一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法技术

技术编号:9427447 阅读:146 留言:0更新日期:2013-12-11 18:37
本发明专利技术涉及一种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法。其技术方案是:将铅锌浮选尾矿浓缩加酸后进行两次粗选和两次扫选,得到的粗选精矿进入旋流器重选;重选得到沉砂和溢流,沉砂硫品位为47%以上,溢流经两次精选后硫品位为47%以上,将沉砂与精选精矿混合即为高品位硫精矿。本发明专利技术采用粗选—旋流器重选—精选的工艺流程,优先将一部分粗颗粒硫精矿分出,为后续浮选提供解离度合格的给料,得到细颗粒高硫精矿,且将粗、细粒精矿混合过滤,解决了精矿过滤难的问题,简化了工艺流程,降低了生产成本,提高了硫铁资源的利用率。因此,本发明专利技术具有成本低、工艺流程简单和资源利用率高的特点,所生产的硫精矿品位高。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术涉及。其技术方案是:将铅锌浮选尾矿浓缩加酸后进行两次粗选和两次扫选,得到的粗选精矿进入旋流器重选;重选得到沉砂和溢流,沉砂硫品位为47%以上,溢流经两次精选后硫品位为47%以上,将沉砂与精选精矿混合即为高品位硫精矿。本专利技术采用粗选—旋流器重选—精选的工艺流程,优先将一部分粗颗粒硫精矿分出,为后续浮选提供解离度合格的给料,得到细颗粒高硫精矿,且将粗、细粒精矿混合过滤,解决了精矿过滤难的问题,简化了工艺流程,降低了生产成本,提高了硫铁资源的利用率。因此,本专利技术具有成本低、工艺流程简单和资源利用率高的特点,所生产的硫精矿品位高。【专利说明】—种用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法
本专利技术属于高品位硫精矿生产的
,具体涉及一种用于生产高品位硫精矿 的重-浮联合分选方法。
技术介绍
黄铁矿既是硫资源,又是铁资源,在它的分选过程中得到硫精矿。硫精矿是生产硫 Ife的重要原料,制Ife过程中将广生另一种副广品,即含铁硫Ife潘,硫精矿的品位越低,硫Ife 渣的含铁量也就越低,由于焙烧后矿物物相复杂,难以分选出高品位的铁精矿,因此它的利 用价值很低。比如,硫品位为38%的硫精矿,制酸以后,硫酸潘中铁的品位大约是48%,这种 原料难以分选出铁品位大于60%的铁精矿,因此它的用途受到极大地限制。如果在分选黄 铁矿的过程中尽可能提闻硫精矿的硫品位,使之达到47%以上,则硫精矿制酸后硫酸潘的 铁品位将达到60%以上,与市场销售的铁精矿品位相似,可以直接作为炼铁原料。则硫和铁 两种资源将得到全部利用,这对于改善资源的利用率具十分重大的意义。当前,选别黄铁矿的主要技术包括:全浮选法,单一重选法,重-浮联合分选。传统 选别硫铁矿的方法即为全浮选法,全浮选法能有效的回收硫资源,并且随着技术的发展,黄 铁矿的浮选技术也日趋成熟。但浮选过程中使用的大量的药剂,一方面选别成本高,另一方 面对环境造成污染,且管道腐蚀严重。因此,不少研究者提出使用重选方法进行选别,此法 利用的是黄铁矿与石英等脉石矿物的密度差较大的特点,所用的重选设备有跳汰机和螺旋 分级机,跳汰机适合粗粒选别而螺旋机适合细粒选别,故通常要将黄铁矿分成若干粒级分 别进行选别,这就导致了流程设置复杂。现有的重-浮联合流程中同样较多使用跳汰机和 螺旋分级机,且多数重选设备都放在浮选作业之前使用,虽然能够分选黄铁矿,但得到的重 选精矿硫品位都不闻,无法直接作为闻硫广品。
技术实现思路
本专利技术旨在克服现有技术缺陷,目的是提供一种生产成本低、工艺流程简单和资 源利用率高的用于生产高品位硫精矿的重-浮联合分选方法,用该方法生产出的硫精矿品 位高。为实现上述目的,本专利技术所采用的技术方案是:其特征在于所述的重-浮联合分 选方法的工艺步骤为:第一步、浓缩加酸将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩,得到浓度为48?53%的浓密池底流,再向浓密池底流 中加入浓硫酸,调整pH值至6.5?7,得到选硫给矿。第二步、两次粗选将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂,其 中,乙黄药用量为Iio?130g/t,丁黄药用量为30?50g/t ;粗选一的起泡剂为2#油,用量 为60?75g/t,浮选时间为12?17min ;粗选一尾矿进入粗选二,粗选二的捕收剂为乙黄药,用量为25?35g/t,浮选时间为14?20min ;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选 精矿,粗选精矿给入第四步,粗选二尾矿进入第三步。第三步、两次扫选粗选二尾矿进入两次扫选:扫选一的捕收剂为丁黄药,用量为25?35g/t,扫选一的 起泡剂为2#油,用量为5?10g/t,浮选时间为8?Ilmin ;扫选一精矿返回第二步中的粗 选二,扫选一尾矿进入扫选二,扫选二的捕收剂为丁黄药,用量为10?20g/t,浮选时间为 12?15min ;扫选二精矿返回扫选一,扫选二尾矿送至尾矿库。第四步、旋流器重选步骤二所述的粗选精矿给入旋流器重选:旋流器的给矿压力为0.06?0.09MPa,给矿 浓度为45?55%,得到沉砂和溢流两种产品;其中,沉砂送往第六步中的浓密池,溢流进入 第五步。第五步、两次精选旋流器重选得到的溢流进入两次精选:精选一的捕收剂为乙黄药,用量为80?120g/ t,精选一的起泡剂为2#油,用量为5?10g/t,浮选时间为10?18min ;精选一精矿进入精 选二,精选一尾矿返回第一步中的浓密池,精选二的捕收剂为乙黄药,用量为40?60g/t, 浮选时间为10?25min ;精选二尾矿返回精选一,精选二精矿进入第六步中的浓密池。第六步、混合过滤将第四步得到的沉砂和第五步得到的精选二精矿混合,经浓密池浓缩和过滤机脱水, 得到闻品位硫精矿。 所述铅锌浮选尾矿:硫含量为27?30%,铁含量为25?28%。所述旋流器的沉砂咀直径为旋流器直径的0.1?0.12倍,旋流器的溢流管直径为 沉砂咀直径的1.5?1.88倍。由于采用上述技术方案,本专利技术与现有技术相比具有如下积极效果是:本专利技术采用粗选一旋流器重选一精选的工艺流程顺序进行,首先使用浮选方法对铅锌 浮选尾矿进行粗选,得到的粗选精矿硫品位为42?44% ;再使用旋流器对其进行重选,得到 沉砂为粗颗粒高品位硫精矿,溢流经过精选得到细颗粒高硫精矿,两者混合过滤,解决了精 矿过滤难问题,有效降低了生产成本。本专利技术采用重选旋流器分选的同时也起到了分级的作用,优先分选出粗颗粒高硫 精矿,同时也得到-40 ii m占85%以上的溢流,粒度细且解离度高,为下一步浮选获得高品位 硫精矿提供了必要条件,相比于多重浮选,大大简化了工艺流程。本专利技术将旋流器沉砂和溢流精选精矿混合即为硫品位47%以上的闻品位硫精矿, 极大的提闻了硫的回收率;此外,随着硫品位的提闻,精矿中铁品位会相应提闻,制酸后的 硫酸渣直接作为铁精矿使用,使硫铁资源均得到了有效利用。因此,本专利技术具有生产成本低、工艺流程简单和资源利用率高的特点,所生产的硫 精矿品位闻。【专利附图】【附图说明】图1是本专利技术的工艺流程方框示意图。【具体实施方式】下面结合附图和实施例对本专利技术进一步说明,并非对其保护范围的限制:为避免重复,先将本【具体实施方式】中的铅锌尾矿和旋流器的有关技术参数统一描述如 下,实施例中不再赘述。所述铅锌尾矿中硫含量为27?30% ;铁含量为25?28%。所述旋流器的沉砂咀直径为旋流器直径的0.1?0.12倍,旋流器的溢流管直径为 沉砂咀直径的1.5?1.88倍。实施例1。所述的重-浮联合分选方法的工 艺步骤如图1所示:第一步、浓缩加酸将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩,得到浓度为48?51%的浓密池底流,再向浓密池底流 中加入浓硫酸,调整pH值至6.5?7,得到选硫给矿。第二步、两次粗选将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂,其 中,乙黄药用量为110?120g/t,丁黄药用量为30?40g/t ;粗选一的起泡剂为2#油,用量 为60?70g/t,浮选时间为12?15min ;粗选一尾矿进入粗选二,粗选二的捕收剂为乙黄 药,用量为25?30g/t,浮选时间为14?ISmin ;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选 精矿,粗选精矿给入第四步,粗选二尾矿进入第本文档来自技高网
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【技术保护点】
一种用于生产高品位硫精矿的重?浮联合分选方法,其特征在于所述的重?浮联合分选方法的工艺步骤为:第一步、浓缩加酸将铅锌浮选尾矿经浓密池浓缩,得到浓度为48~53%的浓密池底流和浓密池溢流,向浓密池底流中加入浓硫酸,调整pH值至6.5~7,得到选硫给矿;?第二步、两次粗选将所述得选硫给矿进行两次粗选:粗选一的捕收剂为乙黄药和丁黄药的混合药剂,其中,乙黄药用量为110~130g/t,丁黄药用量为30~50g/t;粗选一的起泡剂为2#油,用量为60~75g/t,浮选时间为12~17min;粗选一尾矿进入粗选二,粗选二的捕收剂为乙黄药,用量为25~35g/t,浮选时间为14~20min;粗选一精矿和粗选二精矿混合后称为粗选精矿,粗选精矿给入第四步,粗选二尾矿进入第三步;第三步、两次扫选粗选二尾矿进入两次扫选:扫选一的捕收剂为丁黄药,用量为25~35g/t,扫选一的起泡剂为2#油,用量为5~10g/t,浮选时间为8~11min;扫选一精矿返回第二步中的粗选二,扫选一尾矿进入扫选二,扫选二的捕收剂为丁黄药,用量为10~20g/t,浮选时间为12~15min;扫选二精矿返回扫选一,扫选二尾矿送至尾矿库;第四步、旋流器重选步骤二所述的粗选精矿给入旋流器重选:旋流器的给矿压力为0.06~0.09MPa,给矿浓度为45~55%,得到沉砂和溢流两种产品;其中,沉砂送往第六步中的浓密池,溢流进入第五步;第五步、两次精选旋流器重选得到的溢流进入两次精选:精选一的捕收剂为乙黄药,用量为80~120g/t,精选一的起泡剂为2#油,用量为5~10g/t,浮选时间为10~18min;精选一精矿进入精选二,精选一尾矿返回第一步中的浓密池,精选二的捕收剂为乙黄药,用量为40~60g/t,浮选时间为10~25min;精选二尾矿返回精选一,精选二精矿进入第六步中的浓密池;第六步、混合过滤将第四步得到的沉砂和第五步得到的精选二精矿混合,经浓密池浓缩和过滤机脱水,得到高品位硫精矿。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员:姚曙孙肇淑李茂林郑伦周艳飞邓新发陈忠玉石海兰刘舜华颜亚梅
申请(专利权)人:武汉科技大学深圳市中金岭南有色金属股份有限公司凡口铅锌矿
类型:发明
国别省市:

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