[发明专利]一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法

说明书

技术领域

本发明涉及低品位氧硫混合铅锌矿的回收技术领域，特别涉及一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法。

背景技术

低品位氧硫混合铅锌矿是世界十大难选矿之一，现有的选矿工艺流程：

球磨后使用常用浮选药剂和浮选方法浮选铅金属；再使用常用浮选药剂浮选锌金属，最终得到选矿产品：铅精矿、硫化锌精矿和氧化锌精矿。

现有的选矿方法存在下列缺点：

1.由于氧硫混合铅锌矿的金属单晶体氧化深度不同，过粉碎矿物颗粒氧化锌部分没有优先分离回收，不仅造成浮选药剂成本高，金属回收率低，而且超细颗粒难以浮选及重选回收，造成直接跑尾浪费。

2.硫化锌、氧化锌全部采用浮选方法，添加传统的选矿药剂，矿浆表层受微粒影响，造成浮选矿浆不稳定，氧化锌的产品质量难以控制。

3.金属总回收率比较低，一般40％-50％，资源利用率低。

4.全部采用浮选方法，药剂使用量大，工业废水中药剂残留成分多，水资源不能够生产循环使用，达不到环保排放要求，污水处理成本高。

5.选矿总成本较高，而且浮选氧化锌产品呈强碱性，导致下游冶炼企业生产环节硫酸的消耗量大幅增加，提高了冶炼成本。

发明内容

本发明的目的在于提供一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，不仅不会降低铅、锌精矿品位，同时铅、锌的选矿回收率均会增加20％以上。

本发明的目的是这样实现的，一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法，包括以下制备步骤：

步骤1.将原矿进行一段磨矿之后进入分级系统的螺旋溜槽中进行溜槽分离；其中，将已解离矿物粒径小于或等于-0.01mm的矿物与大量水排到尾矿库，将粒径为-0.05mm至+0.01mm的过粉碎矿物进入过粉碎回收富集系统，将粒径为+0.05mm的矿物进入二段旋流器分级系统，将粒径为-0.074mm至+0.05mm的矿物进入第一组浮选系统，将粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨闭路系统，使用旋流器进行再分级；

步骤2.将所述过粉碎回收系统中的过粉碎矿物进行分离富集回收并得到过粉碎氧化锌精矿，并排出尾渣；同时，对进入所述第一组浮选系统的矿物进行浮选，并从中分选出铅金属矿物，并排出尾矿；

步骤3.将所述尾矿进入第二组浮选系统进行二次浮选，得到硫化锌矿物，并排出二次尾矿；

步骤4.将所述二次尾矿进入第三组浮选系统进行三次浮选，得到黄铁矿，并排出三次尾矿；

步骤5.将所述三次尾矿进入物理选矿系统采用重选的方法提取氧化锌矿物。

本发明所提供的一种低品位氧硫混合铅锌矿多金属回收的方法中，根据矿物中铅含量较低只有1％左右，而氧化率较高的特点，优先将过粉碎矿物大部分分离回收富集，解决了超细氧化锌颗粒浮选和重选都难以回收的难题，基本消除了氧化矿物的泥化现象所造成的金属跑尾流失，提高了矿物的回收率。

同时，脱泥后的氧硫矿物采用分级，硫化浮选、氧化重选联合工艺回收。氧化锌采用物理重选系统，解决了氧化锌浮选不稳定，品位难控制的难题。氧化锌采用物理重选方法，不用添加药剂，浮选过程中的药剂残余在重选系统中被冲淡稀释，废水可以循环利用于生产中，全流程闭路，尾渣进入尾矿库，达到零排放要求。

也就是说本方法是采用控制解离，两段分级磨矿，强化细泥回收，阶梯浮选的技术，采用重选脱泥，细泥重选，回收氧化锌，脱泥，矿物分级，磨矿，浮选铅，再浮选硫化锌，浮选铁，然后重浮联合回收氧化锌的选矿工艺流程。在该方法中，矿石泥化程度比较高，为了降低泥质对后续铅锌选别的影响，采用两段分级磨矿，强化细泥回收技术。首先在磨矿细度为-200目占70-75％情况下进行重选脱泥，然后再对脱泥矿物进行分级磨矿再浮选，有效避免了过磨，降低了泥质对后续铅锌回收的影响。采用重选回收了泥质中的氧化锌矿物，保证了泥化氧化锌矿物的回收。同时通过本发明提供的方法，金属总回收率达到80％以上，生产出多种产品的品质均达到下游企业的质量要求。全流程采用重、浮选结合，生产成本大幅降低，相比现有工艺生产技术的生产成本可降低50％左右。重选氧化锌产品基本呈中性，对冶炼生产环节大幅减少酸的消耗量，所以该氧化锌精矿价值也更高，选矿企业效益更好。

进一步地，步骤1中，所述粒径为+0.074mm的矿物进入二段球磨磨闭路系统，使用旋流器进行再分级，之后还包括：

进入二段分级系统的矿物被分级后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统；

进入二段球磨再解离的矿物再进入二段分级系统，分级之后，一部分进入第一组浮选系统，剩下的进入闭路磨矿系统。