提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法

226 编辑：中冶有色技术网来源：扎兰屯市国森矿业有限责任公司

2024-12-19 16:38:04

权利要求

1.一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

(1)将原矿球磨后进行磁选粗选，得到磁粗选精矿和磁粗选尾矿;球磨的细度为-200目占60%;磁选粗选的工艺条件为：磁场强度为1500Oe;

(2)将所述步骤(1)得到的磁粗选精矿再磨后进行铅浮选，得到铅浮选精矿和铅浮选尾矿;

(3)将所述步骤(2)得到的铅浮选精矿进行锌浮选，得到锌浮选精矿和锌浮选尾矿;

(4)将所述步骤(3)得到的锌浮选精矿进行磁选精选，得到铁精矿和磁选中矿;

(5)将所述步骤(1)得到的磁粗选尾矿和所述步骤(2)得到的铅浮选尾矿混合后进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿;

(6)将所述步骤(5)得到的铅粗选精矿再磨后进行铅精选，得到铅精矿;

(7)将所述步骤(5)得到的铅粗选尾矿进行铅扫选，得到铅扫选尾矿;

(8)将所述步骤(7)得到的铅扫选尾矿和所述步骤(3)得到的锌浮选尾矿合并后进行锌粗选，得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿;

(9)将所述步骤(8)得到的锌粗选精矿进行锌精选，得到锌精矿;

(10)将所述步骤(8)得到的锌粗选尾矿进行锌扫选，得到尾矿。

2.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(2)中，铅粗选精矿再磨的细度为-400目>90%;铅浮选的工艺条件为：CaO=15g/t,丁黄药=1g/t,MIBC=50g/t。

3.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(3)中，锌浮选的工艺条件为：CuSO4=5g/t,丁黄药=1g/t,MIBC=1g/t。

4.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(4)中，磁选精选的工艺条件为：磁场强度为1000Oe。

5.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(5)中，铅粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,Na2SO3=300g/t，ZnSO4=600g/t,W-1=30g/t,SN-9=40g/t，LW51=4g/t,MIBC=50g/t。

6.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(6)中，铅粗选精矿再磨的细度为-400目>90%;铅精选的工艺条件为：CaO=500g/t,ZnSO4=800g/t,W-1=80g/t,SN-9=10g/t;

所述铅精选包括三次精选，一次铅精选尾矿返回至所述步骤(5)中重新参与铅粗选;二次铅精选尾矿重新参与一次铅精选;三次铅精选尾矿重新参与二次铅精选;三次铅精选精矿即为铅精矿。

7.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(7)中，铅扫选的工艺条件为：SN-9=50g/t,JR=6g/t，MIBC=10g/t;

所述铅扫选包括二次扫选，一次铅扫选精矿返回至所述步骤(5)中重新参与铅粗选;二次铅扫选精矿重新参与一次铅扫选。

8.根据权利要求1所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(8)中，锌粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,LP=60g/t，CuSO4=500g/t,LW51=20g/t,JR=65g/t，MIBC=55g/t;

所述锌粗选包括两次锌粗选，一次锌粗选和二次锌粗选的精矿合并后进行锌精选。

9.根据权利要求8所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(9)中，锌精选的工艺条件为：CaO=2300g/t,LP=120g/t;

所述锌精选包括四次精选，一次锌精选尾矿返回至所述步骤(8)中参与二次锌粗选，二次锌精选尾矿重新参与一次锌精选，三次锌精选尾矿重新参与二次锌精选，四次锌精选尾矿重新参与三次锌精选，四次锌精选精矿即为锌精矿。

10.根据权利要求8所述的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述步骤(10)中，锌扫选的工艺条件为：CuSO4=100g/t,JR=50g/t，LW51=15g/t，MIBC=10g/t;

所述锌扫选包括二次扫选，一次锌扫选精矿返回至所述步骤(8)中参与二次锌粗选，二次锌扫选精矿重新参与一次锌扫选，二次锌扫选尾矿即为尾矿。

说明书

技术领域：

[0001]本发明涉及一种选矿方法，尤其涉及一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法。

背景技术：

[0002]本公司所属二道河矿区铅锌银多金属矿，采矿采用的方法是露天开采，选矿采用铅锌优先浮选工艺流程。浮选尾矿采用干排方式进行堆存;自21年1月以来，选厂处理高品位(铅+锌=9%左右)矿石，生产指标不太理想，结果见表1。

[0003]表1ABC区矿样采用现场工艺流程闭路试验结果%

[0004]

[0005]从表1可以看出，采用铅锌优先浮选工艺流程对铅、锌进行回收，可获得铅品位57.52%，含锌6.65%，含银6892.31g/t，铅回收率88.18%，银回收率84.74%的铅精矿;锌品位55.71%，含铅0.23%，含银48.63g/t，锌回收率96.11%的锌精矿。目前的工艺流程其缺点主要表现为铅回收率差，锌中含铅高，有价铅金属主要损失在锌精矿中，而且无法对其中含有的铁进行有效回收。

[0006]公司为了降低铅锌精矿互含，提高选矿指标并综合回收铁，开展了二道河矿区铅锌精矿降低互含，提高选矿指标选矿试验技术研究。在不对现有工艺流程进行较大调整和改造的条件下，实现提高铅锌银回收率和回收铁精矿，进而提高经济效益的目的，为下一步流程改造和工艺调试提供指导和依据。

发明内容：

[0007]为了解决上述问题，本发明的目的在于提供及一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法。

[0008]本发明由如下技术方案实施：

[0009]一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，包括以下步骤：

[0010](1)将原矿球磨后进行磁选粗选，得到磁粗选精矿和磁粗选尾矿;球磨的细度为-200目占60%;磁选粗选的工艺条件为：磁场强度为1500Oe;

[0011](2)将所述步骤(1)得到的磁粗选精矿再磨后进行铅浮选，得到铅浮选精矿和铅浮选尾矿;

[0012](3)将所述步骤(2)得到的铅浮选精矿进行锌浮选，得到锌浮选精矿和锌浮选尾矿;

[0013](4)将所述步骤(3)得到的锌浮选精矿进行磁选精选，得到铁精矿和磁选中矿;

[0014](5)将所述步骤(1)得到的磁粗选尾矿和所述步骤(2)得到的铅浮选尾矿混合后进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿;

[0015](6)将所述步骤(5)得到的铅粗选精矿再磨后进行铅精选，得到铅精矿;

[0016](7)将所述步骤(5)得到的铅粗选尾矿进行铅扫选，得到铅扫选尾矿;

[0017](8)将所述步骤(7)得到的铅扫选尾矿和所述步骤(3)得到的锌浮选尾矿合并后进行锌粗选，得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿;

[0018](9)将所述步骤(8)得到的锌粗选精矿进行锌精选，得到锌精矿;

[0019](10)将所述步骤(8)得到的锌粗选尾矿进行锌扫选，得到尾矿。

[0020]进一步的，所述步骤(2)中，铅粗选精矿再磨的细度为-400目>90%;铅浮选的工艺条件为：CaO=15g/t,丁黄药=1g/t,MIBC=50g/t。

[0021]进一步的，所述步骤(3)中，锌浮选的工艺条件为：CuSO4=5g/t,丁黄药=1g/t,MIBC=1g/t。

[0022]进一步的，所述步骤(4)中，磁选精选的工艺条件为：磁场强度为1000Oe。

[0023]进一步的，所述步骤(5)中，铅粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,Na2SO3=300g/t，ZnSO4=600g/t,W-1=30g/t,SN-9=40g/t，LW51=4g/t,MIBC=50g/t。

[0024]进一步的，所述步骤(6)中，铅粗选精矿再磨的细度为-400目>90%;铅精选的工艺条件为：CaO=500g/t,ZnSO4=800g/t,W-1=80g/t,SN-9=10g/t;

[0025]所述铅精选包括三次精选，一次铅精选尾矿返回至所述步骤(5)中重新参与铅粗选;二次铅精选尾矿重新参与一次铅精选;三次铅精选尾矿重新参与二次铅精选;三次铅精选精矿即为铅精矿。

[0026]进一步的，所述步骤(7)中，铅扫选的工艺条件为：SN-9=50g/t,JR=6g/t，MIBC=10g/t;

[0027]所述铅扫选包括二次扫选，一次铅扫选精矿返回至所述步骤(5)中重新参与铅粗选;二次铅扫选精矿重新参与一次铅扫选。

[0028]进一步的，所述步骤(8)中，锌粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,LP=60g/t，CuSO4=500g/t,LW51=20g/t,JR=65g/t，MIBC=55g/t;

[0029]所述锌粗选包括两次锌粗选，一次锌粗选和二次锌粗选的精矿合并后进行锌精选。

[0030]进一步的，所述步骤(9)中，锌精选的工艺条件为：CaO=2300g/t,LP=120g/t;

[0031]所述锌精选包括四次精选，一次锌精选尾矿返回至所述步骤(8)中参与二次锌粗选，二次锌精选尾矿重新参与一次锌精选，三次锌精选尾矿重新参与二次锌精选，四次锌精选尾矿重新参与三次锌精选，四次锌精选精矿即为锌精矿。

[0032]进一步的，所述步骤(10)中，锌扫选的工艺条件为：CuSO4=100g/t,JR=50g/t，LW51=15g/t，MIBC=10g/t;

[0033]所述锌扫选包括二次扫选，一次锌扫选精矿返回至所述步骤(8)中参与二次锌粗选，二次锌扫选精矿重新参与一次锌扫选，二次锌扫选尾矿即为尾矿。

[0034]本发明的优点：

[0035]本发明可有效提高铅、锌、银的回收率，并同时获得一个产率1.18%，铁品位62.55%的铁精矿产品，实现提高铅锌银回收率和回收铁精矿，在不对现有工艺流程进行较大调整和改造的条件下，实现对有价金属的有效回收，进而提高经济效益的目的，为下一步流程改造和工艺调试提供指导和依据。

附图说明：

[0036]为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

[0037]图1为实施例1的工艺流程图;

[0038]图2为实施例1中铅浮选尾矿和此粗选尾矿进行铅粗选的工艺流程图;

[0039]图3为实施例1中锌浮选尾矿和铅扫选尾矿进行锌粗选的工艺流程图;

[0040]图4为对比例1的工艺流程图。

具体实施方式：

[0041]下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

[0042]实施例1：

[0043]如图1-3所示的一种提高有价金属回收率的铅锌矿选矿方法，包括以下步骤：

[0044](1)将原矿球磨后进行磁选粗选，得到磁粗选精矿和磁粗选尾矿;其中，球磨的细度为-200目占60%;磁选粗选的工艺条件为：磁场强度为1500Oe;

[0045]原矿的X荧光光谱半定量分析结果见表2。

[0046]表2原矿的X荧光光谱半定量分析结果(%)

[0047]

[0048]原矿的化学分析结果见表3。

[0049]表3原矿的化学分析结果(%)

[0050]

[0051]从表2、表3中可以看出，矿石主要的组成元素是Zn、O、Si、Ca、S、Fe，其次为Pb、Na、Mg、Al、Mn等。其中有价元素主要是Pb、Zn、Ag，次为Fe、S等;有害元素As在光谱分析中未检出;脉石矿物元素主要是Si和Ca，少量Na、Mg、Al、Mn等。

[0052](2)将步骤(1)得到的磁粗选精矿再磨后进行铅浮选，得到铅浮选精矿和铅浮选尾矿;其中，铅粗选精矿再磨的细度为-400目>90%;铅浮选的工艺条件为：CaO=15g/t,丁黄药=1g/t,MIBC=50g/t。

[0053](3)将步骤(2)得到的铅浮选精矿进行锌浮选，得到锌浮选精矿和锌浮选尾矿;其中，锌浮选的工艺条件为：CuSO4=5g/t,丁黄药=1g/t,MIBC=1g/t。

[0054](4)将步骤(3)得到的锌浮选精矿进行磁选精选，得到铁精矿和磁选中矿;其中，磁选精选的工艺条件为：磁场强度为1000Oe。

[0055](5)将步骤(1)得到的磁粗选尾矿和步骤(2)得到的铅浮选尾矿混合后进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿;其中，铅粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,Na2SO3=300g/t，ZnSO4=600g/t,W-1=30g/t,SN-9=40g/t，LW51=4g/t,MIBC=50g/t。

[0056](6)将步骤(5)得到的铅粗选精矿再磨后进行铅精选，得到铅精矿;其中，铅粗选精矿再磨的细度为-400目>90%;铅精选的工艺条件为：CaO=500g/t,ZnSO4=800g/t,W-1=80g/t,SN-9=10g/t;

[0057]铅精选包括三次精选，一次铅精选尾矿返回至步骤(5)中重新参与铅粗选;二次铅精选尾矿重新参与一次铅精选;三次铅精选尾矿重新参与二次铅精选;三次铅精选精矿即为铅精矿;其中，

[0058]一次铅精选的工艺条件为：CaO=500g/t,ZnSO4=400g/t,W-1=40g/t,SN-9=10g/t;

[0059]二次铅精选的工艺条件为：ZnSO4=200g/t,W-1=20g/t;

[0060]三次铅精选的工艺条件为：ZnSO4=200g/t,W-1=20g/t;

[0061](7)将步骤(5)得到的铅粗选尾矿进行铅扫选，得到铅扫选尾矿;铅扫选的工艺条件为：SN-9=50g/t,JR=6g/t，MIBC=10g/t;

[0062]铅扫选包括二次扫选，一次铅扫选精矿返回至步骤(5)中重新参与铅粗选;二次铅扫选精矿重新参与一次铅扫选;其中，

[0063]一次铅扫选的工艺条件为：SN-9=30g/t,JR=2g/t，MIBC=10g/t;

[0064]二次铅扫选的工艺条件为：SN-9=20g/t,JR=3g/t;

[0065](8)将步骤(7)得到的铅扫选尾矿和步骤(3)得到的锌浮选尾矿合并后进行锌粗选，得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿;锌粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,LP=60g/t，

[0066]CuSO4=500g/t,LW51=20g/t,JR=65g/t，MIBC=55g/t;

[0067]锌粗选包括两次锌粗选，一次锌粗选和二次锌粗选的精矿合并后进行锌精选;其中，

[0068]一次锌粗选的工艺条件为：CaO=1500g/t,LP=30g/t，CuSO4=300g/t,LW51=10g/t,MIBC=25g/t;

[0069]二次锌粗选的工艺条件为：LP=30g/t，CuSO4=200g/t,LW51=10g/t,JR=65g/t，MIBC=30g/t;

[0070](9)将步骤(8)得到的锌粗选精矿进行锌精选，得到锌精矿;锌精选的工艺条件为：CaO=2300g/t,LP=120g/t;

[0071]锌精选包括四次精选，一次锌精选尾矿返回至步骤(8)中参与二次锌粗选，二次锌精选尾矿重新参与一次锌精选，三次锌精选尾矿重新参与二次锌精选，四次锌精选尾矿重新参与三次锌精选，四次锌精选精矿即为锌精矿;其中，

[0072]一次锌精选的工艺条件为：CaO=1000g/t,LP=60g/t;

[0073]二次锌精选的工艺条件为：CaO=800g/t,LP=40g/t;

[0074]三次锌精选的工艺条件为：CaO=500g/t,LP=20g/t;

[0075](10)将步骤(8)得到的锌粗选尾矿进行锌扫选，得到尾矿;锌扫选的工艺条件为：CuSO4=100g/t,JR=50g/t，LW51=15g/t，MIBC=10g/t;

[0076]锌扫选包括二次扫选，一次锌扫选精矿返回至步骤(8)中参与二次锌粗选，二次锌扫选精矿重新参与一次锌扫选，二次锌扫选尾矿即为尾矿;其中，

[0077]一次锌扫选的工艺条件为：CuSO4=100g/t,JR=30g/t，LW51=10g/t，MIBC=10g/t;

[0078]二次锌扫选的工艺条件为：JR=20g/t，LW51=5g/t。

[0079]采用本实施例的方法选矿后，结果见表4。

[0080]表4本实施例的选矿结果(%)

[0081]

[0082]由表4可知，采用原矿磁选-磁粗选精矿再磨后单独再选铅锌工艺，可获得铅品位58.01%，含锌6.71%，含银6826.21g/t，铅回收率88.62%，银回收率85.15%的铅精矿;锌品位56.11%，含铅0.22%，含银46.97g/t，锌回收率96.24%的锌精矿;产率1.18%，铁品位62.55%的铁精矿。与采用现场工艺流程指标相比，本实施例的铅回收率提高0.44%，锌回收率提高0.12%，银回收率提高0.41%，并同时获得一个产率1.18%，铁品位62.55%的铁精矿产品。

[0083]对比例1：

[0084]本对比例的工艺流程图及药剂用量如图4所示，采用原矿磁选-磁粗选精矿再磨后并入现有主干流程工艺，结果见表5。

[0085]表5对比例1的选矿结果(%)

[0086]

[0087]由表5可知，采用原矿磁选-磁粗选精矿再磨后并入现有主干流程工艺，可获得铅品位57.40%，含锌6.81%，含银6772.60g/t，铅回收率88.68%，银回收率85.25%的铅精矿;锌品位55.53%，含铅0.22%，含银47.40g/t，锌回收率96.33%的锌精矿。与采用现场工艺流程指标相比，本对比例的铅回收率提高0.50%，锌回收率提高0.22%，银回收率提高0.51%，但该工艺流程不能直接获得铁精矿产品。

[0088]本对比例的其他选矿指标与实施例1相比，效果均较为良好，但是，实施例1能对原矿中含有的铁进行很好的回收，而对比例1却无法回收铁。

[0089]以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，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之内。

说明书附图(4)