一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法
【专利摘要】本发明涉及一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法。其技术方案是：将铅锌浮选尾矿浓缩加酸后进行两次粗选和两次扫选，得到的粗选精矿进入旋流器重选；重选得到沉砂和溢流，沉砂硫品位为47%以上，溢流经两次精选后硫品位为47%以上，将沉砂与精选精矿混合即为高品位硫精矿。本发明采用粗选—旋流器重选—精选的工艺流程，优先将一部分粗颗粒硫精矿分出，为后续浮选提供解离度合格的给料，得到细颗粒高硫精矿，且将粗、细粒精矿混合过滤，解决了精矿过滤难的问题，简化了工艺流程，降低了生产成本，提高了硫铁资源的利用率。因此，本发明具有成本低、工艺流程简单和资源利用率高的特点，所生产的硫精矿品位高。
【专利说明】—种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法
【技术领域】
[0001]本发明属于高品位硫精矿生产的【技术领域】，具体涉及一种用于生产高品位硫精矿 的重-浮联合分选方法。
【背景技术】
[0002]黄铁矿既是硫资源，又是铁资源，在它的分选过程中得到硫精矿。硫精矿是生产硫 Ife的重要原料，制Ife过程中将广生另一种副广品，即含铁硫Ife潘，硫精矿的品位越低，硫Ife 渣的含铁量也就越低，由于焙烧后矿物物相复杂，难以分选出高品位的铁精矿，因此它的利 用价值很低。比如，硫品位为38%的硫精矿，制酸以后，硫酸潘中铁的品位大约是48%，这种 原料难以分选出铁品位大于60%的铁精矿，因此它的用途受到极大地限制。如果在分选黄 铁矿的过程中尽可能提闻硫精矿的硫品位，使之达到47%以上，则硫精矿制酸后硫酸潘的 铁品位将达到60%以上，与市场销售的铁精矿品位相似，可以直接作为炼铁原料。则硫和铁 两种资源将得到全部利用，这对于改善资源的利用率具十分重大的意义。
[0003]当前，选别黄铁矿的主要技术包括:全浮选法，单一重选法，重-浮联合分选。传统 选别硫铁矿的方法即为全浮选法，全浮选法能有效的回收硫资源，并且随着技术的发展，黄 铁矿的浮选技术也日趋成熟。但浮选过程中使用的大量的药剂，一方面选别成本高，另一方 面对环境造成污染，且管道腐蚀严重。因此，不少研究者提出使用重选方法进行选别，此法 利用的是黄铁矿与石英等脉石矿物的密度差较大的特点，所用的重选设备有跳汰机和螺旋 分级机，跳汰机适合粗粒选别而螺旋机适合细粒选别，故通常要将黄铁矿分成若干粒级分 别进行选别，这就导致了流程设置复杂。现有的重-浮联合流程中同样较多使用跳汰机和 螺旋分级机，且多数重选设备都放在浮选作业之前使用，虽然能够分选黄铁矿，但得到的重 选精矿硫品位都不闻，无法直接作为闻硫广品。
【发明内容】
[0004]本发明旨在克服现有技术缺陷，目的是提供一种生产成本低、工艺流程简单和资 源利用率高的用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法，用该方法生产出的硫精矿品 位高。
[0005]为实现上述目的，本发明所采用的技术方案是:其特征在于所述的重-浮联合分 选方法的工艺步骤为:
第一步、浓缩加酸
将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩，得到浓度为48?53%的浓密池底流，再向浓密池底流 中加入浓硫酸，调整pH值至6.5?7，得到选硫给矿。
[0006]第二步、两次粗选
将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂，其 中，乙黄药用量为Iio?130g/t，丁黄药用量为30?50g/t ;粗选一的起泡剂为2#油，用量 为60?75g/t，浮选时间为12?17min ;粗选一尾矿进入粗选二，粗选二的捕收剂为乙黄药，用量为25?35g/t，浮选时间为14?20min ;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选 精矿，粗选精矿给入第四步，粗选二尾矿进入第三步。
[0007]第三步、两次扫选
粗选二尾矿进入两次扫选:扫选一的捕收剂为丁黄药，用量为25?35g/t,扫选一的 起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为8?Ilmin ;扫选一精矿返回第二步中的粗 选二，扫选一尾矿进入扫选二，扫选二的捕收剂为丁黄药，用量为10?20g/t,浮选时间为 12?15min ;扫选二精矿返回扫选一,扫选二尾矿送至尾矿库。
[0008]第四步、旋流器重选
步骤二所述的粗选精矿给入旋流器重选:旋流器的给矿压力为0.06?0.09MPa，给矿 浓度为45?55%，得到沉砂和溢流两种产品；其中，沉砂送往第六步中的浓密池，溢流进入 第五步。
[0009]第五步、两次精选
旋流器重选得到的溢流进入两次精选:精选一的捕收剂为乙黄药，用量为80?120g/ t，精选一的起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为10?18min ;精选一精矿进入精 选二，精选一尾矿返回第一步中的浓密池，精选二的捕收剂为乙黄药，用量为40?60g/t， 浮选时间为10?25min ;精选二尾矿返回精选一，精选二精矿进入第六步中的浓密池。
[0010]第六步、混合过滤
将第四步得到的沉砂和第五步得到的精选二精矿混合，经浓密池浓缩和过滤机脱水， 得到闻品位硫精矿。
[0011 ] 所述铅锌浮选尾矿:硫含量为27?30%，铁含量为25?28%。
[0012]所述旋流器的沉砂咀直径为旋流器直径的0.1?0.12倍，旋流器的溢流管直径为 沉砂咀直径的1.5?1.88倍。
[0013]由于采用上述技术方案，本发明与现有技术相比具有如下积极效果是:
本发明采用粗选一旋流器重选一精选的工艺流程顺序进行，首先使用浮选方法对铅锌 浮选尾矿进行粗选，得到的粗选精矿硫品位为42?44% ;再使用旋流器对其进行重选，得到 沉砂为粗颗粒高品位硫精矿，溢流经过精选得到细颗粒高硫精矿，两者混合过滤，解决了精 矿过滤难问题，有效降低了生产成本。
[0014]本发明采用重选旋流器分选的同时也起到了分级的作用，优先分选出粗颗粒高硫 精矿，同时也得到-40 ii m占85%以上的溢流，粒度细且解离度高，为下一步浮选获得高品位 硫精矿提供了必要条件，相比于多重浮选，大大简化了工艺流程。
[0015]本发明将旋流器沉砂和溢流精选精矿混合即为硫品位47%以上的闻品位硫精矿， 极大的提闻了硫的回收率；此外，随着硫品位的提闻，精矿中铁品位会相应提闻，制酸后的 硫酸渣直接作为铁精矿使用，使硫铁资源均得到了有效利用。
[0016]因此，本发明具有生产成本低、工艺流程简单和资源利用率高的特点，所生产的硫 精矿品位闻。
【专利附图】
【附图说明】
[0017]图1是本发明的工艺流程方框示意图。【具体实施方式】
[0018]下面结合附图和实施例对本发明进一步说明，并非对其保护范围的限制:
为避免重复，先将本【具体实施方式】中的铅锌尾矿和旋流器的有关技术参数统一描述如 下，实施例中不再赘述。
[0019]所述铅锌尾矿中硫含量为27?30% ;铁含量为25?28%。
[0020]所述旋流器的沉砂咀直径为旋流器直径的0.1?0.12倍，旋流器的溢流管直径为 沉砂咀直径的1.5?1.88倍。
[0021]实施例1
一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法。所述的重-浮联合分选方法的工 艺步骤如图1所示:
第一步、浓缩加酸
将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩，得到浓度为48?51%的浓密池底流，再向浓密池底流 中加入浓硫酸，调整pH值至6.5?7，得到选硫给矿。
[0022]第二步、两次粗选
将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂，其 中，乙黄药用量为110?120g/t，丁黄药用量为30?40g/t ;粗选一的起泡剂为2#油，用量 为60?70g/t，浮选时间为12?15min ;粗选一尾矿进入粗选二，粗选二的捕收剂为乙黄 药，用量为25?30g/t，浮选时间为14?ISmin ;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选 精矿，粗选精矿给入第四步，粗选二尾矿进入第三步。
[0023]第三步、两次扫选
粗选二尾矿进入两次扫选:扫选一的捕收剂为丁黄药，用量为25?30g/t,扫选一的 起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为8?Ilmin ;扫选一精矿返回第二步中的粗 选二，扫选一尾矿进入扫选二，扫选二的捕收剂为丁黄药，用量为10?15g/t,浮选时间为 12?15min ;扫选二精矿返回扫选一,扫选二尾矿送至尾矿库。
[0024]第四步、旋流器重选
步骤二所述的粗选精矿给入旋流器重选:旋流器的给矿压力为0.06?0.08MPa，给矿 浓度为45?50%，得到沉砂和溢流两种产品；其中，沉砂送往第六步中的浓密池，溢流进入 第五步。
[0025]第五步、两次精选
旋流器重选得到的溢流进入两次精选:精选一的捕收剂为乙黄药，用量为80?IOOg/ t，精选一的起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为10?16min ;精选一精矿进入精 选二，精选一尾矿返回第一步中的浓密池，精选二的捕收剂为乙黄药，用量为40?50g/t， 浮选时间为10?20min ;精选二尾矿返回精选一，精选二精矿进入第六步中的浓密池。
[0026]第六步、混合过滤
将第四步得到的沉砂和第五步得到的精选二精矿混合，经浓密池浓缩和过滤机脱水， 得到闻品位硫精矿。
[0027]实施例2
一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法。所述的重-浮联合分选方法的工 艺步骤如图1所示:第一步、浓缩加酸
将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩，得到浓度为50?53%的浓密池底流，再向浓密池底流 中加入浓硫酸，调整pH值至6.5?7，得到选硫给矿。
[0028]第二步、两次粗选
将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂，其 中，乙黄药用量为120?130g/t，丁黄药用量为40?50g/t ;粗选一的起泡剂为2#油，用量 为65?75g/t，浮选时间为14?17min ;粗选一尾矿进入粗选二，粗选二的捕收剂为乙黄 药，用量为30?35g/t，浮选时间为16?20min ;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选 精矿，粗选精矿给入第四步，粗选二尾矿进入第三步。
[0029]第三步、两次扫选
粗选二尾矿进入两次扫选:扫选一的捕收剂为丁黄药，用量为30?35g/t,扫选一的 起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为8?Ilmin ;扫选一精矿返回第二步中的粗 选二，扫选一尾矿进入扫选二，扫选二的捕收剂为丁黄药，用量为15?20g/t,浮选时间为 12?15min ;扫选二精矿返回扫选一,扫选二尾矿送至尾矿库。
[0030]第四步、旋流器重选
步骤二所述的粗选精矿给入旋流器重选:旋流器的给矿压力为0.07?0.09MPa，给矿 浓度为50?55%，得到沉砂和溢流两种产品；其中，沉砂送往第六步中的浓密池，溢流进入 第五步。
[0031]第五步、两次精选
旋流器重选得到的溢流进入两次精选:精选一的捕收剂为乙黄药，用量为100?120g/ t，精选一的起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为14?18min ;精选一精矿进入精 选二，精选一尾矿返回第一步中的浓密池，精选二的捕收剂为乙黄药，用量为50?60g/t， 浮选时间为15?25min ;精选二尾矿返回精选一，精选二精矿进入第六步中的浓密池。
[0032]第六步、混合过滤
将第四步得到的沉砂和第五步得到的精选二精矿混合，经浓密池浓缩和过滤机脱水， 得到闻品位硫精矿。
【权利要求】
1.一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法，其特征在于所述的重-浮联合 分选方法的工艺步骤为:第一步、浓缩加酸将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩，得到浓度为48?53%的浓密池底流和浓密池溢流，向 浓密池底流中加入浓硫酸，调整PH值至6.5?7，得到选硫给矿；第二步、两次粗选将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂，其 中，乙黄药用量为110?130g/t，丁黄药用量为30?50g/t ;粗选一的起泡剂为2#油，用量 为60?75g/t，浮选时间为12?17min ;粗选一尾矿进入粗选二，粗选二的捕收剂为乙黄 药，用量为25?35g/t，浮选时间为14?20min ;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选 精矿，粗选精矿给入第四步，粗选二尾矿进入第三步；第三步、两次扫选粗选二尾矿进入两次扫选:扫选一的捕收剂为丁黄药，用量为25?35g/t,扫选一的 起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为8?Ilmin ;扫选一精矿返回第二步中的粗 选二，扫选一尾矿进入扫选二，扫选二的捕收剂为丁黄药，用量为10?20g/t,浮选时间为 12?15min ;扫选二精矿返回扫选一,扫选二尾矿送至尾矿库；第四步、旋流器重选步骤二所述的粗选精矿给入旋流器重选:旋流器的给矿压力为0.06?0.09MPa，给矿 浓度为45?55%，得到沉砂和溢流两种产品；其中，沉砂送往第六步中的浓密池，溢流进入 第五步；第五步、两次精选旋流器重选得到的溢流进入两次精选:精选一的捕收剂为乙黄药，用量为80?120g/ t，精选一的起泡剂为2#油，用量为5?10g/t，浮选时间为10?18min ;精选一精矿进入精 选二，精选一尾矿返回第一步中的浓密池，精选二的捕收剂为乙黄药，用量为40?60g/t， 浮选时间为10?25min ;精选二尾矿返回精选一，精选二精矿进入第六步中的浓密池；第六步、混合过滤将第四步得到的沉砂和第五步得到的精选二精矿混合，经浓密池浓缩和过滤机脱水， 得到闻品位硫精矿。
2.如权利要求1所述的用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法，其特征在于所 述铅锌浮选尾矿:硫含量为27?30%，铁含量为25?28%。
3.如权利要求1所述的用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法，其特征在于所 述旋流器的沉砂咀直径为旋流器直径的0.1?0.12倍，旋流器的溢流管直径为沉砂咀直径 的1.5?1.88倍。
【文档编号】B03D1/00GK103433120SQ201310380715
【公开日】2013年12月11日 申请日期:2013年8月28日 优先权日:2013年8月28日
【发明者】姚曙, 孙肇淑, 李茂林, 郑伦, 周艳飞, 邓新发, 陈忠玉, 石海兰, 刘舜华, 颜亚梅 申请人:武汉科技大学, 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司凡口铅锌矿