从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法

文档序号:260294阅读:372来源:国知局
从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法
【专利摘要】本发明一种从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法,通过对废弃尾矿磨矿促使有用矿物单体解离,同时剥离矿物表面氧化膜,提高矿物浮选活性;联合使用水玻璃和六聚偏磷酸钠即有效抑制铁质脉石、硅质脉石和碳酸盐脉石,又可较好地分散细泥,消除矿泥对浮选行为的不利影响;通过抑制剂、捕收剂、活化剂的高效组合和合理匹配,实现金锌硫依次优先浮选,再采用弱磁选工艺回收铁,得到金精矿、锌精矿、硫精矿和铁精矿,该方法通过磨矿活化浮选以及浮选药剂的合理契合匹配,解决了废弃尾矿中有用矿物表面滋生氧化膜,浮选活性差的难题,可高效分离提取废弃尾矿中的金锌硫铁组分。
【专利说明】从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法 一.

【技术领域】
[0001] 本发明涉及冶炼行业,尤其涉及一种尾矿综合利用的选矿方法,具体说是一种从 废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法。 二.

【背景技术】
[0002] 我国矿业起步晚,技术发展不平衡,不同时期的选冶技术差距很大,大量有价值资 源存留于尾矿之中。这些尾矿资源如不能综合回收利用,将造成巨大浪费。复杂含金多金 属矿矿石类型复杂,共伴生组分多,矿石复杂的共伴生组分为企业选冶生产技术增加了难 度。由于生产工艺和技术的限制,大部分企业对共伴生有用组分综合利用深度不够,资源利 用率低。在矿山长期堆存的废弃尾矿中多含有金锌硫铁等有益元素,甚至于某些尾矿库堆 存的废弃尾矿中金平均品位可达到〇. 9?I.Og/t,锌平均品位则在0. 7?0. 8%,硫品位在 5. 0 %以上,铁品位在6. 0 %以上。而经过长期堆存的废弃尾矿风化和泥化严重,金属矿物可 选性变差,再回收极其困难。如开发出技术可靠、经济可行的工艺方案,进一步回收废弃尾 矿中的有用组份,可最大限度地利用矿产资源,提高矿山经济效益。 三.


【发明内容】

[0003] 本发明的目的是寻求一种分选效果好,经济环保,可从废弃尾矿中综合回收金锌 硫铁等有价元素的选矿方法。
[0004] 为了达到以上目的,本发明采用的技术方案是通过对废弃尾矿磨矿促使有用矿物 单体解离,同时剥离矿物表面氧化膜,提高矿物浮选活性;联合使用水玻璃和六聚偏磷酸钠 即有效抑制铁质脉石、硅质脉石和碳酸盐脉石,又可较好地分散细泥,消除矿泥对浮选行为 的不利影响;通过抑制剂、捕收剂、活化剂的高效组合和合理匹配,实现金锌硫依次优先浮 选,再采用弱磁选工艺回收铁,得到金精矿、锌精矿、硫精矿和铁精矿。
[0005] 从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法,该工艺通过磨矿-分级(A)、 金-锌-硫浮选(B)和铁磁选(C)工艺环节得以实现,具体包括以下步骤:
[0006] A:磨矿-分级:首先对废弃尾矿(1)采用滚筒筛进行湿式筛分,筛除粒度在2mm 以上的较大块沙砾,筛下物料给入搅拌槽I调浆后进入旋流器进行分级,旋流器分级返砂 给入球磨机进行磨矿,球磨机排料再返回给入搅拌槽I。按每吨废弃尾矿干重计,在球磨机 内加入氧化钙(a)用量500?600g/t、硫酸锌(b)用量1000?1100g/t、水玻璃(c)用量 250?300g/t和六偏磷酸钠(d)用量250?300g/t,使矿泥高度分散,并强化抑制闪锌矿 和黄铁矿。由搅拌槽I、球磨机、旋流器组成的磨矿-分级回路得到的旋流器分级溢流磨矿 细度为-〇· 〇38_占90?95 %。
[0007] B:金-锌-硫浮选:将旋流器分级溢流给入搅拌槽II,在搅拌槽II中依次添加乙 基黄药(e)用量60?80g/t、乙硫氮(f)用量60?80g/t和松醇油(g)用量30?40g/t 调浆,矿浆pH值为7. 5?8. 5,首先进行金粗选,再依次添加乙基黄药(e)用量20?30g/t、 乙硫氮(f)用量20?30g/t和松醇油(g)用量10?20g/t进行金扫选I,不添加任何药剂 进行金扫选II,依次添加硫酸锌(b)用量250?300g/t、水玻璃(C)用量50?lOOg/t和六 偏磷酸钠(d)用量50?100g/t进行金精选I,不添加任何药剂进行金精选II和金精选III, 金精选I、II、111的中矿(2)、(3)、(4)及金扫选I、II的中矿(5)、(6)顺序返回上一作业, 金浮选回路得到金精矿(7)。在金浮选回路尾矿中依次添加硫酸铜(h)用量250?300g/ t、丁基黄药(i)用量60?80g/t和松醇油(g)用量30?40g/t进行锌粗选,再依次添加 丁基黄药(i)用量20?30g/t和松醇油(g)用量10?20g/t进行锌扫选I,不添加任何 药剂进行锌扫选II,分别添加氧化钙(a)用量150?200g/t、100?150g/t和50?IOOg/ t进行锌精选I、锌精选II和锌精选III,不添加任何药剂进行锌精选IV,保持锌精选I?IV 矿浆口!1值为11.5?12.5,锌精选1、11、111、1¥的中矿(8)、(9)、(10)、(11)及锌扫选1、11 的中矿(12)、(13)顺序返回上一作业,锌浮选回路得到锌精矿(14)。在锌浮选回路尾矿中 依次添加硫化钠(j)用量300?350g/t、乙基黄药(e)用量40?60g/t和松醇油(g)用 量20?30g/t进行硫粗选,再依次添加乙基黄药(e)用量10?20g/t和松醇油(g)用量 10?20g/t进行硫扫选,分别添加水玻璃(c)用量200?250g/t和50?100g/t进行第一 次硫精选和第二次硫精选,硫精选I、II的中矿(15)、(16)及硫扫选的中矿(17)顺序返回 上一作业,硫浮选回路得到硫精矿(18)。
[0008]C:铁磁选:将硫浮选回路尾矿给入湿式鼓式弱磁选机,选择磁场强度为 140X10-3?150X10-3T进行铁粗选,铁粗选精矿先给入搅拌槽III调浆后进行铁精选,铁 精选磁场强度为70X10-3?80X10-3T,铁精选中矿(19)返回铁粗选,铁磁选回路得到铁 精矿(20)和最终尾矿(21)。
[0009] 本发明的优点在于:
[0010] 该方法通过磨矿活化浮选以及浮选药剂的合理契合匹配,解决了废弃尾矿中有用 矿物表面滋生氧化膜,浮选活性差的难题,可高效分离提取废弃尾矿中的金锌硫铁组分。废 弃尾矿经过选别可得到金品位> 27. 0g/t,金回收率> 85. 0%的金精矿;锌品位> 51. 0%, 锌回收率> 85. 0%的锌精矿;硫品位> 43. 0%,硫回收率> 60. 0%的硫精矿;铁品位> 65. 0%,铁回收率> 40. 0%的铁精矿。 四.

【专利附图】

【附图说明】
[0011] 图1是本发明从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法的工艺流程图。
[0012] 标注:a:氧化I丐;b:硫酸锌;c:水玻璃;d:六偏磷酸钠;e:乙基黄药;f:乙硫氮; g:松醇油;h:硫酸铜;i:丁基黄药;j:硫化钠。 五.

【具体实施方式】
[0013] 下面结合实施例对本发明【具体实施方式】进一步说明。华北某地含金多金属矿长期 堆存的废弃尾矿中含金〇· 8?I. 0g/t,锌0· 7?0· 8%,硫5. 1?5. 3%,铁6. 1?6. 3%, 具有极大的综合回收价值。该废弃尾矿风化和泥化现象严重,再回收难度很大。采用尾矿 库不同时期不同地点的废弃尾矿样进行试验对比,实施例1使用的废弃尾矿样含金〇.95g/ t、锌0. 72%,硫5. 10%,铁6. 12%,实施例2使用的废弃尾矿样含金0. 98g/t、锌0. 79%,硫 5. 31%,铁 6. 30%。
[0014] 实施例1 :首先对废弃尾矿采用滚筒筛进行湿式筛分,筛除粒度在2_以上的较大 块沙砾,筛下物料给入搅拌槽调浆后进入旋流器进行分级,旋流器分级返砂给入球磨机进 行磨矿,球磨机排料再返回给入搅拌槽。按每吨废弃尾矿干重计,在球磨机内加入氧化钙用 量500g/t、硫酸锌用量1000g/t以及水玻璃用量250g/t、六偏磷酸钠用量250g/t。将磨矿细 度为-0. 038mm占90%的旋流器分级溢流给入另一搅拌槽,在该搅拌槽中依次添加乙基黄 药用量各60g/t、乙硫氮用量60g/t和松醇油用量30g/t调浆,使矿浆pH值为7. 5?8. 5,首 先进行金粗选,再依次添加乙基黄药用量20g/t、乙硫氮用量20g/t和松醇油用量10g/t进 行第一次金扫选,不添加任何药剂进行第二次金扫选,依次添加硫酸锌用量250g/t、水玻璃 用量50g/t和六偏磷酸钠用量50g/t进行第一次金精选,不添加任何药剂进行第二次金精 选和第三次金精选,金精选及金扫选各中矿顺序返回上一作业,在金浮选回路得到金精矿。 在金浮选回路尾矿中依次添加硫酸铜用量250g/t、丁基黄药用量60g/t和松醇油用量30g/ t进行锌粗选,再依次添加丁基黄药用量20g/t和松醇油用量10g/t进行第一次锌扫选,不 添加任何药剂进行第二次锌扫选,分别添加氧化钙用量150g/t、100g/t和50g/t进行第一 次锌精选、第二次锌精选和第三次锌精选,不添加任何药剂进行第四次锌精选,保持各次锌 精选的矿浆pH值为11. 5?12. 5,锌精选及锌扫选各中矿顺序返回上一作业,在锌浮选回路 得到锌精矿。在锌浮选回路尾矿中依次添加硫化钠用量300g/t、乙基黄药用量40g/t和松 醇油用量20g/t进行硫粗选,再依次添加乙基黄药用量10g/t和松醇油用量10g/t进行硫 扫选,分别添加水玻璃用量200g/t和50g/t进行第一次硫精选和第二次硫精选,硫精选及 硫扫选各中矿顺序返回上一作业,在硫浮选回路得到硫精矿。将硫浮选回路尾矿给入湿式 鼓式弱磁选机,选择磁场强度为140X10-3T进行铁粗选,铁粗选精矿先给入搅拌槽调浆后 再进行铁精选,铁精选磁场强度为70X10-3T,铁精选中矿返回铁粗选,在铁磁选回路得到 铁精矿和最终尾矿。
[0015] 实施例2 :按照图1本发明工艺流程实施方式,试验步骤及工艺参数、药剂制度与 实施例1完全相同。本发明实施例结果见表1。由表1所示结果表明,采用本发明方法,实 施例1得到的选矿指标为:金精矿品位27. 14g/t,金回收率86. 28%,锌精矿品位51. 92%, 锌回收率85. 81 %,硫精矿品位43. 22 %,硫回收率61. 52 %,铁精矿品位65. 92 %,铁回收 率41. 68 %。实施例2选矿指标:金精矿品位27. 07g/t,金回收率87. 29%,锌精矿品位 51. 08%,锌回收率87. 29%,硫精矿品位44. 30%,硫回收率63. 74%,铁精矿品位66. 77%, 铁回收率42. 08 %。可见,本发明方法分选效果好,指标稳定、可靠,能够有效综合回收金、 锌、硫、铁等有价元素。
[0016] 表1各实施例结果

【权利要求】
1.从废弃尾矿中综合回收金锌硫铁的选矿方法,其特征在于:步骤及工艺条件如下: A :磨矿-分级:首先对废弃尾矿(1)采用滚筒筛进行湿式筛分,筛除粒度在2_以上的 较大块沙砾,筛下物料给入搅拌槽I调浆后进入旋流器进行分级,旋流器分级返砂给入球 磨机进行磨矿,球磨机排料再返回给入搅拌槽I,按每吨废弃尾矿干重计,在球磨机内加入 氧化钙(a)用量500?600g/t、硫酸锌(b)用量1000?1100g/t、水玻璃(c)用量250? 300g/t和六偏磷酸钠(d)用量250?300g/t,使矿泥高度分散,并强化抑制闪锌矿和黄铁 矿。由搅拌槽I、球磨机、旋流器组成的磨矿-分级回路得到的旋流器分级溢流磨矿细度 为-0· 038mm 占 90 ?95% ; B :金-锌-硫浮选:将旋流器分级溢流给入搅拌槽II,在搅拌槽II中依次添加乙基黄 药(e)用量60?80g/t、乙硫氮(f)用量60?80g/t和松醇油(g)用量30?40g/t调浆, 矿浆pH值为7. 5?8. 5,首先进行金粗选,再依次添加乙基黄药(e)用量20?30g/t、乙硫 氮(f)用量20?30g/t和松醇油(g)用量10?20g/t进行金扫选I,不添加任何药剂进 行金扫选II,依次添加硫酸锌(b)用量250?300g/t、水玻璃(c)用量50?100g/t和六 偏磷酸钠(d)用量50?100g/t进行金精选I,不添加任何药剂进行金精选II和金精选III, 金精选I、II、111的中矿(2)、(3)、(4)及金扫选I、II的中矿(5)、(6)顺序返回上一作业, 金浮选回路得到金精矿(7)。在金浮选回路尾矿中依次添加硫酸铜(h)用量250?300g/ t、丁基黄药(i)用量60?80g/t和松醇油(g)用量30?40g/t进行锌粗选,再依次添加 丁基黄药(i)用量20?30g/t和松醇油(g)用量10?20g/t进行锌扫选I,不添加任何 药剂进行锌扫选II,分别添加氧化钙(a)用量150?200g/t、100?150g/t和50?100g/ t进行锌精选I、锌精选II和锌精选III,不添加任何药剂进行锌精选IV,保持锌精选I?IV 矿浆口!1值为11.5?12.5,锌精选1、11、111、1¥的中矿(8)、(9)、(10)、(11)及锌扫选1、11 的中矿(12)、(13)顺序返回上一作业,锌浮选回路得到锌精矿(14)。在锌浮选回路尾矿中 依次添加硫化钠(j)用量300?350g/t、乙基黄药(e)用量40?60g/t和松醇油(g)用 量20?30g/t进行硫粗选,再依次添加乙基黄药(e)用量10?20g/t和松醇油(g)用量 10?20g/t进行硫扫选,分别添加水玻璃(c)用量200?250g/t和50?100g/t进行第一 次硫精选和第二次硫精选,硫精选I、II的中矿(15)、(16)及硫扫选的中矿(17)顺序返回 上一作业,硫浮选回路得到硫精矿(18); C :铁磁选:将硫浮选回路尾矿给入湿式鼓式弱磁选机,选择磁场强度为140X 10-3? 150 X 10-3T进行铁粗选,铁粗选精矿先给入搅拌槽III调浆后进行铁精选,铁精选磁场强度 为70X10-3?80 X10-3T,铁精选中矿(19)返回铁粗选,铁磁选回路得到铁精矿(20)和最 终尾矿(21)。
【文档编号】B02C17/10GK104226461SQ201410352521
【公开日】2014年12月24日 申请日期:2014年7月23日 优先权日:2014年7月23日
【发明者】鲁军, 廖德华, 吴双桥, 李广, 田树国, 温建 申请人:紫金矿业集团股份有限公司
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