一种低品位硫化铅矿的选矿方法与流程

文档序号:11536973阅读:436来源:国知局

本发明属于选矿方法的技术领域,具体涉及一种低品位硫化铅矿的选矿方法。



背景技术:

铅是柔软和延展性强的弱金属,有毒,也是重金属。铅可用于建筑、弹头、炮弹、焊接物料、渔业用具、防辐射物料、奖杯和部份合金中。也可用作耐硫酸腐蚀、防丙种射线、蓄电池等的材料。其合金可作铅字、轴承、电缆包皮等,还可做体育运动器材铅球,在生活中的应用十分广泛。铅矿物原料分为硫化矿和氧化矿两种,硫化铅矿石当今炼铅的主要原料。

一般多采用浮选的方法从原生矿石中获得铅精矿,但是铅粗精矿的精选过程步骤复杂,且要多次精选;在浮选过程中,同类型的浮选药剂会使用多个,并且用药剂量大;还有浮选出的铅精矿中含有杂质较多,即脉石矿物较多,脉石矿物与有用金属紧密嵌布在一起,含量较多的话,会提高冶炼的难度及成本,降低冶炼回收率;并且低品位的铅精矿还需要进一步的优化,会提高选矿成本。可是高品位、杂质少的铅精矿具有冶炼回收率高、运输与冶炼成本低、销售价格高等优势,受到矿山和冶炼企业的欢迎。

有鉴于此,有必要提出一种新的低品位硫化铅矿的选矿方法。



技术实现要素:

本发明的目的在于提供一种低品位硫化铅矿的选矿方法,该方法精选过程短、浮选药剂用量小,可以大大提高铅精矿品位。

为了实现上述目的,本发明采用的技术方案是:

一种低品位硫化铅矿的选矿方法,包括以下步骤:

(1)前期作业:原矿经破碎、第一次磨矿,得到矿粉,矿粉加水并搅拌均匀,得到矿浆1;其中,第一次磨矿应使细度小于0.074mm的矿粉含量达到47%以上;

(2)粗选作业:向矿浆1中加入抑制剂38-42g/t,搅拌,加入捕收剂11-13g/t和起泡剂7-9g/t,搅拌后在进行粗选,得到粗选尾矿和粗选泡沫,粗选泡沫为铅粗精矿;

(3)扫选作业:向粗选尾矿中加入捕收剂6-7g/t和起泡剂3-4g/t,搅拌后再进行扫选,得到扫选尾矿和扫选泡沫,扫选泡沫返回到粗选作业,扫选尾矿为最终尾矿;

(4)第二次磨矿作业:铅粗精矿进行第二次磨矿、分级,向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆,至矿浆的质量分数为18-31%,得到矿浆2;其中,第二次磨矿应使细度小于0.044mm的矿粉含量达到66%以上;

(5)第一次精选作业:向矿浆2中加入抑制剂30-50g/t,搅拌,再加入捕收剂3-5g/t和起泡剂1-2g/t,搅拌后再进行精选,得到精选1泡沫和精选1尾矿;

(6)第二次精选:向精选1尾矿中加入捕收剂1-2g/t和起泡剂1g/t,搅拌后再进行精选,得到精选2泡沫和精选2尾矿,精选2尾矿返回到粗选作业;

(7)将精选1泡沫和精选2泡沫过滤脱水,得到所述的铅精矿。

进一步的,所述抑制剂为水玻璃,所述捕收剂为乙基钠黄药,所述起泡剂为松醇油。

再进一步的,所述水玻璃为na2sio3·9h2o。

进一步的,所述步骤(1)中,矿浆1的质量分数为39-42%。

进一步的,所述步骤(4)还包括:将分级后不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。

进一步的,所述步骤(2)中:向矿浆1中加入抑制剂,搅拌10-15分钟,加入捕收剂和起泡剂,搅拌1-3分钟后在进行粗选,粗选时间为5-8分钟;

步骤(3)中:向粗选尾矿中加入捕收剂和起泡剂,搅拌1-3分钟后再进行扫选,扫选时间为1-3分钟;

步骤(5)中:向矿浆2中加入抑制剂,搅拌3-4分钟,再加入捕收剂和起泡剂,搅拌1-3分钟后再进行精选,精选时间为2-4分钟;

步骤(6)中:向精选1尾矿中加入捕收剂和起泡剂,搅拌1-3分钟后再进行精选,精选时间为1-3分钟。

进一步的,所述步骤(2)中:抑制剂的用量为40g/t,捕收剂的用量为12g/t,起泡剂的用量为8g/t;

所述步骤(3)中:捕收剂的用量为6g/t,起泡剂的用量为3g/t。

进一步的,所述步骤(7)中,铅精矿中水的质量分数小于9%。

与现有技术相比,本发明的有益效果在于:

1、本发明所述的选矿方法,有两次磨矿处理,常规的第二次磨矿细度一般为使细度小于0.074mm的矿粉含量达到90%以上,本发明的为使细度小于0.044mm的矿粉含量达到66%以上,矿粉更细,可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度,有利于后面的精选作业,并且减少浮选药剂用量,从而降低成本。

2、本发明所述的选矿方法,同类型的浮选药剂只使用一个,并且用药剂量小,可以降低成本。

3、本发明所述的选矿方法,只有两次精选作业,流程较短,工艺简单,成本低,获得的铅精矿的品位为80-82%,回收率可达到95%-97%,可以有效降低铅精矿中杂质含量,大大提高铅精矿品位,并且回收率较高;因为获得的铅精矿品位高,无需再一步的优化铅精矿,可以减少工业成本。

附图说明

图1为本发明一种低品位硫化铅矿的选矿方法的工艺流程图。

具体实施方式

为了进一步阐述本发明一种低品位硫化铅矿的选矿方法,达到预期发明目的,以下结合较佳实施例,对依据本发明提出的一种低品位硫化铅矿的选矿方法,其具体实施方式、结构、特征及其功效,详细说明如后。在下述说明中,不同的“一实施例”或“实施例”指的不一定是同一实施例。此外,一或多个实施例中的特定特征、结构或特点可由任何合适形式组合。

在详细阐述本发明一种低品位硫化铅矿的选矿方法之前,有必要对本发明中提及的相关材料及操作做进一步说明,以达到更好的效果。

抑制剂,指浮游选矿时,一种可以增加矿粒润湿性并使其不易附着于气泡上的物质,抑制剂可以是无机化合物如石灰、水玻璃、氰化物等,也可以是有机化合物如淀粉、胶类等,本发明优先选用水玻璃作为抑制剂。

水玻璃,俗称泡花碱,是一种水溶性硅酸盐,其水溶液俗称水玻璃,是一种矿黏合剂。其化学式为r2o·nsio2,式中r2o为碱金属氧化物,n为二氧化硅与碱金属氧化物摩尔数的比值,称为水玻璃的摩数。水玻璃是一种无机胶体,是浮选药剂中的调整剂之一,它对石英、硅酸盐等脉石矿物有良好的抑制作用。水玻璃用量较大时,对硫化矿有抑制作用;同时水玻璃常常作为浮选的分散剂,用以改善泡沫发黏现象,从而提高精矿品位,对于含泥量较多的物料浮选十分有用。本发明采用的是纯度为87%的na2sio3·9h2o。

捕收剂,是改变矿物表面疏水性,使浮游的矿粒黏附于气泡上的浮选药剂。常用的硫化矿捕收剂有黄药、黄药衍生物、黑药、白药、苯并噻唑硫醇、苯并咪唑硫醇等,本发明优先选用乙基钠黄药作为捕收剂。

乙基钠黄药,别名为乙基黄原酸钠,化学式为c3h5os2na。在常温下为黄色粉末状固体,常因杂质存在而颜色加深。有毒,易燃,易吸潮,性质不稳定,易溶于水、丙酮和对应的醇中。乙基钠黄药是系列黄药产品中捕收力较弱但选择性最好的品种。它广泛地用于易浮硫化矿的浮选及复杂硫化矿的优先浮选,还可用于铜和铅的氧化矿的浮选,亦用作湿法冶金沉淀剂及橡胶硫化促进剂。本发明采用的为工业级的乙基钠黄药。

浮选矿浆中气泡的形成,主要依赖于浮选设备中各种类型的充气搅拌装置,以及向矿浆中添加适量的起泡剂。

起泡剂是一种表面活性物质,具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子,定向吸附于水-空气界面,降低水溶液的表面张力,使充入水中的空气易于弥散成气泡和稳定气泡,扩大分选界面,并保证气泡上升形成泡沫层。起泡剂和捕收剂联合在一起吸附于矿物颗粒表面,使矿粒上浮。常用的起泡剂有:松树油、酚酸混合脂肪醇、异构己醇或辛醉以及各种酯类等,本发明优先选用松醇油为起泡剂。

松醇油,化学名称:松醇油/jf油,是淡黄色到棕红色液体,比重小于水,有刺激性气位。主要用途:松醇油主要用于有色金属和稀有金属矿物浮选的起泡剂,俗称二号油,已经在国内外广泛使用,同时可作油漆工业的溶剂,纺织工业的渗透剂等。松醇油为化工合成油,具有成本低,起泡效果比较理想的特点。

磨矿,在机械设备中,借助于介质(钢球、钢棒、砾石)和矿石本身的冲击和磨剥作用,使矿石的粒度进一步变小,直至研磨成粉末的作业。

分级,将符合要求的矿粉送入下一步的操作,将不符合要求的矿粉返回到磨矿作业。原理是根据固体颗粒因粒度不同,在介质中具有不同沉降速度,将颗粒群分为两种或多种粒度级别的过程。

浮选,漂浮选矿的简称,是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同,按矿物可浮性的差异进行分选的方法。

粗选,选矿时将入选的矿物原料进行初步分选的作业。经粗选,矿物原料即被分选为粗精矿、中矿、尾矿等两种或两种以上的产品,粗选产品不是合格产品,还需继续进行分选。

扫选,回收有用成分的选别作业,是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时,进入的下一步作业处理。为了提高金属的回收率,有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。

精选,指的是选矿过程中,为提高粗选精矿的有用成分含量,使之达到工业质量的要求,进一步对粗精矿进行富集的选别作业。

品位,指矿石中有用元素或它的化合物质量含量比率。

本发明中浮选药剂的用量单位为g/t,指每吨矿加一定克数的浮选药剂。

产率指:产品相对于原矿的重量百分百。

回收率:指铅精矿中的铅与原矿中的铅的质量百分比。

在了解了本发明中提及的相关材料及操作之后,下面将结合具体的实施例和图1的工艺流程示意图,对本发明一种低品位硫化铅矿的选矿方法做进一步的详细介绍:

实施例1.

具体操作步骤如下:

(1)前期作业:将原矿破碎、第一次磨矿,使细度小于0.074mm的矿粉含量达到了48%,矿粉加水并搅拌均匀,得到矿浆1,矿浆1的质量分数为39%。

(2)粗选作业:向粗选尾矿中加入水玻璃38g/t,搅拌10分钟,再加入乙基钠黄药11g/t和松醇油9g/t,搅拌1分钟后在进行粗选,粗选时间为5分钟,得到粗选尾矿和粗选泡沫,粗选泡沫为铅粗精矿。

(3)扫选作业:向粗选尾矿中加入乙基钠黄药6g/t和松醇油3g/t,搅拌1分钟后再进行扫选,扫选时间为1分钟,得到扫选尾矿和扫选泡沫,扫选泡沫返回到粗选作业,扫选尾矿为最终尾矿;

(4)第二次磨矿作业:铅粗精矿进行第二次磨矿、分级,向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆,至矿浆的质量分数为31%,得到矿浆2;将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中,第二次磨矿使细度小于0.044mm的矿粉含量达到66.02%。

(5)第一次精选作业:向矿浆2中加入水玻璃50g/t,搅拌4分钟,再加入乙基钠黄药4g/t和松醇油2g/t,搅拌3分钟后再进行精选,精选时间为2分钟,得到精选1泡沫和精选1尾矿。

(6)第二次精选:向精选1尾矿中加入乙基钠黄药2g/t和松醇油1g/t,搅拌3分钟后再进行精选,精选时间为3分钟,得到精选2泡沫和精选2尾矿,精选2尾矿返回到粗选作业。

(7)精选1泡沫和精选2泡沫过滤脱水,得到最终的铅精矿,铅精矿中水的质量分数为6%。

对第一次精选作业、第二次精选作业、尾矿和原矿进行了产率和铅品位的测定,数据如表所示。

表1

由表1可知,本实施例最终铅精矿中铅的含量为80.02%,铅回收率为95.03%。

本实施例所述的一种低品位硫化铅矿的选矿方法,有两次磨矿处理,第二次磨矿的矿粉比常规的第二次磨矿的矿粉更细,可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度,有利于后面的精选作业,并且减少浮选药剂的用量;在浮选过程中,同类型的浮选药剂只使用一个,并且用药剂量小,可以降低成本;还有本实施例所述的选矿方法,只有两次精选作业,流程较短,工艺简单,回收率高,得到的铅精矿品位很高,无需进一步的优化精矿的品位,从而还可以降低工业成本。

实施例2.

具体操作步骤如下:

(1)前期作业:将原矿破碎、第一次磨矿,使细度小于0.074mm的矿粉含量达到了52%,矿粉加水并搅拌均匀,得到矿浆1,矿浆1的质量分数为42%。

(2)粗选作业:向粗选尾矿中加入水玻璃42g/t,搅拌15分钟,再加入乙基钠黄药13g/t和松醇油7g/t,搅拌3分钟后在进行粗选,粗选时间为8分钟,得到粗选尾矿和粗选泡沫,粗选泡沫为铅粗精矿,铅粗精矿的含铅量为45.11%。

(3)扫选作业:向粗选尾矿中加入乙基钠黄药7g/t和松醇油4g/t,搅拌3分钟后再进行扫选,扫选时间为3分钟,得到扫选尾矿和扫选泡沫,扫选泡沫返回到粗选作业,扫选尾矿为最终尾矿;

(4)第二次磨矿作业:铅粗精矿进行第二次磨矿、分级,向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆,至矿浆的质量分数为20.4%,得到矿浆2;将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中,第二次磨矿使细度小于0.044mm的矿粉含量达到66.02%。

(5)第一次精选作业:向矿浆2中加入水玻璃40g/t,搅拌2分钟,再加入乙基钠黄药3g/t和松醇油1g/t,搅拌2分钟后再进行精选,精选时间为2分钟,得到精选1泡沫和精选1尾矿。

(6)第二次精选:向精选1尾矿中加入乙基钠黄药2g/t和松醇油1g/t,搅拌2分钟后再进行精选,精选时间为2分钟,得到精选2泡沫和精选2尾矿,精选2尾矿返回到粗选作业。

(7)精选1泡沫和精选2泡沫过滤脱水,得到最终的铅精矿,铅精矿中水的质量分数为6%。

对第一次精选作业、第二次精选作业、尾矿和原矿进行了产率和铅品位的测定,数据如表所示。

表2

由表2可知,本实施例最终铅精矿中铅的含量为81.11%,铅回收率为95.77%。

本实施例所述的一种低品位硫化铅矿的选矿方法,有两次磨矿处理,第二次磨矿的矿粉比常规的第二次磨矿的矿粉更细,可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度,有利于后面的精选作业,并且减少浮选药剂的用量;在浮选过程中,同类型的浮选药剂只使用一个,并且用药剂量小,可以降低成本;还有本实施例所述的选矿方法,只有两次精选作业,流程较短,工艺简单,回收率高,得到的铅精矿品位很高,无需进一步的优化精矿的品位,从而还可以降低工业成本。

实施例3.

具体操作步骤如下:

(1)前期作业:将原矿破碎、第一次磨矿,使细度小于0.074mm的矿粉含量达到了49%,矿粉加水并搅拌均匀,得到矿浆1,矿浆1的质量分数为40%。

(2)粗选作业:向粗选尾矿中加入水玻璃40g/t,搅拌13分钟,再加入乙基钠黄药12g/t和松醇油8g/t,搅拌2分钟后在进行粗选,粗选时间为7分钟,得到粗选尾矿和粗选泡沫,粗选泡沫为铅粗精矿,铅粗精矿的含铅量为48.42%。

(3)扫选作业:向粗选尾矿中加入乙基钠黄药6g/t和松醇油3g/t,搅拌2分钟后再进行扫选,扫选时间为2分钟,得到扫选尾矿和扫选泡沫,扫选泡沫返回到粗选作业,扫选尾矿为最终尾矿;

(4)第二次磨矿作业:铅粗精矿进行第二次磨矿、分级,向符合第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆,至矿浆的质量分数为18%,得到矿浆2;将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中,第二次磨矿使细度小于0.044mm的矿粉含量达到66.02%。

(5)第一次精选作业:向矿浆2中加入水玻璃30g/t,搅拌3分钟,再加入乙基钠黄药3g/t和松醇油1g/t,搅拌1分钟后再进行精选,精选时间为2分钟,得到精选1泡沫和精选1尾矿。

(6)第二次精选:向精选1尾矿中加入乙基钠黄药1g/t和松醇油1g/t,搅拌1分钟后再进行精选,精选时间为1分钟,得到精选2泡沫和精选2尾矿,精选2尾矿返回到粗选作业。

(7)精选1泡沫和精选2泡沫过滤脱水,得到最终的铅精矿,铅精矿中水的质量分数为6%。

对第一次精选作业、第二次精选作业、尾矿和原矿进行了产率和铅品位的测定,数据如表所示。

表3

由表3可知,本实施例最终铅精矿中铅的含量为82.01%,铅回收率为96.62%。

本实施例所述的一种低品位硫化铅矿的选矿方法,有两次磨矿处理,第二次磨矿的矿粉比常规的第二次磨矿的矿粉更细,可以提高矿石的中有用矿物与脉石矿物的解离度,有利于后面的精选作业,并且减少浮选药剂的用量;在浮选过程中,同类型的浮选药剂只使用一个,并且用药剂量小,可以降低成本;还有本实施例所述的选矿方法,只有两次精选作业,流程较短,工艺简单,回收率高,得到的铅精矿品位很高,无需进一步的优化精矿的品位,从而还可以降低工业成本。

以上所述,仅是本发明实施例的较佳实施例而已,并非对本发明实施例作任何形式上的限制,依据本发明实施例的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰,均仍属于本发明实施例技术方案的范围内。

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