CN101417266A - 铅锌硫化矿浮选新工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铅锌硫化矿浮选新工艺，它是在中性或弱碱性介质中先把铅硫矿物优先混选上来，然后通过高碱介质浮锌和铅硫分离。本发明的铅硫化矿物先浮出，率先进入产品，由于浮锌前，已获取了铅硫混合产品，进入浮锌作业区的矿浆中，只有单纯的锌矿物，这样对选锌有利，避免了重拉重压的操作方法；铅尾中不含硫矿物，减少了硫矿物在浮锌中形成无用的不良循环，节约了选矿药剂，提高选别指标。
Description
技术领域
本发明涉及一种提高铅锌硫化矿选矿回收指标的工艺，具体是一种铅锌硫化矿浮选新工艺。
背景技术
铅锌硫化矿特别是高硫铅锌矿的选矿分离工艺通常是采用抑锌浮铅的优先浮选工艺，为了达到更好的分离效果，在铅浮选时要加多种大量的锌矿抑制剂，所产生的锌硫尾矿在随后的浮锌作业中，还要加入锌矿物活化剂。大量调整剂的加入又进一步增加了捕收剂的消耗，造成出现“重压重拉”的浮选现象，使得铅锌回收率低、选矿药剂消耗大、经济效益差，对环境污染增加，特别是优先浮选工艺对于处理一些高品位铅锌硫化矿和处理一些含有独立银矿物的铅锌硫化矿及多金属硫化矿，不能同时实现铅、锌及银回收率都最高和铅、锌精矿主品位都最好的技术问题；这种工艺还存在铅锌及银等跑尾高、精矿质量较差和成本较高的缺陷。有鉴于此，寻找技术先进、高效、成本低廉的高硫铅锌矿浮选新技术工艺具有重要意义。
2006年2月22日中国发明专利授权公告号CN1242851C，就公开了南京栖霞山锌阳矿业有限公司所提出的一种“铅锌硫化矿快速选铅选锌工艺”，它是在现有技术的选铅步骤前增加了快选铅步骤，在现有技术的选锌步骤之前也有快选锌步骤，然后再采用常规的粗扫选精选浮选流程，将剩余的上浮目的矿物选干净，从而最终实现高质量高回收率的目的。但该工艺同样是要在快选或常规的粗扫选精选浮选流程中加入大量的抑制剂、活化剂进行“重压重拉”浮选；含高硫的尾矿在浮锌中形成无用的不良循环，并吸附较多的选矿药剂，同时挤占有限的锌浮选空间，浪费过多的动力消耗，工艺流程也明显加长；正如该专利文件所描述的这种工艺只适合于较高品位的铅锌硫化矿和含有独立银矿物的铅锌硫化矿的选别。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有的浮选工艺铅、锌跑尾高、精矿质量差，成本较高的问题，提供了一种经济、适用、分离效果很好、回收指标高的铅锌硫化矿浮选新工艺。
本发明的技术依据是：根据具体的矿物性质来确定的，在中性或弱碱性介质中先把铅硫矿物优先混选上来，然后通过高碱介质浮锌和铅硫分离。
本发明的技术关键点是有效抑锌浮铅硫部分。
解决上述技术问题的技术方案是：一种铅锌硫化矿浮选新工艺，采用的如下工艺步骤：
①、采用湿式球磨机球磨，在球磨机的铅锌硫化原矿中加入按反应物重量计算选矿药剂的硫酸锌380～410g/t，亚硫酸钠190～210g/t，碳酸钠480～520g/t进行混合球磨，当磨矿产品的粒度为-200目占68～75％时，磨矿产品不经过脱泥，直接添加乙丁黄药40～60g/t，丁基醚醇50～70g/t进入铅—硫混浮槽浮选，混浮介质的pH值控制为7.5～8.5；
②、从①步骤所浮选的目的矿物再按当前步骤反应物重量计算补充加入硫酸锌190～210g/t，亚硫酸钠190～210g/t进入一次精选，取泡沫产品得铅硫混合精矿；
③、在②步骤所得浮选物铅硫矿物中按当前步骤反应物重量计算加石灰2400～2600g/t，调pH值10～12，加乙硫氮13～16g/t和丁基醚醇13～16g/t进入粗选铅—硫分离槽；从粗选铅—硫分离槽选出的泡沫产品中再补充加入石灰400～600g/t，经一次粗选和两次精选得铅精矿；在铅—硫分离槽的尾矿中按当前步骤反应物重量计算加入乙硫氮13～16g/t和丁基醚醇13～16g/t进行一次扫选浮铅，浮铅返回前级铅—硫分离槽；扫选后的尾矿即为硫精矿；
④、在①步骤铅—硫混浮浮选槽所排出的铅尾中按当前步骤反应物重量计算加入乙丁黄药9～12g/t，丁基醚醇13～16g/t，再扫选得扫选铅硫矿返回铅—硫混浮槽，扫选后的尾矿按当前步骤反应物重量计算加入石灰2800～3200g/t，调pH值9～11，加丁基黄药25～32g/t，硫酸铜180～210g/t，丁基醚醇50～70g/t进入浮锌粗选槽，从浮锌粗选槽所浮选的目的矿物经加石灰900～1100g/t，调pH值10～12，通过两级精选得锌精矿；在浮锌粗选槽所排出的尾矿中按当前步骤反应物重量计算再加入丁基黄药9～12g/t，硫酸铜40～55g/t进行一次扫选浮锌，浮锌泡沫返回浮锌粗选槽；扫选后的尾矿排出。
上述技术方案中：硫酸锌是锌抑制剂；亚硫酸钠是锌抑制剂；硫酸铜活化剂；碳酸钠是调整剂；石灰是碱度调整剂；乙丁黄药、丁基黄药和乙硫氮是捕收剂；丁基醚醇是起泡剂。
本发明的工艺流程与传统全优先浮选流程不同，本发明是利用铅硫化矿物先浮出，率先进入产品，由于浮锌前，已获取了铅硫混合产品，进入浮锌作业区的矿浆中，只有单纯的锌矿物，这样对选锌有利，避免了重拉重压的操作方法；铅尾中不含硫矿物，减少了硫矿物在浮锌中形成无用的不良循环，节约选矿药剂和有限的锌浮选空间，动力消耗大大减少；同时也大量地减少了中矿循环量，给锌矿物创造了良好的上浮条件，这样很容易获取高质量、高回收率的锌精矿产品。另外，由于在铅硫混选过程中，加入了碳酸钠调整剂，该药剂能调整活化铅矿物、单体银的表面活性，提高可浮性，容易获取高银回收率。本发明可以实现：(1)提高选别指标，一般铅锌的金属回收率平均提高1个百分点以上，同时精矿品位较高，精矿互含降低；(2)减少药剂消耗，降低生产成本。本发明工艺技术锌捕收剂可减少约三分之二；(3)生产操作稳定，在整个选别过程中，矿石性质的变化对选别影响小。(4)新增效益估算(按08年上半年市场信息)：年增产6万吨标硫，增效3000万元；年节约硫酸3000吨*1000元＝300万元；提高锌回收率1个百分点，250吨*8000元＝200万元；银子回收率和锌精矿质量也有提高；年新增综合效益超过3500余万元。
附图说明
图1是本发明的浮选工艺示意图
具体实施方式
下面结合附图和实施例详细描述本发明：
实施例1
一种铅锌硫化矿浮选新工艺，采用的如下工艺步骤：
①、采用湿式球磨机球磨，在球磨机的铅锌硫化原矿中加入按反应物重量计算选矿药剂的硫酸锌400g/t，亚硫酸钠210g/t，碳酸钠500g/t进行混合球磨，当磨矿产品的粒度为-200目占68％时，磨矿产品不经过脱泥，直接添加乙丁黄药50g/t，丁基醚醇50g/t进入铅—硫混浮槽浮选，混浮介质的pH值控制为7.5；
②、从①步骤所浮选的目的矿物再按当前步骤反应物重量计算补充加入硫酸锌190g/t，亚硫酸钠200g/t进入一次精选，取泡沫产品得铅硫混合精矿；
③、在②步骤所得浮选物铅硫矿物中按当前步骤反应物重量计算加石灰2400g/t，调pH值10，加乙硫氮13g/t和丁基醚醇15g/t进入粗选铅—硫分离槽；从粗选铅—硫分离槽选出的泡沫产品中再补充加入石灰500g/t，经一次粗选和两次精选得铅精矿；在铅—硫分离槽的尾矿中按当前步骤反应物重量计算加入乙硫氮15g/t和丁基醚醇13g/t进行一次扫选浮铅，浮铅返回前级铅—硫分离槽；扫选后的尾矿即为硫精矿；
④、在①步骤铅—硫混浮浮选槽所排出的铅尾中按当前步骤反应物重量计算加入乙丁黄药10g/t，丁基醚醇13g/t，再扫选得扫选铅硫矿返回铅—硫混浮槽，扫选后的尾矿按当前步骤反应物重量计算加入石灰2800g/t，调pH值9，加丁基黄药25g/t，硫酸铜200g/t，丁基醚醇50g/t进入浮锌粗选槽，从浮锌粗选槽所浮选的目的矿物经加石灰900g/t调pH值10，通过两级精选得锌精矿；在浮锌粗选槽所排出的尾矿中按当前步骤反应物重量计算再加入丁基黄药10g/t，硫酸铜40g/t进行一次扫选浮锌，浮锌泡沫返回浮锌粗选槽；扫选后的尾矿排出。
本实施例最终试验的技术经济指标如下：
铅精矿：质量68.7％，回收率90.97％，含银904克，银回收率49.59％。
锌精矿：质量45.47％，回收率92.77％。
硫精矿：质量45％，回收率56％。
实施例2
一种铅锌硫化矿浮选新工艺，采用的如下工艺步骤：
①、采用湿式球磨机球磨，在球磨机的铅锌硫化原矿中加入按反应物重量计算选矿药剂的硫酸锌380g/t，亚硫酸钠200g/t，碳酸钠520g/t进行混合球磨，当磨矿产品的粒度为-200目占75％时，磨矿产品不经过脱泥，直接添加乙丁黄药40g/t，丁基醚醇70g/t进入铅—硫混浮槽浮选，混浮介质的pH值控制为8；
②、从①步骤所浮选的目的矿物再按当前步骤反应物重量计算补充加入硫酸锌210g/t，亚硫酸钠190g/t进入一次精选，取泡沫产品得铅硫混合精矿；
③、在②步骤所得浮选物铅硫矿物中按当前步骤反应物重量计算加石灰2500g/t，调pH值11，加乙硫氮16g/t和丁基醚醇13g/t进入粗选铅—硫分离槽；从粗选铅—硫分离槽选出的泡沫产品中再补充加入石灰400g/t，经一次粗选和两次精选得铅精矿；在铅—硫分离槽的尾矿中按当前步骤反应物重量计算加入乙硫氮13g/t和丁基醚醇16g/t进行一次扫选浮铅，浮铅返回前级铅—硫分离槽；扫选后的尾矿即为硫精矿；
④、在①步骤铅—硫混浮浮选槽所排出的铅尾中按当前步骤反应物重量计算加入乙丁黄药9g/t，丁基醚醇15g/t，再扫选得扫选铅硫矿返回铅—硫混浮槽，扫选后的尾矿按当前步骤反应物重量计算加入石灰3000g/t，调pH值10，加丁基黄药30g/t，硫酸铜180g/t，丁基醚醇60g/t进入浮锌粗选槽，从浮锌粗选槽所浮选的目的矿物经加石灰1100g/t，调pH值11，通过两级精选得锌精矿；在浮锌粗选槽所排出的尾矿中按当前步骤反应物重量计算再加入丁基黄药9g/t，硫酸铜50g/t进行一次扫选浮锌，浮锌泡沫返回浮锌粗选槽；扫选后的尾矿排出。
本实施例最终试验的技术经济指标如下：
铅精矿：质量68.04％，回收率91.85％，含银950克，银回收率51.65％。
锌精矿：质量45.79％，回收率90.72％。
硫精矿：质量40％，回收率58％。
实施例3
一种铅锌硫化矿浮选新工艺，采用的如下工艺步骤：
①、采用湿式球磨机球磨，在球磨机的铅锌硫化原矿中加入按反应物重量计算选矿药剂的硫酸锌410g/t，亚硫酸钠190g/t，碳酸钠480g/t进行混合球磨，当磨矿产品的粒度为-200目占70％时，磨矿产品不经过脱泥，直接添加乙丁黄药60g/t，丁基醚醇60g/t进入铅—硫混浮槽浮选，混浮介质的pH值控制为8.5；
②、从①步骤所浮选的目的矿物再按当前步骤反应物重量计算补充加入硫酸锌200g/t，亚硫酸钠210g/t进入一次精选，取泡沫产品得铅硫混合精矿；
③、在②步骤所得浮选物铅硫矿物中按当前步骤反应物重量计算加石灰2600g/t，调pH值12，加乙硫氮15g/t和丁基醚醇16g/t进入粗选铅—硫分离槽；从粗选铅—硫分离槽选出的泡沫产品中再补充加入石灰600g/t，经一次粗选和两次精选得铅精矿；在铅—硫分离槽的尾矿中按当前步骤反应物重量计算加入乙硫氮16g/t和丁基醚醇15g/t进行一次扫选浮铅，浮铅返回前级铅—硫分离槽；扫选后的尾矿即为硫精矿；
④、在①步骤铅—硫混浮浮选槽所排出的铅尾中按当前步骤反应物重量计算加入乙丁黄药12g/t，丁基醚醇16g/t，再扫选得扫选铅硫矿返回铅—硫混浮槽，扫选后的尾矿按当前步骤反应物重量计算加入石灰3200g/t，调pH值11，加丁基黄药32g/t，硫酸铜210g/t，丁基醚醇70g/t进入浮锌粗选槽，从浮锌粗选槽所浮选的目的矿物经加石灰1000g/t。调pH值12；通过两级精选得锌精矿；在浮锌粗选槽所排出的尾矿中按当前步骤反应物重量计算再加入丁基黄药12g/t，硫酸铜55g/t进行一次扫选浮锌，浮锌泡沫返回浮锌粗选槽；扫选后的尾矿排出。
本实施例最终试验的技术经济指标如下：
铅精矿：质量66.4％，回收率88.37％，含银804克，银回收率45.57％。
锌精矿：质量45.02％，回收率93.24％。
硫精矿：质量45.3％，回收率52％。
Claims (1)
1、一种铅锌硫化矿浮选新工艺，其特征在于：采用的如下工艺步骤：
①、采用湿式球磨机球磨，在球磨机的铅锌硫化原矿中加入按反应物重量计算选矿药剂的硫酸锌380～410g/t，亚硫酸钠190～210g/t，碳酸钠480～520g/t进行混合球磨，当磨矿产品的粒度为-200目占68～75％时，磨矿产品不经过脱泥，直接添加乙丁黄药40～60g/t，丁基醚醇50～70g/t进入铅—硫混浮槽浮选，混浮介质的pH值控制为7.5～8.5；
②、从①步骤所浮选的目的矿物再按当前步骤反应物重量计算补充加入硫酸锌190～210g/t，亚硫酸钠190～210g/t进入一次精选，取泡沫产品得铅硫混合精矿；
③、在②步骤所得浮选物铅硫矿物中按当前步骤反应物重量计算加石灰2400～2600g/t，调pH值10～12，加乙硫氮13～16g/t和丁基醚醇13～16g/t进入粗选铅—硫分离槽；从粗选铅—硫分离槽选出的泡沫产品中再补充加入石灰400～600g/t，经一次粗选和两次精选得铅精矿；在铅—硫分离槽的尾矿中按当前步骤反应物重量计算加入乙硫氮13～16g/t和丁基醚醇13～16g/t进行一次扫选浮铅，浮铅返回前级铅—硫分离槽；扫选后的尾矿即为硫精矿；
④、在①步骤铅—硫混浮浮选槽所排出的铅尾中按当前步骤反应物重量计算加入乙丁黄药9～12g/t，丁基醚醇13～16g/t，再扫选得扫选铅硫矿返回铅—硫混浮槽，扫选后的尾矿按当前步骤反应物重量计算加入石灰2800～3200g/t，调pH值9～11，加丁基黄药25～32g/t，硫酸铜180～210g/t，丁基醚醇50～70g/t进入浮锌粗选槽，从浮锌粗选槽所浮选的目的矿物经加石灰900～1100g/t，调pH值10～12，通过两级精选得锌精矿；在浮锌粗选槽所排出的尾矿中按当前步骤反应物重量计算再加入丁基黄药9～12g/t，硫酸铜40～55g/t进行一次扫选浮锌，浮锌泡沫返回浮锌粗选槽；扫选后的尾矿排出。
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| PB01 | Publication | ||
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| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Open date: 20090429 |