一种硫化铅锌尾矿综合利用方法
文献发布时间：2023-06-29 06:30:04
技术领域
本发明涉及尾矿处理技术领域，具体而言，涉及一种硫化铅锌尾矿综合利用方法。
背景技术
随着我国矿山企业的开采，尾矿堆放成了目前矿山企业的难题，同时，也是一种资源浪费，如何高效利用现有的尾矿资源，减少环境污染，成了矿业行业可持续发展急需解决的难题。由于矿石组成复杂，矿种繁多，氧化率较高，嵌布紧密，泥化严重等，造成在进行选别了硫化铅锌之后，氧化铅锌含量较高，造成资源浪费和环境污染，采用传统的预先脱泥工艺，造成锌金属流失，氧化锌回收率偏低现象。如何有效在硫化铅锌尾矿中回收氧化锌，提高金属回收率，减少固体环境污染是目前迫在眉睫的问题。
氧化矿的浮选技术一般是采用脱泥之后再进行硫化化胺法(Rey法)浮选氧化锌，常规脱泥采用旋流器进行物理脱泥，这种脱泥方法，在泥质分离过程中，有用金属随着泥质流失，对于金属损失较大，不能有效的回收有用金属，没有有效地解决浮选过程中泥质问题。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术存在的上述缺陷，通过改变选矿工艺流程，有效解决矿石泥质含量高影响浮选指标，回收率低的问题。本发明将含锌品位1.4～1.8％的硫化铅锌尾矿，通过采用重选(斜板浓密机)+反浮选脱泥脱硫的工艺流程，再进行正浮选的选矿工艺流程，在确保精矿品位的前提下，有效提高了选矿回收率，获得高品位的氧化锌精矿。
本发明提供一种硫化铅锌尾矿综合利用方法，具体步骤如下：
(1)将含锌品位1.4～1.8％的硫化铅锌尾矿通过砂泵给矿到斜板浓密机；
(2)斜板浓密机通过浓密作用，将超细颗粒和泥质从溢流排至尾矿库沉淀存放；
(3)将(2)的产品粒度为-200目含量70-90％的产品给入反浮选；
(4)通过在反浮选过程中加入浮选药剂用量40-70g/t(浮选药剂包括乙基黄药、2#油、丁铵黑药；其重量比为1～2：1～2：2～5)、丁基黄药用量5-15g/t、碳酸钠用量700-900g/t，获得反浮选中矿及反浮选泡沫；其中，反浮选泡沫含锌0.2％左右，通过管道输送至尾矿库；反浮选中矿含锌1.2～1.6％；
(5)将(4)获得的反浮选中矿产品进行正浮选，通过加入硫化钠用量800-1200g/t、六偏硫酸钠用量500-700g/t、CMC用量90-120g/t、A药剂用量900-1100g/t、丁基黄药用量10-30g/t、2#油用量20-40g/t、十二胺用量100-140g/t，通过调节矿浆，在PH保持在11～12的情况下，经过一次粗选获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃，其重量比为2～4：5～6；
(6)将(5)获得的正浮选氧化锌粗精矿加入A药剂280-320g/t进行1次精选，获得第1次氧化锌粗精矿。
(7)将(6)获得的氧化锌粗精矿加入硫化钠130-170g/t，充分混合，再进行浮选，获得氧化锌第2次粗精矿。
(8)将(7)获得的氧化锌第2次粗精矿再进行浮选，获得氧化锌最终产品。
(9)将(5)获得的正浮选中矿加入硫化钠用量300-500g/t、A药剂用量200-250g/t、丁基黄药用量5-15g、十二胺用量25-45g/t，通过调节矿浆，经过一次扫选获得氧化锌扫选产品及氧化锌尾矿；其中，氧化锌扫选产品送入步骤(5)，获得的氧化锌尾矿和步骤(4)获得的泡沫共同进入尾矿库。
本发明实施例的技术方案至少具有如下优点和有益效果：
1、本发明在硫化铅锌尾矿含锌品位1.4～1.8％的情况下，通过采用斜板浓密机+反浮选工艺流程预脱泥，再进行正浮选的选矿工艺流程，锌浮选作业回收率达到了65.26％，氧化锌精矿主品位达到了34.7％。
2、本发明在浮选脱泥过程中加入乙基黄药、2#油及丁铵黑药的配合，能有效提高泥质选别效果，再进行正浮选过程中加入六偏磷酸钠及水玻璃的配合，有利于氧化锌选别，能很好地对泥质进行分散。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
实施例1
一种硫化铅锌尾矿综合利用方法，包括如下步骤：
(1)将含锌品位1.6％的硫化铅锌尾矿通过砂泵给矿到斜板浓密机；
(2)斜板浓密机通过浓密作用，将超细颗粒和泥质从溢流排至尾矿库沉淀存放；
(3)将(2)的产品粒度为-200目含量80％的产品给入反浮选；
(4)通过在反浮选过程中加入浮选药剂用量60g/t(浮选药剂包括乙基黄药、2#油、丁铵黑药；其重量比为1：1：2)、丁基黄药用量10g/t、碳酸钠用量800g/t，获得反浮选中矿及反浮选泡沫；其中，反浮选泡沫含锌0.2％左右，通过管道输送至尾矿库；反浮选中矿含锌1.4％；
(5)将(4)获得的反浮选中矿产品进行正浮选，通过加入硫化钠用量1000g/t、六偏硫酸钠用量600g/t、丁基黄药用量20g/t、A药剂用量1000g/t、CMC用量100g/t、2#油用量30g/t、十二胺用量120g/t，通过调节矿浆，在PH保持在11的情况下，经过一次粗选获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃，其重量比为3：5；
(6)将(5)获得的正浮选氧化锌粗精矿加入A药剂300g/t进行1次精选，获得第1次氧化锌粗精矿。
(7)将(6)获得的氧化锌粗精矿加入硫化钠150g/t，充分混合，再进行浮选，获得氧化锌第2次粗精矿。
(8)将(7)获得的氧化锌第2次粗精矿再进行浮选，获得氧化锌最终产品。
(9)将(5)获得的正浮选中矿加入硫化钠用量400g/t、A药剂用量220g/t、丁基黄药用量10g、十二胺用量35g/t，通过调节矿浆，经过一次扫选获得氧化锌扫选产品及氧化锌尾矿；其中，氧化锌扫选产品送入步骤(5)，获得的氧化锌尾矿和步骤(4)获得的泡沫共同进入尾矿库。
最终，锌浮选作业回收率达到了65.26％，氧化锌精矿主品位达到了34.7％。
实施例2
一种硫化铅锌尾矿综合利用方法，包括如下步骤：
(1)将含锌品位1.4％的硫化铅锌尾矿通过砂泵给矿到斜板浓密机；
(2)斜板浓密机通过浓密作用，将超细颗粒和泥质从溢流排至尾矿库沉淀存放；
(3)将(2)的产品粒度为-200目含量70％的产品给入反浮选；
(4)通过在反浮选过程中加入浮选药剂用量40g/t(浮选药剂包括乙基黄药、2#油、丁铵黑药；其重量比为1：1：4)、丁基黄药用量5g/t、碳酸钠用量700g/t，获得反浮选中矿及反浮选泡沫；其中，反浮选泡沫含锌0.2％左右，通过管道输送至尾矿库；反浮选中矿含锌1.2％；
(5)将(4)获得的反浮选中矿产品进行正浮选，通过加入硫化钠用量800g/t、六偏硫酸钠用量500g/t、丁基黄药用量10g/t、A药剂用量900g/t、CMC用量90g/t、2#油用量20g/t、十二胺用量100g/t，通过调节矿浆，在PH保持在11的情况下，经过一次粗选获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃，其重量比为2：5；
(6)将(5)获得的正浮选氧化锌粗精矿加入A药剂280g/t进行1次精选，获得第1次氧化锌粗精矿。
(7)将(6)获得的氧化锌粗精矿加入硫化钠130g/t，充分混合，再进行浮选，获得氧化锌第2次粗精矿。
(8)将(7)获得的氧化锌第2次粗精矿再进行浮选，获得氧化锌最终产品。
(9)将(5)获得的正浮选中矿加入硫化钠用量300g/t、A药剂用量200g/t、丁基黄药用量5g、十二胺用量25g/t，通过调节矿浆，经过一次扫选获得氧化锌扫选产品及氧化锌尾矿；其中，氧化锌扫选产品送入步骤(5)，获得的氧化锌尾矿和步骤(4)获得的泡沫共同进入尾矿库。
最终，锌浮选作业回收率达到了65.22％，氧化锌精矿主品位达到了34.6％。
实施例3
一种硫化铅锌尾矿综合利用方法，包括如下步骤：
(1)将含锌品位1.8％的硫化铅锌尾矿通过砂泵给矿到斜板浓密机；
(2)斜板浓密机通过浓密作用，将超细颗粒和泥质从溢流排至尾矿库沉淀存放；
(3)将(2)的产品粒度为-200目含量90％的产品给入反浮选；
(4)通过在反浮选过程中加入浮选药剂用量70g/t(浮选药剂包括乙基黄药、2#油、丁铵黑药；其重量比为2：2：5)、丁基黄药用量15g/t、碳酸钠用量900g/t，获得反浮选中矿及反浮选泡沫；其中，反浮选泡沫含锌0.2％左右，通过管道输送至尾矿库；反浮选中矿含锌1.6％；
(5)将(4)获得的反浮选中矿产品进行正浮选，通过加入硫化钠用量1200g/t、六偏硫酸钠用量700g/t、丁基黄药用量30g/t、A药剂用量1100g/t、CMC用量120g/t、2#油用量40g/t、十二胺用量140g/t，通过调节矿浆，在PH保持在12的情况下，经过一次粗选获得正浮选氧化锌粗精矿和正浮选中矿；所述A药剂包括六偏磷酸钠及水玻璃，其重量比为4：5；
(6)将(5)获得的正浮选氧化锌粗精矿加入A药剂320g/t进行1次精选，获得第1次氧化锌粗精矿。
(7)将(6)获得的氧化锌粗精矿加入硫化钠170g/t，充分混合，再进行浮选，获得氧化锌第2次粗精矿。
(8)将(7)获得的氧化锌第2次粗精矿再进行浮选，获得氧化锌最终产品。
(9)将(5)获得的正浮选中矿加入硫化钠用量500g/t、A药剂用量250g/t、丁基黄药用量15g、十二胺用量45g/t，通过调节矿浆，经过一次扫选获得氧化锌扫选产品及氧化锌尾矿；其中，氧化锌扫选产品送入步骤(5)，获得的氧化锌尾矿和步骤(4)获得的泡沫共同进入尾矿库。
最终，锌浮选作业回收率达到了65.24％，氧化锌精矿主品位达到了34.6％。
对比例1
本对比例与实施例1的区别在于：步骤(2)中浮选药剂中部不包含丁铵黑药。
最终，锌浮选作业回收率45.31％，氧化锌精矿主品位22.6％。
对比例2
本对比例与实施例1的区别在于：步骤(5)中不含A药剂。
最终，锌浮选作业回收率51.18％，氧化锌精矿主品位24.3％。
对比例3
本对比例与实施例1的区别在于：不含原步骤(1)～(4)，即将含锌品位1.6％的硫化铅锌尾矿直接进行正浮选。
最终，锌浮选作业回收率达到了22.17％，氧化锌精矿主品位达到了15.2％。
由此可知，对比例1将本发明浮选药剂去掉了丁铵黑药，而无法发挥与其他组分间的协同配合效果，最终氧化锌选别效果较差，锌品位较低；对比例2中不含A药剂，不利于氧化锌选别，对泥质的分散效果差；对比例3在进行正浮选前，没有采用斜板浓密机+反浮选工艺流程预脱泥，使得锌浮选作业回收率及氧化锌精矿主品位大大降低；
而本发明采用反浮选的选矿工艺流程进行脱泥，再进行正浮选作业，有效减少了脱泥环节金属的损失，最终指标为氧化锌主品位30.12％，回收率71.88％。
以上仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围。