跳汰抛尾工艺，当原矿石为含铅品位低（原矿中铅的品味低于0.3）的铅锌矿石时，2~12mm粒级原矿石采用重介质旋流器抛尾。

进一步地，在步骤f之后还包括以下步骤：

g、浮选：对步骤f获得的溜槽精矿进行磨矿至-0.074mm粒级占55%~85%后，浮选获得铅精矿、锌精矿和浮选尾矿。

减少后续磨矿浮选工艺的处理量，大幅节约能耗，降低生产成本。

进一步地，在步骤g之后还包括以下步骤：

h、各级尾矿梯级开发建材产品：将步骤b光电选尾矿开发成粗粒建筑用石，将步骤d重介质旋流器尾矿开发成中粒建筑用石，将步骤f溜槽尾矿开发成细粒建筑用砂，将步骤g的浮选尾矿开发成建筑用水泥辅料。

根据抛除各粒级废石及尾矿特点进行回收利用。

进一步地，所述原矿包括以下质量份的矿物：0.05-0.25质量份方铅矿、1-3质量份闪锌矿、0.05-0.1质量份黄铁矿、85-95质量份方解石和白云石。

本发明采用含S、As低的铅锌矿，使得获得的尾矿符合梯级开发建筑用原料安全要求。

进一步地，重介质旋流器中重介质密度为2.4-2.6 t/m³。

进一步地，步骤g中先浮选铅，再浮选锌，铅的浮选回收为一次粗选、两次扫选、两次精选，锌的浮选回收为一次粗选、两次扫选、三次精选。

以下对本发明作进一步地说明：

以上步骤b光电选选矿是利用矿石中不同矿物所含不同元素对X射线衰减能力不同的特性，进行物料的识别，并结合高性能计算和大数据技术，模拟人眼视觉和大脑，通过不同的光谱成像，辨析矿石表面的蚀变成色、纹理、荧光反应等，对矿石进行快速精确的定性、半定量分析并有效精准地分拣的过程。光电选矿通过对物料中目的矿物成分含量多少的设定来确定尾矿抛除率，如果设定需要抛除尾矿中目的矿物成分含量后，给矿中目的矿物含量高，尾矿抛除率少，给矿中目的矿物含量低，则尾矿抛除率高。

以上步骤d重介质旋流器抛尾和步骤f螺旋溜槽抛尾分别是借助矿石中目的矿物与脉石矿物比重差来实现分选的技术工艺，在同种矿石的选别中，调整好最佳设备参数如给矿压力、给矿浓度以及给矿量后，对于给矿品位高低不同的情况，则采取调整接矿口宽度获得不同的尾矿抛除率来达到所需抛尾效果。

以上步骤g浮选给矿为光电选—重介质旋流器—螺旋溜槽预先抛尾后的精矿，入选给矿量相当于只有原矿量的30%不到，这不到原矿30%的给矿进行细磨磨矿后再浮选，进入磨矿浮选段的磨矿浮选成本直观来看，即相当于节约了70%以上，加之预先抛尾后，入浮选的给矿品位提高，矿石含泥量减少，浮选效果会更好，浮选药剂用量也会减少。同样的磨矿浮选设备产能将大幅提高至3倍以上，将大幅提升企业经济效益。

本发明中整套工艺方法，不仅可实现节能减排，同时做到废物开发综合回收利用，对该类型低硫低品位铅锌矿可实现梯级开发综合回收利用，解决了原有低品位矿石预先抛尾工艺单一，抛尾率低，抛除尾矿废弃或堆存，综合利用程度低的技术难题。

本发明结合了多种抛废工艺，实现低硫低品位铅锌矿石三级预先全粒级抛尾率75%以上，本发明根据预先抛尾尾矿粒级特点梯级开发出综合回收利用方案，即：粗粒光电尾矿开发成建筑用石，中粒重介质旋流器尾矿开发为建筑粗砂，细粒螺旋溜槽尾矿开发为建筑用细砂，浮选尾矿开发用作水泥辅料等。

与现有技术相比，本发明所具有的有益效果为：

（1）结合多种预抛尾技术手段，实现高效预抛尾：本发明联合了：智能光电选技术、重介质螺旋选矿技术和螺旋溜槽三种预先抛尾工艺，实现低品位铅锌矿石全粒级三级预先抛尾，抛尾率高达75%以上，大幅降低磨矿浮选入选矿石量，节约选矿成本，且工业上易于实施。

（2）预先抛尾后，浮选的给矿品位提高3-6倍，入浮选给矿脉石及含泥量减少，浮选药剂用量也会减少，同样的磨矿浮选设备产能将大幅提高至3倍以上，将大幅提升企业经济效益。

（3）通过将各级抛尾尾矿梯级开发成建筑用材料，变废为宝，提升原矿石经济价值。

附图说明

图1为本发明一实施例的工艺流程图。

图2为本发明一实施例的详细工艺流程图。

具体实施方式

某低品位铅锌硫化矿石，铅+锌品位在0.6%-1.8%，矿石中主要金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿，微量褐铁矿、赤铁矿、白铅矿、菱锌矿等，脉石矿物以方解石为主，其次为少量白云石、石英、绢云母、绿泥石等，少量重晶石偶见萤石、透闪石等，主要矿物组成见表1。

表1主要矿物组成及其相对含量

根据本发明方法，采用图1-2的工艺流程对该低品位铅锌硫化矿石进行梯级粗粒预抛尾—浮选回收铅锌—梯级开发各级尾矿的步骤进行试验，需要进一步说明的是，该实施例中重介质旋流器预抛尾时采用的重介质密度为2.55 t/m³；铅、锌浮选回收环节的工艺流程为：浮选磨矿细度-74um占70%左右进行铅、锌依次优先浮选，中矿顺序返回工艺，铅的浮选回收为一次粗选、两次扫选、两次精选，锌的浮选回收为一次粗选、两次扫选、三次精选。

本实施例可获得以下试验结果：

表2实施例预先抛尾+浮选试验结果（%）

以上实施例通过采用光电选+重介质旋流器+螺旋溜槽联合预先抛尾工艺，可达到预先抛尾率75.27%，总抛尾中铅锌损失率均控制在了10%左右，将入选铅、锌品位分别从0.28%、1.46提高至1.01%和5.32%，预抛尾试验效果较理想。

对光电选尾矿、重介质旋流器尾矿、溜槽尾矿和浮选尾矿进行分析检测，其中不含放射性元素成分，且不利建筑用材的S、As含量都极低，均在0.05%以下，符合梯级开发建筑用原料安全要求，可全部梯级开发用作建筑用石、用砂、水泥辅料等建筑材料。

以上实施例中光电选—重介质旋流器—螺旋溜槽预先抛尾后，浮选入选给矿量约为原矿量的25%，这25%的给矿进行细磨磨矿后再浮选，进入磨矿浮选段的磨矿浮选成本直观来看，即相当于节约了75%以上，加之预先抛尾后，入浮选的给矿品位提高，矿石含泥量减少，浮选效果更好，浮选药剂用量也相应稍有减少。同样的磨矿浮选设备产能大幅提高至3倍以上，不仅做到节能减排的还大幅提升了生产产能，同时将预先抛除尾矿进行梯级开发成建筑用原料，企业经济效益将得到大幅提升。

实施例预期效益估算：

新的选矿工艺与原来选矿工艺对比，选矿成本可降低45%左右，吨矿价值可增加30~40元以上，选矿厂投资与原工艺接近。

智能光电选矿和重介质旋流器选矿成本在10元/吨原矿，磨浮段选矿成本与现有选矿工艺成本基本一致或略低，约为30~40元/吨·给矿，但新工艺进入磨浮选矿的矿石量仅为现有的20~30%，因此总选矿成本会大幅降低，预计每吨原矿处理成本与现有工艺相比可节约20~30元/吨。

采用新工艺后，与现有工艺相比，获得的铅锌精矿价值基本不变，获得建材产品按30~40元/吨出厂价计算，则每吨原矿可增加30~40元产值。

从选矿投资看，需增加智能光电、重介质旋流器、溜槽等设备，但磨浮工段由于处理量大幅减少（只有现有工艺1/4），磨浮设备投资只需现有工艺的1/3左右，因此总投资预计变化不大。

因此，按新建选矿厂日处理量2000t进行计算，新的选矿工艺与原来选矿工艺相比，预计可每年为企业新增经济效益约3300万元。

Claims (6)

1.一种铅锌矿回收利用方法，其特征在于包括以下步骤：

a、粗粒破碎与分级：对原矿进行粗粒破碎后分级处理，分为80mm~12mm、12mm~2mm和-2mm三种粒级范围；

b、光电选抛尾：对步骤a得到的80mm~12mm粒级原矿采用光电选抛尾，得到光电选精矿和光电选尾矿；

c、中粒破碎分级：对步骤b获得的光电选精矿进行破碎至-12mm，然后筛分分成12mm~2mm和-2mm两个粒级；

d、重介质旋流器或跳汰抛尾：将步骤a和步骤c获得的12mm~2mm产品合并，采用重介质旋流器进行二级预先抛尾，或者采用跳汰抛尾，获得二级抛尾精矿和二级抛尾尾矿；

e、细碎：对步骤d获得的二级抛尾精矿进行细碎至-2mm；

f、螺旋溜槽抛尾：将步骤a获得的-2mm的原矿、步骤c骤获得的-2mm的光电选精矿、步骤e获得的-2mm的二级抛尾精矿合并，磨矿至-0.074mm粒级占20%~35%，采用螺旋溜槽进行三级预先抛尾，获得溜槽精矿和溜槽尾矿。

2.根据权利要求1所述的铅锌矿回收利用方法，其特征在于在步骤f之后还包括以下步骤：

g、浮选：对步骤f获得的溜槽精矿进行磨矿至-0.074mm粒级占55%~85%后，浮选获得铅精矿、锌精矿和浮选尾矿。

3.根据权利要求2所述的铅锌矿回收利用方法，其特征在于在步骤g之后还包括以下步骤：

h、各级尾矿梯级开发建材产品：将步骤b光电选尾矿开发成粗粒建筑用石，将步骤d二级抛尾尾矿开发成中粒建筑用石，将步骤f溜槽尾矿开发成细粒建筑用砂，将步骤g的浮选尾矿开发成建筑用水泥辅料。

4.根据权利要求1-3任一项所述的铅锌矿回收利用方法，其特征在于：所述原矿包括以下质量份的矿物：0.05-0.25质量份方铅矿、1-3质量份闪锌矿、0.05-0.1质量份黄铁矿、85-95质量份方解石和白云石。

5.根据权利要求1-3任一项所述的铅锌矿回收利用方法，其特征在于：重介质旋流器中重介质密度为2.4-2.6 t/m³。

6.根据权利要求2-3任一项所述的铅锌矿回收利用方法，其特征在于：步骤g中先浮选铅，再浮选锌，铅的浮选回收为一次粗选、两次扫选、两次精选，锌的浮选回收为一次粗选、两次扫选、三次精选。