专利名称：一种取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法
技术领域：
本发明涉及难选矿的选矿方法，特别涉及一种取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法。
背景技术：
针对含黄铁矿、磁黄铁矿等高硫型的难选铅锌矿选矿，由于其分离难度大，要获得合格的铅精矿产品，就必须进加入大量的氰化钠或氰化钾与硫酸锌组合抑制锌硫矿物，这种剧毒氰化钠或氰化钾的使用，不仅使贵金属金银损失，选矿排放的废弃物对环镜造成严重污染，对生产工人也存在着严重的安全隐患。一种高硫型铅锌矿，脉石以石英、方解石、白云石为主，其次为高岭石、绢云母、长石、萤石；产于矽卡岩型、热液型或热液填充交代型矿床中，矿物组成复杂。其中所含的主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿，其次为白铅矿、黄铜矿、黝铜矿、毒砂、赤铁矿、褐铁矿、菱锌矿、异极矿、炭质物。该类型矿石结构较复杂，一般有致密块状、细脉状、网脉状、细粒状型。铅以方铅矿为主，少量硫锑铅矿、辉铅铋矿与方铅矿紧密共生。铅与锌、黄铁矿、磁黄铁矿等紧密共生， 互相镶嵌，嵌布粒度不均勻；部分方铅矿表面有白铅矿、褐铁矿薄膜覆盖。锌以闪锌矿形式存在，同样与所有硫化矿紧密镶嵌，接触关细复杂，部分闪锌矿包裹乳浊状黄铜矿或磁黄铁矿，少量闪锌矿呈细脉状产于方铅矿、毒砂、黄铁矿或脉石矿物的裂隙中。此类矿体中一般有较大数量的硫化铁矿物，该矿物浮选活性好，与铅锌分离难度大；闪锌矿中包裹乳浊状黄铜矿或磁黄铁矿，因此也具有良好的浮活性，与铅矿物分离难度大；此外矿石中的矿泥较多，矿石易氧化变质，使矿物的可浮性发生变化，铅、锌矿物分选困难。因此在铅锌分选过程中必须使用大量剧毒氰化钠才能获得合格铅、锌精矿产品，但在此同时造成贵金属金银矿物大量损失，降低资源综合利用率；而生产过程中废弃物的排放对环镜造成严重污染，生产工人也存在着严重的安全隐患。目前我国有较多的该类型矿山，仍在使用剧毒氰化钠分选铅、锌、硫矿。国内湖南郴州宝山有色金属矿业有限责任公司，属于国家大二型企业，1974年正式投产，目前选矿处理能力为700t/d。该公司产品有铅精矿、锌精矿和硫铁矿，其中铅、锌精矿中富含金、银等贵重金属，湖南宝山铅锌矿是国内典型的富含金银等贵金属的铅锌矿床。该铅锌矿的主要组成矿物有方铅矿、闪锌矿、方解石、黄铁矿、白云石、石英、长石、云母， 以及少量的黄铜矿、毒砂、白铅矿、异极矿、褐铁矿、炭质物等；矿床主要可供回收利用金属元素为Pb、Zn,另查定在铅锌矿石中还伴生有Cd、Au、Ag、In等有益元素。矿石中的主要方铅矿呈不均勻不等粒分布，从致密块状到数微米粒径，几乎与所有金属硫化物如闪锌矿、 黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等紧密嵌镶，接触关系复杂，粗粒方铅矿包裹上述矿物；同样锌矿物呈不均勻不等粒分布，几乎与所有金属硫化物紧密嵌镶，接触关系复杂，部分闪锌矿包裹有乳浊状黄铜矿或磁黄铁矿，少量闪锌矿呈细脉状产于方铅矿、毒砂、黄铁矿或脉石矿物的裂隙中；金主要赋存在黄铁矿中占55. 36 %，在综合脉石矿物中占16. 29 %，在方铅矿中金占13. 30%。该矿在长期的铅锌选矿生产中，就加入了较多的氰化钠抑制锌、硫矿物，浮选获得铅、锌、硫三种精矿产品，其中处理1吨原矿氰化钠用量达到400克。一直以来企业进行了大量工作试图取消氰化钠在生产中的使用，均未获得成功。难点在于矿石中含有大量活性好的黄铁矿、碳质物存在，矿物间嵌布粒度微细，有用矿物间呈微细粒互相包裹，闪锌矿包裹乳浊状黄铜矿或磁黄铁矿等，嵌镶关系及结构复杂，原矿的矿石性质变化太大，矿石品种繁多。目前该矿山采用铅优先浮选、锌硫混合浮选再锌-硫分离方案，磨矿细度-200目占 65% 70%，生产指标为铅精矿含Pb64%、Aul. 7g/t、AgllOO g/t，回收率分别为Pb86. 0%, Au 17. 0. 0%, Ag75. 0% ；锌精矿含 Zn50. 0%、Agl50 200 g/t,回收率分别为 Zn89. 0%、 AglO. 0%。国内研究报道铜锌矿体中次生硫化铜矿物含量50. 0% 86%，铜锌矿物分离(北京矿冶院学报1996)磨矿细度一 200目70%，无氢浮选，采用组合抑制剂获得指标铜精矿含Cu26. 96%、含Znl3. 05% ；锌精矿中含&ι48. 88%、含Cul. 76 %。原生产指标铜精矿含 Cu24. 63%、含 Znl8. 08% ；锌精矿中含 Zn44. 36%、含 Cu2. 25%。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明提供了一种取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，该方法不仅可以取消氰化钠在选矿生产中的使用，有效提高铅锌回收率、提高贵金属金银的回收率，增加企业经济效益，同时降低选矿尾矿排放造成的环境汚染。本发明的技术方案是一种取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，包括磨矿方法、浮选方法、组合抑制剂的使用方法和组合捕收剂的使用方法；
所述磨矿方法为将原矿磨矿至矿料粒度小于0. 074mm的粒级占整个原矿的72%_84%。所述浮选方法包括
(1)铅优先浮选采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得铅精矿；
(2)浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。所述组合抑制剂的使用方法包括
(1)在铅粗选浮选前加入组合抑制剂Na2S50 g/t 500g/t、PH调整剂100g/t 2000g/t、ZnS04500g/t 3000g/t 和 Na2S0350 g/t 1500g/t ；
(2)在铅浮选的第一次扫选前加入组合抑制剂PH调整剂50g/t 1000g/t ,ZnSO4IOO g/t 1500g/t 和 Na2S0350 g/t 800g/t ；
(3)在每次铅精选前加入Na2SOg/1 300g/t、PH调整剂10 g/t 500g/t、ZnS0420 g/t 1500g/t 和 NEi2SO3IOg/1 1000g/t 的组合抑制剂。所述PH调整剂为硫酸、碳酸钠或氢氧化钠。所述组合捕收剂的使用方法包括
(1)在铅粗选浮选前加入以下三种组合捕收剂的任意一种
第一种组合捕收剂乙硫氮20 g/t 200 g/t、丁基胺黑药3 g/t 50 g/t和25号黑药10 g/t 200 g/t的组合捕收剂；
第二种组合捕收剂黄药10 g/t 200 g/t、乙硫氮10 g/t 200 g/t和25号黑药5g/t 200 g/t的组合捕收剂；
第三种组合捕收剂黄药10 g/t 200g/t、乙黄药10 g/t 100g/t和25号黑药3 g/t 80g/t的组合捕收剂；
(2)在铅浮选的第一次扫选前加入以下三种组合捕收剂的任意一种
第一种组合捕收剂乙硫氮5 g/t 100 g/t、丁基胺黑药Og/t 50 g/t和25号黑药 2 100 g/t ；
第二种组合捕收剂黄药5 g/t 100 g/t、乙硫氮5 g/t 100 g/t和25号黑药2 g/t 100 g/t ；
第三种组合捕收剂黄药5 g/t 100g/t、乙黄药5g/t 80g/t和25号黑药1 g/t 60g/t ；
(3)在铅浮选的第二次扫选前加入以下三种组合捕收剂的任意一种
第一种组合捕收剂乙硫氮5 g/t 100 g/t、丁基胺黑药0 g/t 50 g/t和25号黑药 2 g/t 100 g/t ；
第二种组合捕收剂黄药5 g/t 100 g/t、乙硫氮5 g/t 100 g/t和25号黑药2 g/t 100 g/t ；
第三种组合捕收剂黄药5 g/t 100g/t、乙黄药5g/t 80g/t和25号黑药1 g/t 60g/t ；
(4)在每次铅精选前加入25号黑药1g/t 50 g/t捕收剂； 其中所述黄药为MB黄药、Y89黄药或丁黄药。其中g/t是指每吨矿料中添加药剂的质量。其中中矿循序返回为一种中矿的处理方法。即除浮选的最终产品精矿和尾矿外， 在浮选过程中产出的中间产品，如精选尾矿、扫选精矿，习惯称之为中矿，将该中矿从该级作业返回到上一级作业的方法(参见图1中表示每一级作业的粗黑横线条一端相连的向上返回的带箭头线条)，为中矿循序返回。
下面对本发明做进一步的解释和说明
本发明目的是针对采用剧毒氰化钠分离铅锌硫的工艺，以清洁生产为原则，提高铅锌及伴生贵金属金银回收率，提高经济效益为目标，提供一种合理可行、环保、低成本分离铅锌硫矿物，综合回收有价金属的选矿方法。本发明的方案的具体步骤为
1磨矿工艺方法将原矿磨矿至细度小于0. 074mm的矿料占整个原矿的72%_84% ； 2铅优先浮选
(1)原矿经磨矿后进入铅粗选浮选，加入组合抑制剂Na2S 50 g/t 500g/t、PH调整剂(硫酸或碳酸钠或氢氧化钠)100g/t 2000g/t、ZnS04500g/t 3000g/t和Na2S0350 g/ t 1500g/t ；
上述组合抑制剂的用量范围优选如下=Na2S 50 g/t 200g/t、PH调整剂(硫酸或碳酸钠或氢氧化钠)100g/t 1000g/t、ZnS041000g/t 1500g/t 和 Na2S03200 g/t 600g/t ； 再根据不同性质的物料选择加入第一种组合捕收剂乙硫氮20 g/t 200 g/t、丁基胺黑药3 g/t 50 g/t和25号黑药10 g/t 200 g/t的组合捕收剂，加入2号油0 g/t 80 g/t ；或第二种组合捕收剂黄药10 g/t 200 g/t、乙硫氮10 g/t 200 g/t和 25号黑药5 g/t 200 g/t的组合捕收剂，加入2号油10 g/t 80 g/t ；或第三种组合捕收剂黄药10 g/t 200g/t、乙黄药10 g/t 100g/t和25号黑药3 g/t 80g/t的组合捕收剂，加入2号油10 g/t 80 g/t。(2)在铅粗选浮选后进入铅的第一次扫选，在扫选前加入组合抑制剂PH调整剂 50 g/t IOOOg/1、ZnSO4IOO g/t 1500g/t 和 Na2S0350 g/t 800g/t ；
上述组合抑制剂的用量范围优选如下PH调整剂100 g/t 500g/t、ZnS04400g/t 600g/t 和 Na2SO3IOO g/t 300g/t ；
再加入与铅粗选相对应的组合捕收剂第一种组合捕收剂乙硫氮5 g/t 100 g/t、 丁基胺黑药Og/t 50 g/t和25号黑药2 100 g/t;或第二种组合捕收剂黄药5 g/t 100 g/t、乙硫氮5 g/t 100 g/t和25号黑药2 g/t 100 g/t ；或第三种组合捕收剂 黄药5 g/t 100g/t、乙黄药5g/t 80g/t和25号黑药1 g/t 60g/t。(3)在铅浮选的第一次扫选后进入铅第二次扫选，加入与铅粗选相对应的组合捕收剂第一种组合捕收剂，乙硫氮5 g/t 100 g/t、丁基胺黑药0 g/t 50 g/t和25号黑药2 g/t 100 g/t ；或第二种组合捕收剂黄药5 g/t 100 g/t、乙硫氮5 g/t 100 g/ t和25号黑药2 g/t 100 g/t ；或第三种组合捕收剂黄药5 g/t 100g/t、乙黄药5g/ t 80g/t和25号黑药1 g/t 60g/t。(4)铅粗选获得的铅粗精矿进入铅精选，在每次铅精选前加入Na2S 0 g/t 300g/ t、PH 调整剂 10 g/t 500g/t、ZnS0420 g/t 1500g/t 和 Na2S0310g/t 1000g/t 的组合抑制剂；
上述组合抑制剂的用量范围优选如下=Na2S 0 g/t 200g/t、PH调整剂60g/t 400g/ t、ZnS04200g/t 800g/t 和 Na2S0380g/t 400g/t 的组合抑制剂； 加入25号黑药1 g/t 50 g/t捕收剂。3、浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。本发明采用的技术方案有以下特点 1、组合药剂的使用
1)、方法中使用的铅锌分离浮选组合抑制剂是有效替代氰化钠分离铅锌硫矿物，获得合格精矿产品的关键。在工艺中铅浮选时将硫化钠、PH调整剂、硫酸锌、亚硫酸钠抑制剂组合使用，在不同的作业采用分别添加方法，有效抑制锌硫矿物。其中，加少量的硫化钠调整矿浆电位，在适宜矿浆电位下发生氧化产生疏水性物质S°而促进铅矿物的浮选；硫酸锌在碱性条件下可产生ΗΖη02_和&ι022_吸附于锌矿物表面增强锌矿物的亲水性，从而抑制了锌矿物的浮选；因此PH调整剂与硫酸锌的混合使用可促进硫酸锌对锌矿物的抑制；亚硫酸钠可以和锌矿物表面的狗2+、Zn2+生成稳定的络合物，从而使矿物的可浮性降低而被抑制， 其次亚硫酸钠具有还原性质，可把铁闪锌矿表面活化的Cu2+离子还原成Cu+，降低矿物表面 Cu2+的浓度，使锌矿物的可浮性下降。硫化钠和亚硫酸钠还可以降低矿浆电位，有利于铅与锌硫矿物的分离。这几种药剂以不同的组合方式组合使用时可增强铅与锌硫矿物的分离效^ ο2)、添加组合抑制剂后，再采用添加黄药(MB黄药、Y89黄药、丁黄药、乙黄药)与黑药(25号黑药、丁胺黑药)和乙硫氮捕收剂组合使用，可以选择性的捕收浮选铅矿物。在适宜的电位下，由于1)中抑制剂与闪锌矿和黄铁矿作用形成的亲水性表面，使它们更难以与捕收剂发生作用，黄药和黑药更易在方铅矿表面产生黄原酸铅和硫代磷酸铅，而增强其可浮性；另外，几种捕收剂组合使用时，由于协同作用，对方铅矿的选择性更好，且它们在方铅矿表面的吸附量要大于单一捕收剂，从而降低捕收剂用量。实现了低捕收剂用量条件下的良好分离效果。2、磨矿方法将入选磨矿细度适当提高至小于0.074mm粒级控制在7 至84%之间。可以使细粒嵌布的矿物得到良好的单体解离，提高铅锌分离效果，提高铅锌产品质量及回收率指标。3、浮选方法针对原矿特性，赋存在黄铁矿中的金占55. 36%，优先浮选铅时使一部分含金黄铁矿进入到铅精矿中，适当降低铅精矿品位，可以使铅精矿中的金回收率提高， 铅回收率也有所提高，铅精矿产值也相应提高；浮选铅尾矿中的黄铁矿在铅浮选之后有较大程度的降低，在这种条件下再采用锌硫混合浮选再分离工艺和锌优先浮选工艺，都可以获得合格的锌精矿产品；而由于原矿中含硫量的不确定性，锌硫混合浮选工艺有时可以获得硫精矿产品，有时又难以获得的硫精矿产品，而该工艺由于要进行锌硫分离浮选使得一部分锌损失在硫精矿中，因此降低了锌精矿回收率；因此我们采用选铅尾矿优先浮选工艺， 可以使工艺流程简单化，而且易与控制，同时可以提高锌精矿回收率，足以抵消损失硫精矿的产值。与现有技术相比，本发明的优势在于
(1)采用本发明的取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，使难选矿石中的有价资源能得到有效选别分离，获得合格铅、锌精矿产品，提高铅、锌精矿回收率。(2)使贵金属金、银回收率大幅度提高。(3)选矿工艺中不用添加剧毒氢化钠，避免了对环境的严重污染。(4)可以简化工艺流程。
图1是本发明的取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法的流程图。
具体实施例方式
实施例1
矿石选自湖南宝山北部矿
(1)磨矿将原矿磨矿至细度小于0.074mm的矿占整个原矿的78% ；
(2)铅优先浮选采用一次粗选三次精选两次扫选中矿循序返回方法获得铅精矿； 其中在铅粗选浮选前加入Na2S 100g/t、碳酸钠200g/t、ZnS041300g/t和Na2S03300g/t
的组合抑制剂，加入MB黄药50 g/t、乙黄药20g/t和25号黑药20g/t的组合捕收剂，加入 2 号油 60 g/t ；
在铅浮选的第一次扫选前加入碳酸钠200g/t、ZnS04500g/t和Na2S03200g/t的组合抑制剂，加入MB黄药20 g/t、乙黄药10g/t和25号黑药10g/t的组合捕收剂；在铅浮选的第二次扫选前加入MB黄药20 g/t、乙黄药10g/t和25号黑药10g/t的组合捕收剂；
在铅精选前加入Na2S 200g/t、碳酸钠60g/t、ZnS04400g/t和Na2S0380g/t的组合抑制剂，加入25号黑药10 g/t ；
(3)浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。对北部矿浮选得到铅精矿含1^58. 64%、回收率93. 58% ；锌精矿含Zn50. 32 %，回收率92. 36% ；在铅精矿中金回收率为34. 5%，银回收率为85. 6%。实施例2
矿石选自湖南宝山西部矿1
(1)磨矿将原矿磨矿至细度小于0.074mm的矿占整个原矿的78% ；
(2)铅优先浮选采用一次粗选三次精选两次扫选中矿循序返回方法获得铅精矿； 其中在铅粗选浮选前加入Na2S200g/t、氢氧化钠600g/t、ZnS041300g/t和Na2S03400g/
t的组合抑制剂，加入MB黄药30g/t、乙硫氮30g/t和25号黑药20g/t的组合捕收剂，加入 2 号油 50 g/t ；
在铅浮选的第一次扫选前加入氢氧化钠200g/t、ZnS04600g/t和Na2S03200g/t的组合抑制剂，加入MB黄药12 g/t、乙硫氮12g/t和25号黑药20g/t的组合捕收剂，加入2号油 20 g/t ；
在铅浮选的第二次扫选前加入MB黄药10g/t、乙硫氮10g/t和25号黑药20g/t的组合捕收剂；
在铅精选前加入氢氧化钠100g/t、ZnS04500g/t和Na2S03120g/t的组合抑制剂，加入25 号黑药10 g/t ；
(3)浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。对西部矿浮选得到铅精矿含1^58.85%、回收率93. 96%;锌精矿含&ι51. 23 %，回收率92. 45% ；在铅精矿中金回收率为35. 2%，银回收率为85. 63%。 实施例3
矿石选自湖南宝山砂矿
(1)磨矿将原矿磨矿至细度小于0.074mm的矿占整个原矿的78% ；
(2)铅优先浮选采用一次粗选三次精选两次扫选中矿循序返回方法获得铅精矿；
其中在铅粗选浮选前加入Na2S 200g/t、氢氧化钠800g/t、ZnSO41300g/t和Na2S03500g/ t的组合抑制剂，加入组合捕收剂为乙硫氮60g/t、丁胺黑药10g/t和25号黑药40g/t ；
铅第一次扫选浮选前加入氢氧化钠400g/t、ZnS04750g/t和Na2S03300g/t的组合抑制剂，加入乙硫氮20g/t、25号黑药20g/t组合捕收剂；
铅第二次扫选浮选前加入组合捕收剂为乙硫氮20g/t、25号黑药20g/t ；
(3)浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。对砂矿浮选得到铅精矿含1^56. 02%、回收率92. 36% ；锌精矿含&ι51. 03% ；回收率90. 09%。在铅精矿中金回收率为24. 19%，银回收率为 83. 66%。 实施例4
矿石选自湖南宝山西部矿2
(1)磨矿将原矿磨矿至细度小于0.074mm的矿占整个原矿的78% ；
(2)铅优先浮选采用一次粗选三次精选两次扫选中矿循序返回方法获得铅精矿；
其中在铅粗选浮选前加入Na2S 50g/t、氢氧化钠600g/t、ZnSO41300g/t和Na2S03400g/ t的组合抑制剂，加入MB黄药10g/t、乙硫氮30g/t和25号黑药40g/t的组合捕收剂，加入 2 号油 30 g/t ；
在铅浮选的第一次扫选前加入氢氧化钠200g/t、ZnS04600g/和Na2S03200g/t的组合抑制剂，加入MB黄药5 g/t、乙硫氮15g/t和25号黑药10g/t的组合捕收剂；
在铅浮选的第二次扫选前加入MB黄药5g/t、乙硫氮15g/t和25号黑5g/t的组合捕收
剂；
在铅精选前加入氢氧化钠100g/t、ZnS04500g/t和Na2S03200g/t的组合抑制剂，加入25 号黑药5 g/t ；
(3)浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。对西部矿2浮选得到铅精矿含1^56. 88%、回收率92. 76% ；锌精矿含&ι51. 25% ；回收率90. 13%。在铅精矿中金回收率为24. 56%，银回收率为 83. 78%。
实施例5 (对比实施例) 矿石选自湖南宝山北部矿
现有选矿流程入选为磨矿细度小于0. 074mm的矿占整个原矿的69. 0%，铅优先浮选粗选加入氰化钠200 g/t、硫酸锌1000 g/t作抑制剂，加入MB黄药200 g/t、丁铵黑药30 g/ t作捕收剂，铅优先浮选扫选一加入MB黄药60 g/t、丁铵黑药10 g/t作捕收剂；铅优先浮选扫选二加入MB黄药60 g/t作捕收剂浮选获得铅精矿；铅精选1加入氰化钠80 g/t、硫酸锌400 g/t ；铅精选2加入氰化钠60 g/t、硫酸锌300 g/t ；铅精选3加入氰化钠60g/t、 硫酸锌300 g/t。铅尾矿加硫酸铜、MB黄药混合浮选锌硫矿，获得锌硫混合精矿后再加石灰抑制剂进行锌硫分离分别获得锌精矿和硫精矿。目前选矿指标铅精矿中含1^63. 50%、回收率93.85%;锌精矿含&155.0%;回收率93.0%。在铅精矿中金回收率为15.0%，银回收率为 75%。
实施例6 (对比实施例) 矿石选自湖南宝山西部难选矿
现有选矿流程入选为磨矿细度小于0. 074mm的矿占整个原矿的69. 0%，铅优先浮选粗选加入氰化钠100 g/t、硫酸锌1250 g/t作抑制剂，加入MB黄药80 g/t、丁铵黑药30 g/t 作捕收剂，铅优先浮选扫选一加入MB黄药60 g/t、丁铵黑药10 g/t作捕收剂；铅优先浮选扫选二加入MB黄药60 g/t作捕收剂浮选获得铅精矿；铅精选1加入氰化钠60 g/t、硫酸锌 300 g/t ；铅精选2加入氰化钠300 g/t、硫酸锌300 g/t ；铅精选3加入氰化钠30g/t、硫酸锌300 g/t。铅尾矿加硫酸铜、MB黄药混合浮选锌硫矿，获得锌硫混合精矿后再加石灰抑制剂进行锌硫分离分别获得锌精矿和硫精矿。目前选矿指标铅精矿中含1^65. 44%、回收率 86. 95% ；锌精矿含&ι51. 03% ；回收率85. 74%。在铅精矿中金回收率为12. 23%，银回收率为 80. 09%ο
实施例7 成本计算
无氰化技术实施后新增产值与药剂成本的计算，根据目前日处理500吨原矿计算。北部矿无氰浮选药剂成本35. 9142元/吨原矿，北部矿氰化药剂成本35. 625元/ 吨原矿，扣除新增加药剂成本等，实际年新增产值为305. 3812万元。西部矿1无氰浮选药剂成本37. 961元/吨原矿，西部矿氰化药剂成本29. 1255元 /吨原矿；扣除新增加药剂成本等，实际年新增产值为2215. 5902万元。西部矿2无氰浮选药剂成本37. 961元/吨原矿，西部矿氰化药剂成本29. 1255元 /吨原矿；扣除新增加药剂成本等，实际年新增产值为1165. 8024万元
砂矿无氰浮选药剂成本42. 4552元/吨原矿，砂矿氰化药剂成本38. 006元/吨原矿， 扣除新增加药剂成本等，实际年新增产值为534. 2632万元。总结由实施例1一4和实施例5、6的对比可知，本发明的选矿方法不仅提高铅锌精矿回收率，而且金银回收率也有较大幅度的提高；同时简化了选矿工艺流程。由实施例 7可知，该技术的实施有效的取消氰化钠在生产中的应用，使企业社会效益及经济效益极大的提高。
权利要求
1.一种取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，包括磨矿方法、浮选方法、组合抑制剂的使用方法和组合捕收剂的使用方法。
2.根据权利要求1所述取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，所述磨矿方法为将原矿磨矿至细度小于0. 074mm的矿料占整个原料的72%_84%。
3.根据权利要求1所述取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，所述浮选方法包括(1)铅优先浮选采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得铅精矿；(2)浮铅尾矿优先浮选锌采用一次粗选三次精选二次扫选中矿循序返回方法获得锌精矿。
4.根据权利要求1所述取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，所述组合抑制剂的使用方法包括(1)在铅粗选浮选前加入组合抑制剂Na2S50 g/t 500g/t、PH调整剂100g/t 2000g/t、ZnS04500g/t 3000g/t 和 Na2S0350 g/t 1500g/t ；(2)在铅浮选的第一次扫选前加入组合抑制剂PH调整剂50g/t 1000g/t ,ZnSO4IOO g/t 1500g/t 和 Na2S0350 g/t 800g/t ；(3)在每次铅精选前加入Na2S0 g/t 300g/t、PH调整剂10 g/t 500g/t、ZnS0420 g/t 1500g/t 和 NEi2SO3IOg/1 1000g/t 的组合抑制剂。
5.根据权利要求4所述取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，所述PH 调整剂为硫酸、碳酸钠或氢氧化钠。
6.根据权利要求1所述取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，所述组合捕收剂的使用方法包括(1)在铅粗选浮选前加入以下三种组合捕收剂的任意一种第一种组合捕收剂乙硫氮20 g/t 200 g/t、丁基胺黑药3 g/t 50 g/t和25号黑药10 g/t 200 g/t的组合捕收剂；第二种组合捕收剂黄药10 g/t 200 g/t、乙硫氮10 g/t 200 g/t和25号黑药5 g/t 200 g/t的组合捕收剂；第三种组合捕收剂黄药10 g/t 200g/t、乙黄药10 g/t 100g/t和25号黑药3 g/t 80g/t的组合捕收剂；(2)在铅浮选的第一次扫选前加入以下三种组合捕收剂的任意一种第一种组合捕收剂乙硫氮5 g/t 100 g/t、丁基胺黑药0 g/t 50 g/t和25号黑药 2 100 g/t ；第二种组合捕收剂黄药5 g/t 100 g/t、乙硫氮5 g/t 100 g/t和25号黑药2 g/t 100 g/t ；第三种组合捕收剂黄药5 g/t 100g/t、乙黄药5g/t 80g/t和25号黑药1 g/t 60g/t ；(3)在铅浮选的第二次扫选前加入以下三种组合捕收剂的任意一种第一种组合捕收剂乙硫氮5 g/t 100 g/t、丁基胺黑药0 g/t 50 g/t和25号黑药 2 g/t 100 g/t ；第二种组合捕收剂黄药5 g/t 100 g/t、乙硫氮5 g/t 100 g/t和25号黑药2g/t 100 g/t ；第三种组合捕收剂黄药5 g/t 100g/t、乙黄药5g/t 80g/t和25号黑药1 g/t 60g/t ；(4)在每次铅精选前加入25号黑药1 g/t 50 g/t捕收剂。
7.根据权利要求6所述取代氰化钠浮选铅锌难选矿的选矿方法，其特征在于，所述组合捕收剂的使用方法中的黄药为MB黄药、Y89黄药或丁黄药。
全文摘要
本发明涉及难选铅锌矿的选矿方法，具体提供了一种取代氰化钠选别难选铅锌矿的选矿方法，具体步骤包括(1)磨矿将原矿磨矿至物料粒度小于0.074mm占整个原矿的72%-84%；(2)铅优先浮选；(3)浮铅尾矿优先浮选锌。特别是该方法在选矿过程中添加组合抑制剂和组合捕收剂，取代剧毒氰化钠选别铅锌矿，减少了环境污染。另外，使用该方法提高铅锌精矿回收率、提高贵金属金银的回收率，增加企业经济效益。
文档编号B03D1/018GK102327815SQ201110213160
公开日2012年1月25日 申请日期2011年7月28日 优先权日2011年7月28日
发明者周玉才, 周菁, 张晓峰, 朱一民, 朱璐, 李天霞, 潘高产, 焦科诚, 胡婷婷, 魏党生 申请人:湖南有色金属研究院