[发明专利]泥质氧化铅锌矿的选矿方法有效

专利信息
申请号: 201110343514.3 申请日: 2011-11-03
公开(公告)号: CN102357406A 公开(公告)日: 2012-02-22
发明(设计)人: 杨佳定;陈铁 申请(专利权)人: 兰坪县矿产三废回收厂
主分类号: B03B7/00 分类号: B03B7/00
代理公司: 昆明正原专利代理有限责任公司 53100 代理人: 徐玲菊
地址: 671401 云南省*** 国省代码: 云南;53
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摘要: 发明提供一种泥质氧化铅锌矿的选矿方法,将泥质氧化铅锌原矿湿式给料并进行筛分,再将-0.1mm粒级的矿浆与-0.1mm~+0.04mm粒级的矿浆合并后,进行下列硫化铅锌混选、分选,再进行氧化铅浮选,然后进行一、二级组氧化锌浮选,再与原矿锌品位为3~6%的-0.04mm粒级的矿浆进行混合后进行三级组氧化锌浮选,再与絮凝、脱水后的原矿锌品位为6~8%的-0.04mm粒级的矿浆混合后得到氧化锌综合精矿。本发明不仅金属回收率高,而且给矿、碎矿、磨矿工艺流程通畅,能够有效降低磨机功耗、能耗,减少选矿成本,使综合精矿的品位达到23~26%;综合尾矿浆中含铅0.2~0.4%、含锌1.26~1.58%。
搜索关键词: 氧化铅 锌矿 选矿 方法
【主权项】:
一种泥质氧化铅锌矿的选矿方法,其特征在于包括下列各步骤:A、将泥质氧化铅锌原矿湿式给料并进行筛分,筛上的+10mm粒级的矿浆经破碎后,进行磨矿,磨矿分级成‑0.1mm粒级的占70~80%;筛下的‑10mm粒级的矿浆经洗矿分级得到:‑10mm~+0.1mm粒级的矿粒,和‑0.1mm~+0.04mm粒级的矿浆,以及‑0.04mm粒级的矿浆,将‑10mm~+0.1mm粒级的矿粒送磨矿工序继续磨矿,对‑0.04mm粒级的矿浆,根据原矿锌品位不同分为:原矿锌品位为3~6%的‑0.04mm粒级的矿浆;或者原矿锌品位为6~8%的‑0.04mm粒级的矿浆;B、将步骤A所得‑0.1mm粒级的矿浆与‑0.1mm~+0.04mm粒级的矿浆合并后,进行下列硫化铅锌混选:控制矿浆浓度25%~35%,加入碳酸钠300~500g/吨原矿,硫酸铜300~400g/吨原矿,丁基黄药140~200g/吨原矿,丁胺黑药70~100g/吨原矿,松醇油40~50g/吨原矿,搅拌5~7分钟后,进行常规一段精选、一段粗选、一段扫选的混选,其中精选2~3分钟,粗选4~5分钟、扫选3~4分钟、得到硫化铅锌混合精矿浆及硫化铅锌混选中矿浆;C、将步骤B所得硫化铅锌混合精矿浆进行下列分选:控制矿浆浓度为16~20%,并在该矿浆中加入硫化钠50~100g/吨原矿后,旋流分级出溢流及沉砂,溢流入尾矿,控制沉砂浓度为45~50%,控制浮选浓度为30~35%,并在沉砂中加入碳酸钠40~60g/吨原矿,硫酸锌50~70g/吨原矿,硫代硫酸钠40~60g/吨原矿,乙硫氮20~30g/吨原矿,丁胺黑药20~30g/吨原矿,松醇油10~20g/吨原矿,搅拌5~7分钟后,进行常规一段精选、一段粗选、两段扫选的分选,其中精选2~3分钟,粗选6~7分钟、一段扫选5~6分钟、二段扫选5~6分钟,得到硫化铅精矿,浮选硫化铅后的尾矿为硫化锌精矿;D、将B步骤所得硫化铅锌混选中矿浆进行下列氧化铅浮选:控制矿浆浓度为20~30%,并在该矿浆中加入碳酸钠300~400g/吨原矿,硫化钠1.5~2kg/吨原矿,巯基苯荓塞唑10~20g/吨原矿,仲辛基黄药100~150g/吨原矿,松醇油40~60g/吨原矿,搅拌12~16分钟后,进行常规一段精选、一段粗选、一段扫选的浮选,其中精选2~3分钟,粗选6~8分钟、扫选5~7分钟,得到氧化铅精矿及氧化铅浮选中矿浆;E、将步骤D所得氧化铅浮选中矿浆进行下列一级组氧化锌浮选:控制矿浆浓度为18~28%,并在该矿浆中加入碳酸钠600~1000g/吨原矿,硫化钠3~4kg/吨原矿,水玻璃400~700g/吨原矿,木素磺酸钠或者六偏磷酸钠40~60g/吨原矿,氧化锌捕收剂250~400g/吨原矿,搅拌6~8分钟后,进行常规一段精选、一段粗选的浮选,其中精选2~3分钟,粗选10~12分钟,得到一级组氧化锌精矿,及一级组浮选中矿浆;F、将步骤E的一级组浮选中矿浆进行旋流分级,得‑0.05mm粒级的矿浆和+0.05mm粒级的矿浆,‑0.05mm粒级的矿浆为尾矿,将+0.05mm粒级的矿浆进行下列二级组氧化锌浮选:控制矿浆浓度为20~30%,并在该矿浆中加入碳酸钠200~300g/吨原矿,硫化钠1.5~2kg/吨原矿,水玻璃200~300g/吨原矿,木素磺酸钠或者六偏磷酸钠20~30g/吨原矿,氧化锌捕收剂150~200g/吨原矿,搅拌6~8分钟后,进行常规一段精选、一段粗选的浮选,其中精选2~3分钟,粗选10~12分钟,得到二级组氧化锌浮选精矿,及二级组浮选中矿浆;G、将步骤F的二级组浮选中矿浆,进行旋流分级,得‑0.063mm粒级和+0.063mm粒级的矿浆,‑0.063mm粒级的矿浆为尾矿,而+0.063mm粒级的矿浆经磨矿至‑0.063mm的占70~80%后,与步骤A的原矿锌品位为3~6%的‑0.04mm粒级的矿浆进行混合后,进行下列三级组氧化锌浮选:控制矿浆浓度为20~30%,并在该矿浆中加入碳酸钠200~300g/吨原矿,硫化钠1.5~2kg/吨原矿,水玻璃200~300g/吨原矿,木素磺酸钠或者六偏磷酸钠20~30g/吨原矿,氧化锌捕收剂150~200g/吨原矿,搅拌6~8分钟后,进行常规一段精选、一段粗选、一段扫选的浮选,其中精选2~3分钟,粗选10~12分钟,扫选4~5分钟,得到三级组氧化锌浮选精矿及尾矿浆;H、将步骤A的原矿锌品位为6~8%的‑0.04mm粒级的矿浆进行絮凝、脱水后,得絮凝矿,将该絮凝矿与步骤E、F、G所得一级组、二级组和三级组氧化锌浮选精矿混合后,得到氧化锌综合精矿,该精矿品位为23~26%;将步骤F的‑0.05mm粒级的尾矿浆与步骤G的‑0.063mm粒级的尾矿浆混合,得到氧化铅锌浮选的综合尾矿浆,含铅0.2~0.4%、含锌1.26~1.58%。
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