从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法
【专利摘要】本发明公开了一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤：先对原矿进行磨矿；再加入组合式浮选剂对磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理；继续对粗选后的粗精矿进行精选，继续加入组合式浮选剂对粗选后的尾矿进行扫选；对精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨；对再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后的尾矿返回扫选工序。在前述方法的基础上可再增加铅硫粗选、铅硫精选、铅硫分离得到铅精矿，浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，最后得到硫精矿。本发明的方法具有工艺操作简便、流程合理、药剂用量少、能耗低、设备使用寿命长、分离效果好等优点。
【专利说明】从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及一种浮选工艺，尤其涉及一种含铅锌硫化矿的浮选工艺。
【背景技术】
[0002]传统的硫化铅锌矿选矿工艺流程主要是高碱度优先浮铅工艺，该流程在回收铅矿物时，所用药剂制度中需加入大量石灰抑制黄铁矿。为了综合利用矿石中的黄铁矿资源，回收铅矿物后的尾矿需加入大量硫酸活化被抑制的黄铁矿。
[0003]上述的传统工艺流程具有以下两大不足:1、药剂成本高；2、高碱高酸工艺加大了操作难度，同时对浮选设备的要求更高，相关设备必须进行特殊的防腐处理。
【发明内容】
[0004]本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种工艺操作简便、流程合理、药剂用量少、能耗低、设备使用寿命长、分离效果好的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法。
[0005]为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤:
[0006](I)磨矿:先对原矿进行磨矿；
[0007](2)粗选:加入组合式浮选剂对磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理；
[0008](3)精选和扫选:继续可选择性加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行精选，继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行扫选；
[0009](4)再磨:对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨；
[0010](5)脱杂:对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序。
[0011]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(1)中，所述磨矿是指将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占50%以上。
[0012]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(2)中，全混浮粗选处理时的浮选浓度为30%?38%，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC (甲基异丁基甲醇)，且乙黄药的加入量为80?150g/t原矿(更优选为90?120g/t原矿)，丁黄药的加入量为20?50g/t原矿，MIBC (主要作起泡剂)的加入量为40?100g/t原矿(更优选为50?70g/t原矿)。更优选的，所述乙黄药与丁黄药的用量比特别优选为2.5?3.5:1。所述的组合式浮选剂还可优选包括硫化钠和硫酸铜，其加入量均为20?50g/t原矿。
[0013]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(3)中，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为20?80g/t原矿(其中，精选时可以为40?80g/t原矿,扫选时可以为20?60g/t原矿)，丁黄药的加入量为10?30g/t原矿，MIBC的加入量为10?35g/t原矿(更优选为15?30g/t原矿)。扫选时组合式浮选剂中还可优选添加硫酸铜，加入量为10?30g/t原矿。
[0014]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(4)中，所述再磨是指将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm(或者-200目)占90%以上。
[0015]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(5)中，所述的组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC;乙黄药的加入量为40?100g/t原矿，乙硫氮的加入量为10?30g/t原矿，MIBC的加入量为15?40g/t原矿。
[0016]作为一个总的技术构思，本发明还提供一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，在上述各技术方案的步骤(5)后，还包括以下步骤:
[0017](6)铅硫粗选:加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选；
[0018](7)铅硫精选:加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行精选，加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，扫选后得锌精矿；
[0019](8)铅硫分离:加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处理，浮选分离处理后的精矿进行铅精选，得到铅精矿，浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，最后得到硫精矿。
[0020]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(6)中，所述的组合式浮选剂包括硫酸锌(主要作为抑制剂)、亚硫酸钠、乙硫氮(主要作为捕收剂)和MIBC(起泡剂)，且硫酸锌的加入量为1200?1600g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为600?1000g/t原矿，乙硫氮的加入量为10?30g/t原矿(更优选为15?25g/t原矿)，MIBC的加入量为15?30g/t原矿。
[0021]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(7)中，用于精选的组合式浮选剂包括硫酸锌(主要作为抑制剂)、亚硫酸钠、乙硫氮(主要作为捕收剂)和MIBC (起泡剂)，用于扫选的组合式浮选剂包括乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为100?300g/t原矿(更优选为160?250g/t原矿)，亚硫酸钠的加入量为60?200g/t原矿(更优选为100?150g/t原矿)，乙硫氮的加入量为10?30g/t原矿(更优选为15?25g/t原矿)，MIBC的加入量为5?20g/t原矿。
[0022]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤
(8)中，所述的组合式分离剂包括石灰(主要作为抑制剂)、乙硫氮(主要作为捕收剂)和MIBC，且石灰的加入量为500?2000g/t原矿(更优选1000?1500g/t原矿)，乙硫氮的加入量为5?25g/t原矿，MIBC的加入量为O?20g/t原矿(更优选为5?15g/t原矿)。
[0023]上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述方法的全工艺流程中不使用强酸和活性炭。
[0024]本发明的上述技术方案主要是基于以下思路:即从含铅、锌、银等多金属硫化矿中逐一浮选分离出铅精矿、锌精矿及硫精矿，其工艺流程中先进行粗磨，然后全混浮，再磨，最后进行铅硫分离，通过本发明的工艺流程可以依次实现铅锌硫混浮、铅硫与锌的分离、以及铅硫分离。
[0025]与现有技术相比，本发明的优点在于:
[0026](I)本发明的工艺流程中首先采用了两段磨矿处理，第一段粗磨后将浮选所得铅锌硫混合粗精矿进行再磨，而再磨时的入磨矿量仅为原矿量30%?35%左右，该部分的混合粗精矿较易磨细，这样不仅可以大幅降低磨矿能耗，而且能够大大提高选矿效率和效果。[0027](2)本发明的浮选工艺中通过对各种组合式药剂的用量和配伍进行优选搭配，使得在本发明浮选工艺的全流程中完全可以不使用硫酸等强酸，这不仅大大延长了设备的使用寿命，同时更降低了药剂成本。
[0028](3)本发明对浮选工艺的工艺流程也作了大量优化，由于在工艺流程中未采用锌硫混浮的操作方式，这使得在对含锌的粗精矿进行精选时，无需添加活性炭等进行脱药，从而降低了浮选工艺的操作难度。
[0029](4)本发明的浮选工艺为粗磨粗选，再磨分离，因此所得的尾矿粒度相对较粗，这类尾矿更利于充填及尾矿堆放。
[0030]总的来说，本发明的工艺方法不仅流程更加合理、工艺操作更加简便，而且药剂用量少、能耗低、设备使用寿命长、分离效果好，对于今后含铅锌的多金属硫化矿的综合利用
具有重要意义。
【专利附图】
【附图说明】
[0031]图1为本发明实施例1中浮选分离方法的工艺流程简图。
[0032]图2为本发明实施例2中浮选分离方法的工艺流程简图。
【具体实施方式】
[0033]为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
[0034]除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
[0035]除有特别说明，本发明中用到的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。本发明中用到的乙黄药、丁黄药、乙硫氮和石灰均优选为工业级别。本发明中用到的MIBC、硫酸锌和亚硫酸钠选优选采用分析纯级别，如无特别说明，以下药剂用量均是指的每一次操作时的药剂用量。
[0036]实施例1:
[0037]以湖南某铅锌银硫化矿为处理对象，该矿石主要金属矿物包括方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，主要脉石矿物为石英，矿石中铅锌的氧化率均为5%左右。采用如图1所示的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤:
[0038](I)磨矿:先对原矿进行磨矿，将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占60% ;
[0039](2)粗选:加入组合式浮选剂对上述步骤(I)磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理；浮选浓度为37% ;该组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，且乙黄药的加入量为90g/t原矿，丁黄药的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为60g/t原矿，乙黄药与丁黄药的用量比为3:1;
[0040](3)精选和扫选:继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行一次精选，该组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为45g/t原矿，丁黄药的加入量为15g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行两次扫选；该扫选用的组合式浮选剂包括硫酸铜、乙黄药、丁黄药和MIBC，硫酸铜的加入量为20g/t原矿，乙黄药的加入量为30g/t原矿，丁黄药的加入量为10g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；
[0041](4)再磨:对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨，将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm(或者-200 目)占 90% ；
[0042](5)脱杂:对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序；组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC ；乙黄药的加入量为80g/t原矿，乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为30g/t原矿；
[0043](6)铅硫粗选:加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选；该组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为1500g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为750g/t原矿，乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；
[0044](7)铅硫精选:加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行两次精选，该组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为250g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为125g/t原矿，乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原矿；加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行一次扫选，该组合式浮选剂包括乙硫氮和MIBC，且乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；扫选后得锌精矿；
[0045](8)铅硫分离:加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处理，该组合式分离剂包括石灰、乙硫氮和MIBC，且石灰的加入量为1500g/t原矿，乙硫氮的加入量为10g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原矿；浮选分离处理后的精矿进行两次铅精选，铅精选时石灰用量为1000g/t原矿，乙硫氮用量为10g/t原矿，起泡剂MIBC用量为
2.5g/t原矿，得到铅精矿；浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，铅扫选时乙硫氮用量10g/t原矿，起泡剂MIBC用量为5g/t原矿；最后得到硫精矿。
[0046]本发明浮选分离后各产物的主要技术指标如下:铅精矿产率为4.68%，铅品位为62.00%，铅回收率为91.82%，铅精矿中伴生银品位为1220.62g/t，银回收率为70.26% ;锌精矿产率为6.78%，锌品位为53.45%，锌回收率为92.21%，锌精矿中银品位为147.49g/t，银回收率为12.30%;所得硫精矿产率为21.60%，硫品位为51.91%，硫回收率为73.14%，硫精矿中银品位为40.08g/t，银回收率为10.65%。
[0047]实施例2:
[0048]以广西某铅锌矿为处理对象，该矿石主要金属矿物包括方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，主要脉石矿物为石英，矿石中铅的氧化率较高，达到30%左右，锌的氧化率为10%左右。采用如图2所示的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤:
[0049](I)磨矿:先对原矿进行磨矿，将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占50% ;
[0050](2)粗选:加入组合式浮选剂对上述步骤(I)磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理；浮选浓度为37%;该组合式浮选剂包括硫化钠、硫酸铜、乙黄药、丁黄药和MIBC，且硫化钠的加入量为40g/t原矿，硫酸铜的加入量为40g/t原矿，乙黄药的加入量为90g/t原矿，丁黄药的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为50g/t原矿，乙黄药与丁黄药的用量比为3:1 ;
[0051](3)精选和扫选:本步骤的全混浮精选为空白精选(即不添加药剂进行浮选)；力口入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行两次扫选；该扫选用的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为60g/t原矿，丁黄药的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为25g/t原矿；
[0052](4)再磨:对上述精选和扫选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨，将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm (或者-200目)占92.25% ;
[0053](5)脱杂:对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序；组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC ；乙黄药的加入量为40g/t原矿，乙硫氮的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；
[0054](6)铅硫粗选:加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选；该组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为1500g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为750g/t原矿，乙硫氮的加入量为30g/t原矿，MIBC的加入量为20g/t原矿；
[0055](7)铅硫精选:加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行两次精选，该组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为250g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为125g/t原矿，乙硫氮的加入量为10g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原矿；加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，该组合式浮选剂包括乙硫氮和MIBC，且乙硫氮的加入量为20g/t原矿，MIBC的加入量为10g/t原矿；扫选后得锌精矿；
[0056](8)铅硫分离:加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处理，该组合式分离剂包括石灰、乙硫氮和MIBC，且石灰的加入量为500g/t原矿，乙硫氮的加入量为5g/t原矿，MIBC的加入量为5g/t原矿；浮选分离处理后的精矿进行两次铅精选，铅精选时石灰用量为800g/t原矿，乙硫氮用量为10g/t原矿，起泡剂MIBC用量为2.5g/t原矿，得到铅精矿；浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，铅扫选时乙硫氮用量10g/t原矿，起泡剂MIBC用量为5g/t原矿；最后得到硫精矿。
[0057]本发明浮选分离后各产物的主要技术指标如下:所得铅精矿产率2.21%，铅品位53.19%，铅回收率78.09% ;所得锌精矿产率1.87%，锌品位46.13%，锌回收率77.00% ；所得硫精矿产率6.15%，硫品位50.46%，硫回收率67.93%。
【权利要求】
1.一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤: (1)磨矿:先对原矿进行磨矿； (2)粗选:加入组合式浮选剂对磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理； (3)精选和扫选:继续可选择性加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行精选，继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行扫选； (4)再磨:对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨； (5)脱杂:对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序。
2.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(1)中，所述磨矿是指将原矿磨至-0.074mm占50%以上；所述步骤(4)中，所述再磨是指将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm占90%以上。
3.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(2)中，全混浮粗选处理时的浮选浓度为30 %~38 %，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，且乙黄药的加入量为80~150g/t原矿，丁黄药的加入量为20~50g/t原矿，MIBC的加入量为40~100g/t原矿。
4.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(3)中，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，且乙黄药的加入量为20~60g/t原矿，丁黄药的加入量为10~30g/t原矿，MIBC的加入量为10~35g/t原矿。
5.根据权利要求1所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(5)中，所述的组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC ;乙黄药的加入量为40~100g/t原矿，乙硫氮的加入量为10~30g/t原矿，MIBC的加入量为15~40g/t原矿。
6.一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于，在权利要求I~5中任一项所述方法的步骤(5)后，还包括以下步骤: (6)铅硫粗选:加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选； (7)铅硫精选:加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行精选，加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，扫选后得锌精矿； (8)铅硫分离:加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处理，浮选分离处理后的精矿进行铅精选，得到铅精矿，浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，最后得到硫精矿。
7.根据权利要求6所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(6)中，所述的组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为1200~1600g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为600~1000g/t原矿，乙硫氮的加入量为10~30g/t原矿，MIBC的加入量为15~30g/t原矿。
8.根据权利要求6或7所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(7)中，所述的组合式浮选剂包括硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮和MIBC，且硫酸锌的加入量为100~300g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为60~200g/t原矿，乙硫氮的加入量为10~30g/t原矿，MIBC的加入量为5~20g/t原矿。
9.根据权利要求6或7所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征在于:所述步骤(8)中，所述的组合式分离剂包括石灰、乙硫氮和MIBC，且石灰的加入量为500~2000g/t原矿，乙硫氮的加入量为5~25g/t原矿，MIBC的加入量为O~20g/t原矿。
10.根据权利要求1~9中任一项所述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，其特征 在于:所述方法的全工艺流程中不使用强酸和活性炭。
【文档编号】B03B1/00GK104001626SQ201410238477
【公开日】2014年8月27日 申请日期:2014年5月30日 优先权日:2014年5月30日
【发明者】何从行, 朱超英, 李淮湘, 聂世华, 周清波, 欧也斐, 聂正才, 易峦, 白成庆, 阳华玲, 吴希明 申请人:长沙矿冶研究院有限责任公司, 湖南水口山有色金属集团有限公司