一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法与流程

本发明涉及一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，属于矿物加工工程领域。

背景技术：

我国有大量铜铅锌多金属硫化矿资源，铜矿物和铅矿物、铅矿物和锌矿物常致密共生，镶嵌关系复杂多变。在该类矿石的选矿富集过程中，往往需要充分细磨使铜、铅、锌矿物单体解离后，再进行铜、铅矿物或铅、锌矿物的浮选富集与分离。在浮选过程中，由于铜、锌硫化矿和铅硫化矿的表面差异性小，导致铜铅分离难，铅锌分离难，多产出金属互含严重的铜铅混合精矿或铅锌混合精矿，无法产出可销售的铅精矿，造成铅资源被浪费。与此同时，铜铅或铅锌混合精矿进入冶炼环节后，导致铜铅锌冶炼技术难度增加、成本大幅提高。因此，铜铅分离、铅锌分离效果的好坏是铜铅锌硫化矿选矿面临的关键问题，也是国内外研究的难点和热点。

铜铅或铅锌难分离的主要原因，一是浮选时铜铅锌硫化矿粒度组成往往微细，颗粒的表面活性极强，对浮选药剂吸附牢固，即使采用活性炭、硫化钠、细磨或洗涤脱水等方式，彻底脱药均非常困难，导致浮选抑制剂不能针对性地作用于其中一种矿物；其次，铜铅锌硫化矿中铜硫化矿、锌硫化矿和铅硫化矿可浮性相近，且均非常好。传统的铜铅分离方法主要是抑铅浮铜，通过选择合适的抑制剂来改变硫化铅的可浮性，各类无机抑制剂（水玻璃、六篇磷酸钠、腐殖酸钠、硫化钠、氰化物、重铬酸盐、各类酸等）、有机抑制剂（淀粉、糊精、单宁、羧甲基纤维素、木质磺酸钠等）和组合抑制剂等在铜铅分离中均有大量的研究。虽然研究成果多，但上述常规药剂对硫化铅表面的抑制作用弱，大多难以改变铜铅矿物表面的可浮性差异。铅锌分离方法主要是抑锌浮铅，多采用无机抑制剂硫酸锌、亚硫酸钠、亚硫酸和氰化物等，但当矿石中黄铁矿含量高，或硫化锌被矿浆中铜离子、铅离子活化后，上述药剂和方法往往难以抑制硫化锌，铅锌分离效果变差。以上多方面的因素，导致现阶段采用的选矿技术大多未能彻底实现铜、铅或铅锌之间的有效分离。可见，仅靠传统的脱药或浮选药剂来进行铜铅分离的思路需要改变。

基于上述分析，针对铜铅或铅锌硫化矿分离的难题，如何突破传统工艺，充分扩大铜矿物和铅矿物、锌矿物和铅矿物之间的表面性质及可浮性差异，开发出一种高效的铜铅分离、铅锌方法，对实现我国大量铜铅锌硫化矿资源的选矿开发及提高铜、铅锌资源利用率极具现实意义。

技术实现要素：

本发明的目的是提供一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，本发明方法对含硫化铅的微细粒混合精矿的分离具有工艺简单灵活、药剂种类单一，成本低及回收率高的优点。

本发明的技术方案如下：一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，具体步骤如下：

（1）混合精矿的湿法预处理：向混合精矿中加入硫酸或硫酸、二氧化锰的混合物或硫酸、过硫酸铵的混合物，得到浓度为30~40%的矿浆，接着将矿浆加热至80～100℃，并搅拌0.3~3h；

（2）过滤及洗涤：将步骤（1）搅拌后的矿浆进行过滤，得到滤液和滤饼，将滤饼加水洗涤，洗涤至滤饼水溶液的ph为5~7，然后继续过滤，得到混合精矿滤饼；

（3）浮选分离：将步骤（2）的混合精矿滤饼加水后得到矿浆，并调节矿浆浓度，然后向矿浆中加入松醇油进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选精矿进行两次精选，得到精矿ⅰ、精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿，将精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿分别进行扫选，精ⅰ扫选的尾矿与粗选尾矿混合，精ⅱ扫选尾矿作为中矿再进行浮选，中矿浮选的尾矿与精ⅰ扫选的尾矿、粗选尾矿混合，得到最终的尾矿，该尾矿即分离出的铅精矿；

（4）将步骤（3）两次精选后的精矿ⅰ再进行一次以上的精选，一次以上精选得到的尾矿依次返回上一级进行精选，得到精矿ⅱ，将步骤（3）的中矿浮选精矿与精矿ⅱ混合，得到最终的精矿，即分离铅后的精矿。

所述步骤（1）混合精矿以质量计粒度小于400目占80~95%。

所述步骤（1）混合精矿为铜铅硫化混合精矿、铅锌硫化混合精矿或铜铅锌硫化混合精矿。

所述步骤（1）中向混合精矿中加入硫酸或硫酸、二氧化锰的混合物或硫酸、过硫酸铵的混合物，其中硫酸的质量浓度均为20~40%，加入二氧化锰、过硫酸铵的质量与混合精矿的质量比均为1~2g:100g。

所述步骤（1）中搅拌速度为300~500r/min。

所述步骤（2）中得到的滤液返回步骤（1）中进行循环利用。

所述步骤（3）调节矿浆浓度为10~25%，所述一次粗选松醇油的加入量为100~160g/t，精ⅰ扫选和精ⅱ扫选分别加入松醇油40~80g/t。

所述步骤（4）中将步骤（3）两次精选后的精矿ⅰ再进行两次精选。

与公知的技术相比，本发明的有益效果是：

（1）本发明突破传统的混合精矿直接浮选分离工艺，本发明在浮选前对硫化混合精矿采用独立的湿法预处理技术，该预处理技术具有作用针对性强，作用效果彻底的优点。

（2）本发明预处理剂的配方组成独特，充分利用硫酸、硫酸和二氧化锰或过硫酸铵组合使用具有强氧化性的特点，可快速彻底抑制硫化铅，采用适当浓度的硫酸溶液，或硫酸溶液添加适量的二氧化锰（或过硫酸铵），在一定的温度条件和时间范围内，独特的药剂及药剂组合产生电化学氧化作用，可选择性地将混合精矿中的硫化铅表面变为氧化铅，从而使其表面活性受到强烈抑制，而硫化铜或硫化锌不受影响，因此，预处理后的硫化铅产生了巨大的表面性质差异和可浮性差异。

（3）本发明湿法预处理后的滤液循环回用，对含硫酸等的循环滤液回用至下一批混合精矿样，充分利用其中残余的硫酸，可大幅降低新鲜硫酸的用量且酸液不外排，具有成本低和环保优势。

（4）本发明湿法预处理后的硫化混合精矿，采用独特的自然浮选工艺，仅用松醇油为起泡剂，可直接从浮选泡沫富集得到分离铅后的精矿，从浮选底流富集得到铅精矿，分离效果好、回收率高。

与公知的技术相比，本发明方法将硫化混合精矿中的铅与其他成分进行分离的工艺具有各步骤优势互补、药剂制度简单、铜铅或铅锌分离彻底、成本低、回收率高的优点，应用于铜铅、铅锌或铜铅锌混合精矿中，对铜铅或铅锌硫化混合精矿实现经济高效地进行铜铅分离、铅锌分离，大幅提高铜、铅、锌的资源利用率，效果好。

附图说明

图1是本发明实施例1的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。

实施例1：如图1所示，一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，混合精矿为细粒铜铅硫化混合精矿，本混合精矿中，以质量计粒度小于400目占95%，其中含cu13.92wt%，pb15.35wt%，主要铜矿物为硫化铜（40.03wt%），主要铅矿物为硫化铅（17.16wt%），其余脉石矿物少量，以石英、方解石和高岭石为主，具体步骤如下：

（1）混合精矿的湿法预处理：将该铜铅硫化混合精矿置于搅拌槽中，向该铜铅硫化混合精矿中加入质量浓度为20%的硫酸溶液、二氧化锰调至矿浆浓度为30%，其中，加入的二氧化锰质量与混合精矿的质量比为1:100g，将矿浆加热至80℃，搅拌转速300r/min，搅拌时间3h；

（2）过滤及洗涤：将步骤（1）搅拌后的矿浆采用陶瓷过滤机进行过滤进行过滤，得到滤液和滤饼，将滤饼加水洗涤，洗涤至滤饼水溶液的ph为5，然后继续过滤，得到混合精矿滤饼；

（3）浮选分离：将步骤（2）的混合精矿滤饼加水后得到矿浆，并调节矿浆浓度为25%，然后向矿浆中加入松醇油160g/t，充分搅拌4min后进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选精矿进行两次精选，得到精矿ⅰ、精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿，将精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿分别进行扫选，扫选时分别加入松醇油80g/t，精ⅰ扫选的尾矿与粗选尾矿混合，精ⅱ扫选尾矿作为中矿再进行浮选，中矿浮选的尾矿与精ⅰ扫选的尾矿、粗选尾矿混合，得到最终的尾矿，该尾矿即分离出的铅精矿；

（4）将步骤（3）两次精选后的精矿ⅰ再进行两次精选，两次精选时分别得到的尾矿依次返回上一级进行精选，得到精矿ⅱ，将步骤（3）中矿浮选精矿与精矿ⅱ混合，得到最终的铜精矿，即分离铅后的铜精矿。

以铜精矿、铅精矿的品位和回收率计算，铜精矿的cu品位为18.15%，含pb3.75%，cu回收率为93.88%；铅精矿的pb品位为45.13%，含cu3.01%，pb回收率为82.32%；达到了较为理想的铜铅分离效果。

实施例2：一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，混合精矿为细粒铜铅硫化混合精矿，本混合精矿中，以质量计粒度小于400目占90%，其中含cu14.56wt%，pb16.37wt%，主要铜矿物为硫化铜（41.70wt%），铅矿物为硫化铅（18.05wt%），其余脉石矿物以少量石英、高岭石和蛇纹石为主。具体步骤如下：

（1）混合精矿的湿法预处理：将该铜铅硫化混合精矿置于搅拌槽中，向该铜铅硫化混合精矿中加入质量浓度为25%的硫酸溶液和过硫酸铵，调至矿浆浓度为35%，其中，加入的过硫酸铵的质量与混合精矿的质量比为2g:100g，将矿浆加热至85℃，搅拌转速400r/min，搅拌时间1.5h；

（2）过滤及洗涤：将步骤（1）搅拌后的矿浆采用陶瓷过滤机进行过滤进行过滤，得到滤液和滤饼，将滤饼加水洗涤，洗涤至滤饼水溶液的ph为6，然后继续过滤，得到第一批混合精矿滤饼；

（3）对步骤（2）中陶瓷过滤得到的滤液测定酸度，再加入一定量新硫酸和步骤（2）中的洗涤水，调整至溶液中含酸浓度为25%，重复进行步骤（1）、（2）中其余工序，得到第二批混合精矿滤饼；

（4）浮选分离：将步骤（2）和步骤（3）的混合精矿滤饼加水混合后得到矿浆，并调节矿浆浓度为20%，然后向矿浆中加入松醇油140g/t，充分搅拌4min后进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选精矿进行两次精选，得到精矿ⅰ、精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿，将精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿分别进行扫选，扫选时分别加入松醇油60g/t，精ⅰ扫选的尾矿与粗选尾矿混合，精ⅱ扫选尾矿作为中矿再进行浮选，中矿浮选的尾矿与精ⅰ扫选的尾矿、粗选尾矿混合，得到最终的尾矿，该尾矿即分离出的铅精矿；

（5）将步骤（3）两次精选后的精矿ⅰ再进行两次精选，两次精选时分别得到的尾矿依次返回上一级进行精选，得到精矿ⅱ，将步骤（3）中矿浮选精矿与精矿ⅱ混合，得到最终的铜精矿，即分离铅后的铜精矿。

以铜精矿、铅精矿的品位和回收率计算，铜精矿的cu品位为18.32%，含pb3.71%，cu回收率为94.37%；铅精矿的pb品位为54.35%，含cu3.28%，pb回收率为83.01%；铅与铜的分离效果较为理想。

实施例3：一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，混合精矿为细粒铜铅锌硫化混合精矿，本混合精矿中，以质量计粒度小于400目占85%，其中含cu16.24wt%，pb25.71wt%，zn7.51wt%，主要铜矿物为硫化铜（45.94wt%），铅矿物为硫化铅（29.02wt%），主要锌矿物为硫化锌（11.05wt%）其余脉石矿物以少量石英、碳酸盐为主。具体步骤如下：

（1）混合精矿的湿法预处理：将该铜铅锌硫化混合精矿置于搅拌槽中，向该铜铅锌硫化混合精矿中加入质量浓度为30%的硫酸溶液，调至矿浆浓度为35%，将矿浆加热至95℃，搅拌转速500r/min，搅拌时间0.5h；

（2）过滤及洗涤：将步骤（1）搅拌后的矿浆采用陶瓷过滤机进行过滤进行过滤，得到滤液和滤饼，将滤饼加水洗涤，洗涤至滤饼水溶液的ph为7，然后继续过滤，得到第一批混合精矿滤饼；

（3）对步骤（2）中陶瓷过滤得到的滤液测定酸度，再加入一定量新硫酸和步骤（2）中的洗涤水，调整至溶液中含酸浓度为30%，重复进行步骤（1）、（2）中其余工序，得到第二批混合精矿滤饼；

（4）浮选分离：将步骤（2）和步骤（3）的混合精矿滤饼加水混合后得到矿浆，并调节矿浆浓度为15%，然后向矿浆中加入松醇油120g/t，充分搅拌4min后进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选精矿进行两次精选，得到精矿ⅰ、精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿，将精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿分别进行扫选，扫选时分别加入松醇油50g/t，精ⅰ扫选的尾矿与粗选尾矿混合，精ⅱ扫选尾矿作为中矿再进行浮选，中矿浮选的尾矿与精ⅰ扫选的尾矿、粗选尾矿混合，得到最终的尾矿，该尾矿即分离出的铅精矿；

（5）将步骤（3）两次精选后的精矿ⅰ再进行两次精选，两次精选时分别得到的尾矿依次返回上一级进行精选，得到精矿ⅱ，将步骤（3）中矿浮选精矿与精矿ⅱ混合，得到最终的铜（锌）精矿，即分离铅后的铜（锌）精矿。

以铜（锌）精矿、铅精矿的品位和回收率计算，铜（锌）精矿的cu品位为23.55%，含pb4.91%，含zn11.60%，cu回收率为89.91%；铅精矿的pb品位为59.65%，含cu4.31%，含zn0.84%，pb回收率为88.16%；铅与铜（锌）的分离效果较为理想。

实施例4：一种基于强化抑制硫化铅的混合精矿浮选分离方法，混合精矿为细粒铅锌硫化混合精矿，本混合精矿中，以质量计粒度小于400目占80%，其中含pb23.94wt%，zn27.57wt%，主要铅矿物为硫化铅（26.46wt%），主要锌矿物为硫化锌（40.25wt%）其余脉石矿物以少量石英、绿泥石和方解石为主。具体步骤如下：

（1）混合精矿的湿法预处理：将该铅锌硫化混合精矿置于搅拌槽中，向该铅锌硫化混合精矿中加入质量浓度为40%的硫酸溶液，调至矿浆浓度为40%，将矿浆加热至100℃，搅拌转速500r/min，搅拌时间0.3h；

（2）过滤及洗涤：将步骤（1）搅拌后的矿浆采用陶瓷过滤机进行过滤进行过滤，得到滤液和滤饼，将滤饼加水洗涤，洗涤至滤饼水溶液的ph为7，然后继续过滤，得到第一批混合精矿滤饼；

（3）对步骤（2）中陶瓷过滤得到的滤液测定酸度，再加入一定量新硫酸和步骤（2）中的洗涤水，调整至溶液中含酸浓度为40%，重复进行步骤（1）、（2）中其余工序，得到第二批混合精矿滤饼；

（4）浮选分离：将步骤（2）和步骤（3）的混合精矿滤饼加水混合后得到矿浆，并调节矿浆浓度为10%，然后向矿浆中加入松醇油100g/t，充分搅拌4min后进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选精矿进行两次精选，得到精矿ⅰ、精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿，将精ⅰ尾矿、精ⅱ尾矿分别进行扫选，扫选时分别加入松醇油40g/t，精ⅰ扫选的尾矿与粗选尾矿混合，精ⅱ扫选尾矿作为中矿再进行浮选，中矿浮选的尾矿与精ⅰ扫选的尾矿、粗选尾矿混合，得到最终的尾矿，该尾矿即分离出的铅精矿；

（5）将步骤（3）两次精选后的精矿ⅰ再进行两次精选，两次精选时分别得到的尾矿依次返回上一级进行精选，得到精矿ⅱ，将步骤（3）中矿浮选精矿与精矿ⅱ混合，得到最终的锌精矿，即分离铅后的锌精矿。

以锌精矿、铅精矿的品位和回收率计算，锌精矿的zn品位为48.45%，含pb4.25%，zn回收率为93.14%；铅精矿的pb品位为46.13%，含zn4.21%，pb回收率为90.56%；达到了较为理想的铅锌分离效果。

以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种相应的变化。