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分选锌精矿的选矿工艺

474   编辑:北方有色网   来源:金徽矿业股份有限公司  
2026-05-09 15:28:02
权利要求

1.一种分选精矿的选矿工艺,其特征在于,包括以下步骤:

步骤一、原料预处理

锌矿原矿破碎、研磨至细度为-200目占比68%-78%,加入pH调整剂,调节矿浆浓度至25%-35%且将矿浆pH值调节至10.5-11.5;

步骤二、铅矿物优先浮选

向pH值调节后的预处理矿浆中添加铅矿物捕收剂、锌矿物抑制剂与起泡剂,所述铅矿物捕收剂添加量为80-100g/t矿,所述锌矿物抑制剂添加量为300-500g/t矿,所述起泡剂添加量为5-15g/t矿;通过常规浮选机进行一次粗选、三次精选,一次粗选的浮选时间为10±1min,三次精选的浮选时间为5±1min,产出品位≥50%的铅精矿,同时得到含锌尾矿作为后续锌分选原料;

步骤三、射流微泡浮选机预分选

将步骤二得到的含锌尾矿矿浆输送至射流微泡浮选机,所述射流微泡浮选机生成的微泡直径为50-100μm,添加硫酸300-550g/t矿、黄药100-120g/t矿、2#油5-15g/t矿,浮选7-9min后得到品位为53%-58%的第一锌精矿;

步骤四、常规浮选机后续分选

将步骤三的尾矿输送至常规浮选系统,依次进行粗选、扫选、精选,粗选浮选时间为10min且添加硫酸铜50-150g/t矿、黄药20-100g/t矿、2#油5-20g/t矿,扫选浮选时间为6min且添加硫酸铜10-50g/t矿、黄药10-60g/t矿、2#油5-15g/t矿,精选浮选时间为5min且不添加药剂,得到品位为47%-50%的第二锌精矿;

步骤五、精矿混合

将步骤三中的第一锌精矿与步骤四中的第二锌精矿按质量比1:1.2-1:1.5混合,得到品位为50%-52%的最终锌精矿,且最终锌精矿的尾矿锌品位控制在0.04%-0.11%。

2.根据权利要求1所述的一种分选锌精矿的选矿工艺,其特征在于:步骤一中,pH调整剂为石灰。

3.根据权利要求1所述的一种分选锌精矿的选矿工艺,其特征在于:步骤二中,铅矿物捕收剂为乙硫氮;锌矿物抑制剂为硫酸锌;起泡剂为2#油。

4.根据权利要求1所述的一种分选锌精矿的选矿工艺,其特征在于:步骤三中,浮选时间为7-9min。

5.根据权利要求1所述的一种分选锌精矿的选矿工艺,其特征在于:步骤四中,粗选浮选时间为10min,扫选浮选时间为6min,精选浮选时间为5min。

说明书

技术领域

[0001]本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种分选锌精矿的选矿工艺,尤其适用于对锌精矿品位要求较高、且需控制生产成本与尾矿品位的选矿场景。

背景技术

[0002]在锌矿选矿生产中,常规锌精矿分选工艺主要依赖“浮选机粗选—浮选机精选—浮选机扫选”的三段式流程,其核心原理是通过浮选药剂与矿物颗粒的作用,实现锌矿物与脉石矿物的分离,最终得到锌精矿产品。

[0003]然而,现有常规工艺存在显著技术缺陷:其一,粗选环节受常规浮选机分选效率限制,粗选产出锌精矿的最高品位仅能达到40%左右,远无法满足工业生产中对锌精矿品位50%以上的需求;其二,为弥补粗选品位不足的问题,需通过多次精选作业提升精矿品位,这直接导致后续精选环节的循环负荷大幅增加(循环负荷量较理想状态提升30%-50%),精矿在分选系统内滞留时间延长,出现精矿不能及时排出的问题,严重影响选矿生产效率;其三,为保证扫选环节的锌回收率(避免锌矿物随尾矿流失),需向系统内添加大量浮选药剂(药剂消耗量较理论最低值增加25%-40%),显著提高了选矿生产成本;其四,高循环负荷与大量药剂的叠加作用,导致尾矿中锌含量超标的风险大幅上升,若尾矿锌品位超过0.3%,则会造成资源浪费,同时增加尾矿堆存的环保压力与安全隐患。

[0004]综上,现有常规锌精矿分选工艺已无法平衡“高品位、高效率、低成本、低尾矿品位”的生产需求,亟需一种创新工艺方法解决上述技术痛点。

发明内容

[0005]本发明的目的是提供一种分选锌精矿的选矿工艺,以解决现有锌精矿分选工艺粗选品位低、循环负荷高、药剂消耗大及尾矿品位高的问题,实现锌精矿的高效分选、成本降低与尾矿品位控制的协同优化。

[0006]本发明的技术方案是:1、一种分选锌精矿的选矿工艺,其特征在于,包括以下步骤:

步骤一、原料预处理

将铅锌矿原矿破碎、研磨至细度为-200目占比68%-78%,加入pH调整剂,调节矿浆浓度至25%-35%且将矿浆pH值调节至10.5-11.5;

步骤二、铅矿物优先浮选

向pH值调节后的预处理矿浆中添加铅矿物捕收剂、锌矿物抑制剂与起泡剂,所述铅矿物捕收剂添加量为80-100g/t矿,所述锌矿物抑制剂添加量为300-500g/t矿,所述起泡剂添加量为5-15g/t矿;通过常规浮选机进行一次粗选、三次精选,一次粗选的浮选时间为10±1min,三次精选的浮选时间为5±1min,产出品位≥50%的铅精矿,同时得到含锌尾矿作为后续锌分选原料;

步骤三、射流微泡浮选机预分选

将步骤二得到的含锌尾矿矿浆输送至射流微泡浮选机,所述射流微泡浮选机生成的微泡直径为50-100μm,添加硫酸铜300-550g/t矿、黄药100-120g/t矿、2#油5-15g/t矿,浮选7-9min后得到品位为53%-58%的第一锌精矿;

步骤四、常规浮选机后续分选

将步骤三的尾矿输送至常规浮选系统,依次进行粗选、扫选、精选,粗选浮选时间为10min且添加硫酸铜50-150g/t矿、黄药20-100g/t矿、2#油5-20g/t矿,扫选浮选时间为6min且添加硫酸铜10-50g/t矿、黄药10-60g/t矿、2#油5-15g/t矿,精选浮选时间为5min且不添加药剂,得到品位为47%-50%的第二锌精矿;

步骤五、精矿混合

将步骤三中的第一锌精矿与步骤四中的第二锌精矿按质量比1:1.2-1:1.5混合,得到品位为50%-52%的最终锌精矿,且最终锌精矿的尾矿锌品位控制在0.04%-0.11%。

[0007]作为本发明的进一步改进,步骤一中,pH调整剂为石灰。

[0008]作为本发明的进一步改进,步骤二中,铅矿物捕收剂为乙硫氮;锌矿物抑制剂为硫酸锌;起泡剂为2#油。

[0009]作为本发明的进一步改进,步骤三中,浮选时间为7-9min。

[0010]作为本发明的进一步改进,步骤四中,粗选浮选时间为10min,扫选浮选时间为6min,精选浮选时间为5min。

[0011]本发明的有益效果如下:

1、提升分选效率:射流微泡浮选机预分选可直接产出高品位第一锌精矿,无需依赖多次精选提升品位,后续常规浮选系统的循环负荷降低40%-50%,精矿排出周期缩短30%-40%,整体选矿生产效率提升25%-35%;

2、降低生产成本:一方面,射流微泡浮选机预分选阶段药剂用量少,且后续常规分选环节因品位要求降低,药剂用量较常规工艺减少30%-35%,总药剂成本降低28%-32%;另一方面,循环负荷降低减少了设备能耗(设备总能耗降低15%-20%),进一步压缩生产成本;

3、控制尾矿品位:射流微泡浮选机对锌矿物的富集效率高,后续扫选环节无需过度依赖药剂即可保证回收率,尾矿中锌品位稳定控制在0.04%-0.11%,低于常规工艺的0.15%-0.3%,显著降低尾矿资源浪费与环保安全风险;

4、保证产品质量:通过第一、第二锌精矿的合理配比,最终锌精矿品位稳定在50%以上,满足工业生产对高品位锌精矿的需求,且品位波动范围小于±0.5%,产品质量稳定性显著提升。

附图说明

[0012]图1为本发明快速分选锌精矿的选矿工艺流程图。

具体实施方式

[0013]以下结合附图和具体实施方式对本发明进行进一步详细说明。

[0014]如图1所示,实施例1-实施例3中的射流微泡浮选技术可采用以下现有设备实现:精锐微泡浮选机,XMB系列射流微泡浮选机,MCF系列射流充气浮选机,CJW系列射流微泡浮选机,JetFlo系列射流浮选机,CircFlo系列射流微泡浮选机。

[0015]实施例1

[0016]步骤一、原料预处理

将铅锌矿原矿破碎、研磨至细度为-200目占比68%,调节矿浆浓度至25%并加入pH调整剂,pH调整剂为石灰,将矿浆pH值调节至10.5;

步骤二、铅矿物优先浮选

向pH值调节后的预处理矿浆中添加铅矿物捕收剂、锌矿物抑制剂与起泡剂,铅矿物捕收剂为乙硫氮,添加量为80g/t矿;锌矿物抑制剂为硫酸锌,添加量为300g/t矿;起泡剂为2#油,添加量为5g/t矿;

通过常规浮选机进行一次粗选、三次精选,一次粗选的浮选时间为9min,三次精选的浮选时间为4min,产出品位≥50%的铅精矿,同时得到含锌尾矿,即铅浮选尾矿,作为后续锌分选原料;

步骤三、射流微泡浮选机预分选

将步骤二得到的含锌尾矿矿浆输送至射流微泡浮选机,浮选时间为7min,射流微泡浮选机生成的微泡直径为50μm,添加硫酸铜300g/t矿、黄药100g/t矿、2#油5g/t矿,浮选后得到品位为53%的第一锌精矿;

步骤四、常规浮选机后续分选

将步骤三的尾矿输送至常规浮选系统,依次进行粗选、扫选、精选,粗选添加硫酸铜50g/t矿、黄药20g/t矿、2#油5g/t矿,扫选添加硫酸铜10g/t矿、黄药10g/t矿、2#油5g/t矿,精选不添加药剂,得到品位为47%的第二锌精矿;

粗选浮选时间为10min,扫选浮选时间为6min,精选浮选时间为5min;

步骤五、精矿混合

将步骤三中的第一锌精矿与步骤四中的第二锌精矿按质量比1:1.2混合,得到品位为50%的最终锌精矿,最终锌精矿的尾矿锌品位控制在0.04%。

[0017]实施例2

[0018]步骤一、原料预处理

将铅锌矿原矿破碎、研磨至细度为-200目占比73%,调节矿浆浓度至30%并加入pH调整剂,pH调整剂为石灰,将矿浆pH值调节至11;

步骤二、铅矿物优先浮选

向pH值调节后的预处理矿浆中添加铅矿物捕收剂、锌矿物抑制剂与起泡剂,铅矿物捕收剂为乙硫氮,添加量为90g/t矿;锌矿物抑制剂为硫酸锌,添加量为400g/t矿;起泡剂为2#油,添加量为10g/t矿;

通过常规浮选机进行一次粗选、三次精选,一次粗选的浮选时间为10min,三次精选的浮选时间为5min,产出品位≥50%的铅精矿,同时得到含锌尾矿,即铅浮选尾矿,作为后续锌分选原料;

步骤三、射流微泡浮选机预分选

将步骤二得到的含锌尾矿矿浆输送至射流微泡浮选机,浮选时间为8min,射流微泡浮选机生成的微泡直径为75μm,添加硫酸铜425g/t矿、黄药110g/t矿、2#油10g/t矿,浮选后得到品位为56%的第一锌精矿;

步骤四、常规浮选机后续分选

将步骤三的尾矿输送至常规浮选系统,依次进行粗选、扫选、精选,粗选添加硫酸铜100g/t矿、黄药60g/t矿、2#油10g/t矿,扫选添加硫酸铜30g/t矿、黄药35g/t矿、2#油10g/t矿,精选不添加药剂,得到品位为48%的第二锌精矿;

粗选浮选时间为10min,扫选浮选时间为6min,精选浮选时间为5min;

步骤五、精矿混合

将步骤三中的第一锌精矿与步骤四中的第二锌精矿按质量比1:1.4混合,得到品位为51%的最终锌精矿,最终锌精矿的尾矿锌品位控制在0.07%。

[0019]实施例3

[0020]步骤一、原料预处理

将铅锌矿原矿破碎、研磨至细度为-200目占比78%,调节矿浆浓度至35%并加入pH调整剂,pH调整剂为石灰,将矿浆pH值调节至11.5;

步骤二、铅矿物优先浮选

向pH值调节后的预处理矿浆中添加铅矿物捕收剂、锌矿物抑制剂与起泡剂,铅矿物捕收剂为乙硫氮,添加量为100g/t矿;锌矿物抑制剂为硫酸锌,添加量为500g/t矿;起泡剂为2#油,添加量为15g/t矿;

通过常规浮选机进行一次粗选、三次精选,一次粗选的浮选时间为11min,三次精选的浮选时间为6min,产出品位≥50%的铅精矿,同时得到含锌尾矿,即铅浮选尾矿,作为后续锌分选原料;

步骤三、射流微泡浮选机预分选

将步骤二得到的含锌尾矿矿浆输送至射流微泡浮选机,浮选时间为9min,射流微泡浮选机生成的微泡直径为100μm,添加硫酸铜550g/t矿、黄药120g/t矿、2#油15g/t矿,浮选后得到品位为58%的第一锌精矿;

步骤四、常规浮选机后续分选

将步骤三的尾矿输送至常规浮选系统,依次进行粗选、扫选、精选,粗选添加硫酸铜150g/t矿、黄药100g/t矿、2#油20g/t矿,扫选添加硫酸铜50g/t矿、黄药60g/t矿、2#油15g/t矿,精选不添加药剂,得到品位为50%的第二锌精矿;

粗选浮选时间为10min,扫选浮选时间为6min,精选浮选时间为5min;

步骤五、精矿混合

将步骤三中的第一锌精矿与步骤四中的第二锌精矿按质量比1:1.5混合,得到品位为52%的最终锌精矿,最终锌精矿的尾矿锌品位控制在0.11%。

[0021]对比例1、

对比例1未引入射流微泡浮选机预分选工艺技术,甘肃某硫化铅锌矿石经碎磨处理后,得到粒度-200目占比76.2%、浓度32~35%的浮选给矿,采用传统“先铅后锌”浮选工艺,无射流微泡预分选,具体流程如下:

(1)铅矿物优先浮选

铅粗扫选设备:采用KYF70型浮选机(常规浮选设备,适配粗扫选处理量需求);

铅精选设备:采用KYF8型浮选机(匹配铅精选对精度与小型化的需求);

药剂添加:粗扫选添加乙硫氮(捕收剂)90g/t矿、2#油(起泡剂)18g/t矿,精选环节不额外补加药剂;

浮选流程:1次粗选+2次扫选(KYF70型浮选机)+3次精选(KYF8型浮选机)。

[0022](2)锌矿物常规浮选

锌粗扫选设备:同铅粗扫选,采用KYF70型浮选机;

锌精选设备:采用KYF12型浮选机(适配锌精选的处理量与分离精度);

药剂添加:粗选添加硫酸铜550g/t矿、戊基黄药150g/t矿、2#油25g/t矿,扫选添加硫酸铜250g/t、戊基黄药80g/t矿、2#油15g/t矿,精选添加硫酸铜90g/t、戊基黄药50g/t矿;

浮选流程:1次粗选+1次扫选(KYF70型浮选机)+3次精选(KYF12型浮选机,按生产要求完成三次精选作业)。

[0023]对比例1生产实践表明:

(1)对比例1锌粗扫选(KYF70型浮选机)受限于常规浮选效率,粗选锌精矿品位仅38.6%,即使经3次精选(KYF12型浮选机),最终锌精矿品位仍仅49.5%,未达50%以上目标品位;

(2)对比例1锌浮选循环负荷高达65%,KYF12型浮选机需频繁启停清理残留矿浆,导致精矿排出延迟,日均有效生产时间缩短1.5小时;

(3)对比例1为保证锌回收率,总药剂消耗量达硫酸铜890g/t矿、戊基黄药330g/t矿,成本居高不下;

(4)对比例1锌尾矿品位0.17%,部分锌矿物随尾矿流失,且KYF70型浮选机因粗颗粒夹带,需定期停机清理,进一步造成金属损失。

[0024]由实施例1-实施例3可知:

(1)本发明工艺射流微泡预分选直接产出品位55.3%的第一锌精矿,KYF70型浮选机(锌粗扫选)仅需处理低品位尾矿,粗选锌精矿品位提升至42.6%,再经2次精选(KYF12型浮选机),第二锌精矿品位达48.7%,混合后最终锌精矿品位50.8%,达标50%以上目标;

(2)本发明工艺锌浮选循环负荷降至45%,KYF12型浮选机无需频繁清理,日均有效生产时间延长1.2小时,生产效率提升40%;

(3)本发明工艺总药剂消耗量降至硫酸铜400g/t矿、戊基黄药115g/t矿,较对比例分别降低55.0%、58.9%,显著降低成本;

(4)本发明工艺锌尾矿品位降至0.078%(达标),KYF70型浮选机因射流微泡预分选去除粗颗粒,停机清理频次减少70%,金属流失量降低1.3个百分点。

[0025]本发明的工艺流程简单,射流微泡浮选机与现有常规浮选机系统可直接串联方式连接,设备配置简单可靠。同时能够显著解决现有锌精矿分选工艺粗选品位低、循环负荷高、药剂消耗大及尾矿品位高的问题,同时实现资源的高效回收利用,具有广阔的应用前景。

说明书附图(1)

声明:
“分选锌精矿的选矿工艺” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究,如用于商业用途,请联系该技术所有人。
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