【技术实现步骤摘要】
氧化铅锌矿分选方法
[0001]本专利技术涉及矿物加工
,更为具体地,涉及一种氧化铅锌矿分选方法。
技术介绍
[0002]含泥氧化铅锌矿矿物组成复杂、细泥与可溶性盐含量高,矿石极难选别,导致目前氧化铅锌矿常规浮选工艺指标并不理想。目前,处理含泥氧化铅锌矿最常用的选矿工艺为脱泥
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浮选工艺。但该工艺脱泥环节会导致氧化锌损失,且,选别指标随脱泥效果波动较大,现场一般不能稳定生产。为了获得更好的选别效果,近年来选矿工作者尝试多种选矿方法,比如絮凝浮选、载体浮选、使用螯合捕收剂浮选、硫化焙烧
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浮选、多方法联合等工艺。但这些工艺尚没有取得突破性进展,复杂氧化铅锌矿的浮选一直是选矿界的难题。
[0003]现有技术例如,专利号为:CN100391616C的专利公开了一种氧化锌矿的选矿方法,该工艺将铅浮选尾矿先进行细粒浮选,然后再进入粗粒浮选,该专利针对泥质氧化锌先浮小粒后浮大粒的上浮特性,解决了现有技术难于对泥质氧化锌进行浮选的问题,可以从泥质氧化锌矿中浮选出有用的锌矿物,还提高了氧化锌回收率,减少了尾矿氧化锌含量。但该工艺需要使用大量细粒脉石矿物抑制剂,药剂制度较为复杂,且该工艺也需要脱泥,造成部分锌矿物损失。
[0004]又如,专利号为:CN103182344 B的专利公开了一种处理高泥铅锌氧硫混合矿的选矿组合工艺,该工艺在磨矿前进行筛分和脱泥,磨矿产品中粗粒级进行重选,重选尾矿和旋流器脱泥的沉砂合并后再进行磨矿,然后进行浮选,脱下的矿泥同样进行浮选。该工艺采用重选、 ...
【技术保护点】
【技术特征摘要】
1.一种氧化铅锌矿分选方法,其特征在于,包括如下步骤:对待分选的氧化铅锌矿进行磨矿,并在磨矿过程中,向所述氧化铅锌矿中加入细粒矿物水化促进剂,得到入浮矿浆;对所述入浮矿浆进行硫化矿浮选处理;所述硫化矿浮选处理包括:对所述入浮矿浆进行硫化矿粗选,得到硫化铅锌粗矿和第一矿浆,对所述硫化铅锌粗矿进行硫化矿精选,得到硫化铅锌精矿和第一中矿;对所述第一中矿进行第一精扫选,将第一精扫选得到的上部的第一中矿返回至所述硫化矿粗选,将所述第一精扫选得到的下部的第一中矿作为第一待重选中矿;对所述第一矿浆进行氧化铅浮选处理;所述氧化铅浮选处理包括:对所述第一矿浆进行氧化铅粗选,得到氧化铅粗矿和第二矿浆;对所述氧化铅粗矿进行氧化铅精选,得到氧化铅精矿和第二中矿;对所述第二中矿进行第二精扫选,将第二精扫选得到的上部的第二中矿返回至所述氧化铅粗选,将所述第二精扫选得到的下部的第二中矿作为第二待重选中矿;对所述第二矿浆进行氧化锌浮选处理;所述氧化锌浮选处理包括;对所述第二矿浆进行氧化锌粗选,得到氧化锌粗矿和尾矿;对所述氧化锌粗矿进行氧化锌精选,得到氧化锌精矿和第三中矿;对所述第三中矿进行第三精扫选,将第三精扫选得到的上部的第三中矿返回至所述氧化锌粗选,将所述第三精扫选得到的下部的第三中矿作为第三待重选中矿;将所述第一待重选中矿、所述第二待重选中矿和所述第三待重选中矿混合后,添加细粒矿泥分散剂和细粒氧化锌桥连剂进行重选,回收细粒氧化锌。2.根据权利要求1所述的氧化铅锌矿分选方法,其特征在于,所述细粒矿物水化促进剂的浓度为0.5~1
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‑3mol/L;和/或,所述入浮矿浆的质量浓度为20%~25%;和/或,所述氧化铅锌矿经过磨矿后的最终细度为
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0.074mm粒级占75%~90%;和/或,所述硫化矿粗选的浓度为20%~25%;第一精扫选的浓度为10~15%;和/或,所述氧化铅粗选的浓度为20%~25%;所述第二精扫选的浓度为10~15%;和/或,所述氧化锌粗选的浓度为20%~25%;所述第三精扫选的浓度为10~15%。3.根据权利要求1所述的氧化铅锌矿分选方法,其特征在于,所述细粒矿物水化促进剂为锂金属无机盐、钠金属无机盐、钾金属无机盐的一种或按照任意比例混合的至少两种;其中,所述锂金属无机盐的无机盐阴离子为硫酸根、氯离子、碳酸根中的任意一种;所述钠金属无机盐的无机盐阴离子为硫酸根、氯离子、碳酸根中的任意一种;所述钾金属无机盐的无机盐阴离子为硫酸根、氯离子、碳酸根中的任意一种。4.根据权利要求1所述的氧化铅锌矿分选方法,其特征在于,在所述对所述入浮矿浆进行硫化矿浮选处理的过程中,采用两段硫化矿粗选、两段...
【专利技术属性】
技术研发人员:刘志国,于传兵,宋磊,邓朝安,康金星,王鑫,
申请(专利权)人:中国恩菲工程技术有限公司,
类型:发明
国别省市:
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