专利名称：铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术的制作方法
技术领域：
本发明涉及铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，这是一种铅锌硫化矿选别技术。
背景技术：
铅锌硫化矿是我国重要的铅锌冶炼的物料，通常是铅锌矿物(方铅矿和闪锌矿)共伴生，而且其中还伴生有银、铟、锗、镓等稀贵金属，在选矿和冶炼的过程中需要考虑综合回收。我国铅锌硫化矿的一个特点是低铅高锌高硫，通过选矿作业可获得铅精矿、锌精矿和硫精矿三种产品，稀贵金属在三种精矿产品中不同程度得到富集，从而得以综合回收。目前，铅锌硫化矿最常用的选别方法是高碱度全优先浮选工艺技术，浮选工艺中，原矿磨矿细度为-0. 074mm占70%，以石灰为调整剂，将矿浆pH值调整到11. 0以上，以硫酸锌为闪锌矿的抑制剂，在高碱度下黄铁矿和闪锌矿均受到强烈抑制，以乙硫氮为捕收剂，二号油为起泡剂，优先浮选出方铅矿，经过三次精选得到合格的铅精矿。选铅尾矿继续加石灰将PH值调整到11. 5-12.0，抑制黄铁矿，用硫酸铜活化闪锌矿，以丁基黄药为捕收剂，二号油为起泡剂，浮选出闪锌矿，经过三次精选得到合格的锌精矿。选锌尾矿再选硫，以硫酸为活化剂，将矿浆PH值调整到6. 0，使黄铁矿得到活化，再以丁基黄药为捕收剂，二号油为起泡剂浮出黄铁矿，最终得到硫精矿。在此过程中，伴生银主要富集在铅精矿中，在铅的冶炼过程中得到综合回收；伴生铟主要富集在锌精矿中，在锌的湿法冶炼中得到综合回收。该工艺技术的优点是流程简单，操作容易，但也存在以下缺点(1)在选铅作业中的高碱度环境下，虽然黄铁矿和闪锌矿得到有效抑制，有利于提高铅精矿品位，但部分银矿物也受到抑制，降低了贵金属的回收率(< 阳％)。同时，如果矿石中含有部分易浮的脆硫锑铅矿，该矿物在高碱度下也受到抑制，从而降低了铅的回收率。(2)在含泥较多(包括原生矿泥和次生矿泥)时，在高碱度环境中矿浆的分散性较差，铅的选别指标受到的影响较大，回收率较低(< 65%)。(3) 整个工艺流程存在“强压强拉”的现象，在优先选铅作业中用石灰和硫酸锌强烈抑制黄铁矿和闪锌矿，在选锌作业中，需要加入较多的硫酸铜活化闪锌矿；在选硫作业中，需要加入较多的硫酸活化黄铁矿。因此造成药剂消耗量大，中矿循环量大，后续的作业设备容易形成硫酸钙结垢等问题。
发明内容
为了解决上述常规高碱度全优先浮选工艺中的铅银回收率低和“强压强拉”造成的系列问题，本发明提供了铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，该技术是强化分散低高碱度铅锌硫化矿选别技术，该技术不仅能够提高铅以及铅精矿中银的回收率，而且能够减少石灰和其他浮选药剂的用量，降低生产成本。本发明采用的技术方案是优先选铅，再进行锌硫混浮、锌硫分离和选硫作业，得到铅精矿、锌精矿和硫精矿；其中以六偏磷酸钠为分散剂，在低碱条件下用选择性好的捕收剂优先浮出部分易浮的方铅矿和银矿物，然后在高碱条件下用捕收能力较强的捕收剂浮选剩下的方铅矿，选铅尾矿再进行锌硫部分优先混合浮选、锌硫分离和选硫作业，最后得到铅精矿、锌精矿和硫精矿。在磨矿过程中加入分散剂，该分散剂不仅具有矿浆分散的效果，也具有一定的助磨效果，使磨矿细度趋于合理，避免过粉碎和矿泥的“罩盖”效应。加入石灰将矿浆PH值调节到9. 0 9. 5，以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿抑制剂，以对方铅矿选择性好的丁铵黑药和乙硫氮为捕收剂，优先浮选部分可浮性好的铅矿物。然后再以石灰为调整剂，将矿浆PH值调整至11. 0 11. 5，以硫酸锌为抑制剂，丁黄药和乙硫氮为捕收剂，进行二次铅粗选，浮选出难浮的铅矿物。通过强化分散和低高碱度的两次选别，有利于提高铅的回收率和铅中银的回收率。选铅的尾矿不再添加石灰，直接加硫酸铜活化，以丁黄药为捕收剂浮出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿，锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选。选锌尾矿加硫酸活化，以丁黄药为捕收剂浮出剩下的黄铁矿。这样，通过部分优先混合浮选的锌硫分离技术，降低了石灰和硫酸的用量，减少了中矿的循环量，从而降低了生产成本。本发明中在球磨机中添加800 1000g/t六偏磷酸钠作为分散剂，磨矿细度为-0. 074mm占67% 70%，添加3000 4000g/t石灰调节矿菜pH值至9. 0 9. 5，以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿的抑制剂，用量分别为400 500g/t和300 400g/t，以丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂，用量分别为40 60g/t和20 30g/t，2号油为起泡剂，用量为IOg/ t左右，优先浮出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物，产品为粗一精矿，并入到铅的精选二作业中进行精选；在铅粗选二作业中添加3000 4000g/t石灰将铅粗选二作业的矿浆PH值调节至11. 0 11. 5，添加300 500g/t硫酸锌抑制闪锌矿，以丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂，用量分别为20 30 g/t和30 40g/t，2号油用量为20 30g/t，进一步浮选较难上浮的铅矿物，粗选二作业中泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。本发明中选铅尾矿不再添加石灰，直接添加400 500g/t硫酸铜作活化剂，以丁黄药为捕收剂，2号油为起泡剂，用量分别为100 120g/t和30 40g/t，浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿，得到锌硫混合精矿；锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业，以石灰为抑制剂抑制黄铁矿，经过三次精选得到锌精矿，锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中；锌硫混选的尾矿加入2000 3000g/t硫酸，将矿浆pH值调节至6. 0 6. 5，以丁黄药为捕收剂，二号油为起泡剂，用量分别为80 100g/t和30 40g/t，进一步浮选出黄铁矿，泡沫产品经过三次精选得到硫精矿。本发明具有如下优点(1)适合于处理含银的铅锌硫化矿，特别是适合于低铅高锌高硫、含泥较多、伴生有银等贵金属的铅锌硫化矿，可以提高铅的回收率和银的回收率， 增加经济效益。(2)适合处理容易泥化、伴生有少量脆硫锑铅矿的铅锌硫化矿，可以提高铅的回收率。(3)减少了石灰、硫酸的用量，减少了中矿循环量和设备结垢的频率，降低了选矿成本。(4)提高了铅精矿、锌精矿和硫精矿的品位，降低了运输成本和冶炼成本。
图1是本发明的铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选工艺流程图。下面结合附图对本发明作进一步的描述。
具体实施方式
实施例1
云南某铅锌矿含铅1. 60%，锌4. 70%，硫15%，银110g/t，采用常规的高碱工艺流程获得的技术指标是铅精矿品位45. 4%，回收率55. 3%，铅精矿中银品位2113g/t，银回收率50. 7% ； 锌精矿品位41. 5%，回收率88. 7% ；硫精矿品位33%，回收率61. 1%。采用本发明的工艺技术流程，原矿磨矿至-0. 074mm占67%，在磨矿过程中加入800g/t六偏磷酸钠作为分散剂和助磨剂，改善矿浆的分散性和磨矿效果，添加3000g/t石灰调节pH值至9. 0，以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿的抑制剂，用量分别为400g/t和300g/t，以对方铅矿选择性较好、而对黄铁矿和闪锌矿捕收能力较弱的丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂，用量分别为40g/t和20g/t，2号油为起泡剂，用量为10g/t，优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物，产品为粗一精矿，并入到铅的精选二作业中进行精选。在铅粗二作业中添加3000g/t石灰将矿浆 PH值调节至11. 0，进一步抑制黄铁矿，添加300g/t硫酸锌抑制闪锌矿，以捕收能力较强的丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂，用量分别为20 g/t和30g/t，2号油用量为20 g/t，进一步浮选较难上浮的铅矿物，粗二泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。选铅尾矿不再添加石灰， 直接添加400g/t硫酸铜作活化剂，以丁黄药为捕收剂，2号油为起泡剂，用量分别为100g/t 和30g/t，浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿，得到锌硫混合精矿。锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业，以石灰为抑制剂抑制黄铁矿，经过三次精选得到锌精矿，锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中。锌硫混选的尾矿加入2000g/t硫酸，将矿浆pH值调节至6. 5，以丁黄药为捕收剂，二号油为起泡剂，用量分别为80g/t和30g/t，进一步浮选出黄铁矿，泡沫产品经过三次精选得到硫精矿。最后获得的技术指标是铅精矿品位46. 0%，回收率70. 6%， 铅精矿中银品位2067g/t，银回收率63. 6% ；锌精矿品位44. 2%，回收率89. 0% ；硫精矿品位 37%，回收率69. 3%。石灰用量减少4000g/t，硫酸用量减少2000 g/t。实施例2
广西某铅锌矿含铅2. 10%,锌5. 60%,硫18%，银90g/t，采用常规的高碱工艺流程获得的技术指标是铅精矿品位47. 0%，回收率82. 1%，铅精矿中银品位1910g/t，银回收率60. 0 % ； 锌精矿品位44. 3%，回收率88. 0% ；硫精矿品位35%，回收率63. 3%。采用本发明的工艺技术流程，原矿磨矿至-0. 074mm占70%，在磨矿过程中加入1000g/t六偏磷酸钠作为分散剂和助磨剂，改善矿浆的分散性和磨矿效果，添加4000g/t石灰调节pH值至9. 5，以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿的抑制剂，用量分别为500g/t和400g/t，以对方铅矿选择性较好、而对黄铁矿和闪锌矿捕收能力较弱的丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂，用量分别为60g/t和30g/t， 2号油为起泡剂，用量为10g/t，优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物，产品为粗一精矿，并入到铅的精选二作业中进行精选。在铅粗选二作业中添加4000g/t石灰将矿浆PH值调节至11. 5，进一步抑制黄铁矿，添加500g/t硫酸锌抑制闪锌矿，以捕收能力较强的丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂，用量分别为30 g/t和40g/t，2号油用量为30 g/t, 进一步浮选较难上浮的铅矿物，粗二泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。选铅尾矿不再添加石灰，直接添加500g/t硫酸铜作活化剂，以丁黄药为捕收剂，2号油为起泡剂，用量分别为120g/t和40g/t，浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿，得到锌硫混合精矿。锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业，以石灰为抑制剂抑制黄铁矿，经过三次精选得到锌精矿，锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中。锌硫混选的尾矿加入3000g/t硫酸，将矿浆pH值调节至6. 0，以丁黄药为捕收剂，二号油为起泡剂，用量分别为100g/t和40g/t，进一步浮选出黄铁矿，泡沫产品经过三次精选得到硫精矿。最后获得的技术指标是铅精矿品位47. 2%，回收率84. 5%，铅精矿中银品位1920g/t，银回收率66. 3% ；锌精矿品位44. 0%，回收率89. 5% ；硫精矿品位36. 7%，回收率67. 8%。石灰用量减少3000g/t，硫酸用量减少1500 g/t。
实施例3
云南某铅锌矿含铅1. 60%，锌4. 70%，硫15%，银110g/t，采用常规的高碱工艺流程获得的技术指标是铅精矿品位45. 4%，回收率55. 3%，铅精矿中银品位2113g/t，银回收率50. 7% ； 锌精矿品位41. 5%，回收率88. 7% ；硫精矿品位33%，回收率61. 1%。采用本发明的工艺技术流程，原矿磨矿至-0. 074mm占69%，在磨矿过程中加入900g/t六偏磷酸钠作为分散剂和助磨剂，改善矿浆的分散性和磨矿效果，添加3500g/t石灰调节pH值至9. 3，以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿的抑制剂，用量分别为450g/t和350g/t，以对方铅矿选择性较好、而对黄铁矿和闪锌矿捕收能力较弱的丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂，用量分别为50g/t和25g/t，2 号油为起泡剂，用量为10g/t，优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物，产品为粗一精矿，并入到铅的精选二作业中进行精选。在铅粗二作业中添加3500g/t石灰将矿浆PH值调节至11. 3，进一步抑制黄铁矿，添加400g/t硫酸锌抑制闪锌矿，以捕收能力较强的丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂，用量分别是25g/t和35g/t，2号油用量为25 g/t，进一步浮选较难上浮的铅矿物，粗二泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。选铅尾矿不再添加石灰， 直接添加450g/t硫酸铜作活化剂，以丁黄药为捕收剂，2号油为起泡剂，用量分别为110g/t 和35g/t，浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿，得到锌硫混合精矿。锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业，以石灰为抑制剂抑制黄铁矿，经过三次精选得到锌精矿，锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中。锌硫混选的尾矿加入2500g/t硫酸，将矿浆pH值调节至6. 0，以丁黄药为捕收剂，二号油为起泡剂，用量分别为90g/t和35g/t，进一步浮选出黄铁矿，泡沫产品经过三次精选得到硫精矿。最后获得的技术指标是铅精矿品位46. 8%，回收率75. 6%， 铅精矿中银品位2007g/t，银回收率64. 6% ；锌精矿品位44. 1%，回收率89. 1% ；硫精矿品位 36. 5%，回收率68. 3%。石灰用量减少3000g/t，硫酸用量减少1300 g/t。
权利要求
1.铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，优先选铅，再进行锌硫混浮、 锌硫分离和选硫作业，得到铅精矿、锌精矿和硫精矿，其特征是以六偏磷酸钠为分散剂，在低碱条件下用选择性好的捕收剂优先浮出部分易浮的方铅矿和银矿物，然后在高碱条件下用捕收能力较强的捕收剂浮选剩下的方铅矿，选铅尾矿再进行锌硫部分优先混合浮选、锌硫分离和选硫作业，最后得到铅精矿、锌精矿和硫精矿。
2.根据权利要求1所述的铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，其特征是在球磨机中添加800 1000g/t六偏磷酸钠作为分散剂，磨矿细度为-0. 074mm占 67% 70%，添加3000 4000g/t石灰调节矿浆pH值至9. 0 9. 5，以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿的抑制剂，用量分别为400 500g/t和300 400g/t，以丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂，用量分别为40 60g/t和20 30g/t，2号油为起泡剂，用量为10g/t左右，优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物，产品为粗一精矿，并入到铅的精选二作业中进行精选；在铅二次粗选作业中，添加3000 4000g/t石灰将矿浆pH值调节至11. 0 11. 5，添加300 500g/t硫酸锌抑制闪锌矿，以丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂，用量分别是 20 30 g/t和30 40g/t，2号油用量为20 30g/t，进一步浮选较难上浮的铅矿物，铅粗选二作业中的泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。
3.根据权利要求1所述的铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，其特征是选铅尾矿不再添加石灰，直接添加400 500g/t硫酸铜作活化剂，以丁黄药为捕收剂，2号油为起泡剂，用量分别为100 120g/t和30 40g/t，浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿，得到锌硫混合精矿；锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业，以石灰为抑制剂抑制黄铁矿，经过三次精选得到锌精矿，锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中；锌硫混选的尾矿加入2000 3000g/t硫酸，将矿浆pH值调节至6. 0 6. 5，以丁黄药为捕收剂，二号油为起泡剂，用量分别为80 100g/t和30 40g/t，进一步浮选出黄铁矿，泡沫产品经过三次精选得到硫精矿。
全文摘要
本发明公开了铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术，在铅锌硫化矿选别中，以六偏磷酸钠为分散剂，直接添加到球磨中，矿石磨至-0.074mm占67%～70%，以石灰为调整剂，以硫酸锌和亚硫酸钠为抑制剂，以丁铵黑药和乙硫氮为捕收剂，在低碱度下优先浮选部分可浮性好的铅矿物；然后以黄药和乙硫氮为捕收剂，在高碱度下进一步浮选铅矿物；选铅尾矿加硫酸铜活化，以丁黄药为捕收剂浮选出闪锌矿和部分黄铁矿，锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选；选锌尾矿加硫酸活化，以黄药为捕收剂浮出剩下的黄铁矿；该技术能够提高铅银回收率，降低石灰、硫酸用量和减少中矿循环量，降低选矿成本，提高精矿品位。
文档编号B03D101/06GK102371212SQ20111031807
公开日2012年3月14日 申请日期2011年10月19日 优先权日2011年10月19日
发明者蓝卓越, 黄伟忠, 黎维中 申请人:昆明理工大学