CN116213122A - 一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法 - Google Patents
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Abstract
一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，包括以下步骤：(1)、高残留药剂锌多金属矿脱药浓缩；(2)、磨矿‑分级；(3)、铅锌分离浮选；(4)、锌硫分离浮选；(5)、锌硫分离中矿大闭路。本发明基于锌硫分离中矿粒度粗解离度低及高残留药剂的特性，通过对锌硫分离中矿进行脱药及中矿返回磨矿进行闭路磨矿，不仅可以提高锌硫分离中矿的单体解离度，还可以减弱高残留药剂对后续作业的影响，提高高残留药剂锌多金属矿浮选分离效率。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法。
背景技术
锌多金属矿通常采用多段富集，多种选矿药剂大量使用，故残留药剂较多，同时由于原矿的可浮性差异小的原因，使铅、铜、锌等难以分离，分离效率低。
对于锌多金属矿的选矿技术，主要采用浮选法回收有价金属，以下是近年来锌多金属矿浮选中矿技术应用的相关文献报道：
中国专利98113134.4公开了一种中矿选择性分级再磨工艺，该工艺主要由磨矿、浮选组成，原矿经磨矿、分级、粗选后分为粗扫作业和精选作业两个独立的子***，所获中矿有选择地返回到磨矿分级流程中，使得子***之间相互影响大大减少；中矿不需要浓缩作业，就直接作磨机排矿补加水返回；通过浮选药剂制度控制，可以实现粗选混浮，精选优先浮选。一次直接获得最终精矿矿；在不超过最大可浮粒度的前提下，磨矿、浮选之间构成一个大循环，不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选，直至达到精矿品位所需的单体解离度为止。实例中中矿选择性分级再磨工艺应用在德兴铜矿泗州选厂铜硫分离的浮选作业后，铜回收率提高了0.52％，铜精矿品位提高了0.24％。
彭会清等介绍到了浮选中矿选择性分级再磨浮选试验研究，试验流程为原矿磨矿分级、铜硫混浮、铜硫分离、铜硫混浮扫选精矿返回磨矿再磨，该试验比常规流程铜硫混浮(中矿)扫选精矿顺序返回流程铜回收率提高了约4％。(金属矿山，2009年第3期，第61页－第64页)
从上述文献资料中我们可以看到，浮选中矿循环再磨应用在铜硫分离及铜硫混浮作业里都取得了一定的效果，但在处理高残留药剂锌多金属矿并取得较好指标未见相关文献报道，因此需要一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，旨在解决高残留药剂锌多金属矿分离效果差的技术问题。
解决上述技术问题的技术方案是：一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其原料为锌多金属矿经混合浮选后获得的高残留药剂混浮硫化矿，原料Pb≤0.6％，Zn≤6％，S≤20％，包括以下步骤：
(1)高残留药剂锌多金属矿脱药浓缩
将高残留药剂锌多金属矿给入机械搅拌式浓密机,并补充适量生产回水稀释，借助浓密机的机械搅拌进行脱药浓缩，获得浓密机沉砂及溢流水，残留药剂随浓密机溢流水流走；
(2)磨矿-分级
将步骤(1)得到的浓密机沉砂给入磨矿机进行磨矿，磨矿产品进入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机返砂返回磨矿机再磨，螺旋分级机溢流进入下道作业；
(3)铅锌分离浮选
将步骤(2)得到的螺旋分级机溢流加入适量Ys抑制剂，进行铅锌分离浮选，获得铅精矿及铅尾矿。
(4)锌硫分离浮选
将步骤(3)得到的铅尾矿加入适量硫酸铜及石灰药剂进行锌硫分离浮选，获得锌硫分离精矿、中矿、尾矿；
(5)锌硫分离中矿大闭路
将步骤(4)得到的锌硫分离中矿给入泵池，并在泵池内添加适量工业硫酸对锌硫分离中矿强碱性进行pH中和及清洗矿物表面残留药剂，通过渣浆泵输送并返回至步骤(1)中的机械搅拌式浓密机，进行洗矿脱药浓缩，并随浓密机沉砂返回磨矿机磨矿。
步骤(1)所述的补充适量生产回水单耗为5-8t/t.给矿。
步骤(2)所述螺旋分级机溢流为-0.074mm含量为80-90％。
步骤(3)所述Ys抑制剂为酒石酸、甘氨酸、羟基甲纤维素按照1：1:1比例配合反应生成复合药剂，单耗1500-2000g/t.给矿。
步骤(4)所述硫酸铜药剂单耗1800-2000g/t.给矿、石灰单耗20-22Kg/t.给矿。
步骤(5)所述工业硫酸单耗为400-500g/t.给矿。
本发明的有益效果是：
1、采用机械搅拌式浓密机并补充生产回水强力搅拌脱药，残留药剂脱除效果好；
2、浮选中矿含有残留药剂，重新调浆，与含高残留药剂原料共用一个浓密机共同脱药，无需新增脱药设备，减少设备投入。
3、浮选中矿在泵池内添加工业硫酸，有针对性的对含残留药剂的浮选中矿进行pH中和及清洗矿物表面残留药剂，
4、浮选中矿大闭路随浓密机沉砂返回磨矿机循环磨矿，提高浮选中矿中矿物的单体解离度，提高金属回收率。
附图说明
图1为本发明工艺流程示意图。
图2为现有技术工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图与具体实例对本发明的技术方案作进一步描述。
实施例1
本实施例为本发明所述的提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法的一个实例，原料为高残留药剂锌多金属矿的混合浮选泡沫精矿，含铅0.55％，锌5.5％，硫19.80％，具体选矿步骤如下：
(1)高残留药剂锌多金属矿脱药浓缩
将高残留药剂锌多金属矿给入机械搅拌式浓密机,并补充适量生产回水稀释，借助浓密机的机械搅拌进行脱药浓缩，获得浓密机沉砂及溢流水，残留药剂随浓密机溢流水流走；
(2)磨矿-分级
将步骤(1)得到的浓密机沉砂给入磨矿机进行磨矿，磨矿产品进入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机返砂返回磨矿机再磨，螺旋分级机溢流进入下道作业。
(3)铅锌分离浮选
将步骤(2)得到的螺旋分级机溢流加入适量Ys抑制剂进行铅锌分离浮选，获得铅精矿及铅尾矿。
(4)锌硫分离浮选
将步骤(3)得到的铅尾矿加入适量硫酸铜及石灰药剂进行锌硫分离浮选，获得锌硫分离精矿、中矿、尾矿。
(5)锌硫分离中矿大闭路
将步骤(4)得到的锌硫分离中矿给入泵池，并在泵池内添加适量工业硫酸对锌硫分离中矿强碱性进行PH中和及清洗矿物表面残留药剂，通过渣浆泵输送并返回至步骤(1)中的机械搅拌式浓密机，进行洗矿脱药浓缩，并随浓密机沉砂返回磨矿机磨矿。
步骤(1)所述的补充适量生产回水单耗为6t/t.给矿。
步骤(2)所述螺旋分级机溢流为-0.074mm含量为80％。
步骤(3)所述Ys抑制剂为酒石酸、甘氨酸、羟基甲纤维素按照1：1:1比例配合反应生成复合药剂，单耗2000g/t.给矿。
步骤(4)所述硫酸铜药剂单耗2000g/t.给矿、石灰单耗22Kg/t.给矿。
步骤(5)所述工业硫酸单耗为500g/t.给矿。
实施例2
本实施例为本发明所述的提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法的另一个实例，原料为高残留药剂锌多金属矿的混合浮选泡沫精矿，含铅0.42％，锌5.08％，硫17.74％。具体选矿步骤如下：
(1)高残留药剂锌多金属矿脱药浓缩
将高残留药剂锌多金属矿给入机械搅拌式浓密机,并补充适量生产回水稀释，借助浓密机的机械搅拌进行脱药浓缩，获得浓密机沉砂及溢流水，残留药剂随浓密机溢流水流走。
(2)磨矿-分级
步骤(1)得到的浓密机沉砂给入磨矿机进行磨矿，磨矿产品进入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机返砂返回磨矿机再磨，螺旋分级机溢流进入下道作业。
(3)铅锌分离浮选
步骤(2)得到的螺旋分级机溢流加入适量Ys抑制剂进行铅锌分离浮选，获得铅精矿及铅尾矿。
(4)锌硫分离浮选
步骤(3)得到的铅尾矿加入适量硫酸铜及石灰药剂进行锌硫分离浮选，获得锌硫分离精矿、中矿、尾矿。
(5)锌硫分离中矿大闭路
步骤(4)得到的锌硫分离中矿给入泵池，并在泵池内添加适量工业硫酸对锌硫分离中矿强碱性进行PH中和及清洗矿物表面残留药剂，通过渣浆泵输送并返回至步骤(1)中的机械搅拌式浓密机，进行洗矿脱药浓缩，并随浓密机沉砂返回磨矿机磨矿。
步骤(1)所述的补充适量生产回水单耗为7t/t.给矿。
步骤(2)所述螺旋分级机溢流为-0.074mm含量为85％。
步骤(3)所述Ys抑制剂为酒石酸、甘氨酸、羟基甲纤维素按照1：1:1比例配合反应生成复合药剂，单耗1750g/t.给矿。
步骤(4)所述硫酸铜药剂单耗1900g/t.给矿、石灰单耗21Kg/t.给矿。
步骤(5)所述工业硫酸单耗为450g/t.给矿。
实施例2
本实施例为本发明所述的提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法的另一个实例，原料为高残留药剂锌多金属矿的混合浮选泡沫精矿，含铅0.40％，锌4.5％，硫15.51％。具体选矿步骤如下：
(1)高残留药剂锌多金属矿脱药浓缩
将高残留药剂锌多金属矿给入机械搅拌式浓密机,并补充适量生产回水稀释，借助浓密机的机械搅拌进行脱药浓缩，获得浓密机沉砂及溢流水，残留药剂随浓密机溢流水流走。
(2)磨矿-分级
将步骤(1)得到的浓密机沉砂给入磨矿机进行磨矿，磨矿产品进入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机返砂返回磨矿机再磨，螺旋分级机溢流进入下道作业。
(3)铅锌分离浮选
将步骤(2)得到的螺旋分级机溢流加入适量Ys抑制剂进行铅锌分离浮选，获得铅精矿及铅尾矿。
(4)锌硫分离浮选
将步骤(3)得到的铅尾矿加入适量硫酸铜及石灰药剂进行锌硫分离浮选，获得锌硫分离精矿、中矿、尾矿。
(5)锌硫分离中矿大闭路
将步骤(4)得到的锌硫分离中矿给入泵池，并在泵池内添加适量工业硫酸对锌硫分离中矿强碱性进行PH中和及清洗矿物表面残留药剂，通过渣浆泵输送并返回至步骤(1)中的机械搅拌式浓密机，进行洗矿脱药浓缩，并随浓密机沉砂返回磨矿机磨矿。
步骤(1)所述的补充适量生产回水单耗为8t/t.给矿。
步骤(2)所述螺旋分级机溢流为-0.074mm含量为90％。
步骤(3)所述Ys抑制剂为酒石酸、甘氨酸、羟基甲纤维素按照1：1:1比例配合反应生成复合药剂，单耗1500g/t.给矿。
步骤(4)所述硫酸铜药剂单耗1800g/t.给矿、石灰单耗20Kg/t.给矿。
步骤(5)所述工业硫酸单耗为400g/t.给矿。
下面是本发明工艺与常规工艺的铅锌生产指标对比分析情况，见表1。
表1本工艺与常规工艺铅锌生产指标对比分析表
从表1的对比分析可以看出，采用本发明获得的精矿品位及回收率均比常规工艺高。常规工艺获得铅精矿含铅15.65％，铅回收率70％，锌精矿含锌45.58％，锌回收率80％。本发明工艺获得铅精矿含铅17.98％-22.11％，铅回收率71.55％-75.18％，锌精矿含锌46.12％-47.06％，锌回收率81.08％-84.63％。
综上所述，虽然本发明已以优选实施例揭露如上，但上述优选实施例并非用以限制本发明,本领域的普通技术人员,在不脱离本发明的精神和范围内,均可作各种更动与润饰,因此本发明的保护范围以权利要求界定的范围为准。
Claims (6)
1.一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其特征在于，其原料为锌多金属矿经混合浮选后获得的高残留药剂混浮硫化矿，原料Pb≤0.6％，Zn≤6％，S≤20％，包括以下步骤：
(1)高残留药剂锌多金属矿脱药浓缩
将高残留药剂锌多金属矿给入机械搅拌式浓密机,并补充适量生产回水稀释，借助浓密机的机械搅拌进行脱药浓缩，获得浓密机沉砂及溢流水，残留药剂随浓密机溢流水流走；
(2)磨矿-分级
将步骤(1)得到的浓密机沉砂给入磨矿机进行磨矿，磨矿产品进入螺旋分级机进行分级，螺旋分级机返砂返回磨矿机再磨，螺旋分级机溢流进入下道作业；
(3)铅锌分离浮选
将步骤(2)得到的螺旋分级机溢流加入适量Ys抑制剂，进行铅锌分离浮选，获得铅精矿及铅尾矿；
(4)锌硫分离浮选
将步骤(3)得到的铅尾矿加入适量硫酸铜及石灰药剂进行锌硫分离浮选，获得锌硫分离后的精矿、中矿、尾矿；
(5)锌硫分离中矿大闭路
将步骤(4)得到的锌硫分离中矿给入泵池，并在泵池内添加适量工业硫酸对锌硫分离中矿强碱性进行pH中和及清洗矿物表面残留药剂，通过渣浆泵输送并返回至步骤(1)中的机械搅拌式浓密机，进行洗矿脱药浓缩，并随浓密机沉砂返回磨矿机磨矿。
2.根据权利要求1所述一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其特征在于，步骤(1)所述的补充适量生产回水单耗为5-8t/t.给矿。
3.根据权利要求1所述一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其特征在于，步骤(2)所述螺旋分级机溢流为-0.074mm含量为80-90％。
4.根据权利要求1所述一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其特征在于，步骤(3)所述Ys抑制剂为酒石酸、甘氨酸、羟基甲纤维素按照1：1:1比例配合反应生成复合药剂，单耗1500-2000g/t.给矿。
5.根据权利要求1所述一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其特征在于，步骤(4)所述硫酸铜药剂单耗1800-2000g/t.给矿、石灰单耗20-22Kg/t.给矿。
6.根据权利要求1所述一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法，其特征在于，步骤(5)所述工业硫酸单耗为400-500g/t.给矿。
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| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202310086479.4A Pending CN116213122A (zh) | 2023-02-09 | 2023-02-09 | 一种提高高残留药剂混浮硫化矿浮选分离效率的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN116213122A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN118162293A (zh) * | 2024-05-14 | 2024-06-11 | 中国矿业大学(北京) | 一种高残留药剂矿浆中锌硫的分离方法 |
-
2023
- 2023-02-09 CN CN202310086479.4A patent/CN116213122A/zh active Pending
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN118162293A (zh) * | 2024-05-14 | 2024-06-11 | 中国矿业大学(北京) | 一种高残留药剂矿浆中锌硫的分离方法 |
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