CN103157560A

CN103157560A - 弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法

Info

Publication number: CN103157560A
Application number: CN2013101061370A
Authority: CN
Inventors: 和支全; 和金保; 李四光; 杨道群; 刘云贵; 和云芝; 赵柱元; 周国灿; 覃刚; 和国军; 杨宏; 汪银峰
Original assignee: YUNNAN JINDING ZINC INDUSTRY Co Ltd
Current assignee: YUNNAN JINDING ZINC INDUSTRY Co Ltd
Priority date: 2013-03-29
Filing date: 2013-03-29
Publication date: 2013-06-19
Anticipated expiration: 2033-03-29
Also published as: CN103157560B

Abstract

弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，采用浮选工艺将含有硫化铅锌的矿石或矿渣中的硫化铅锌进行弱酸性全矿浆浮选，浮选工艺是将硫化铅锌的矿石或矿渣进行磨矿调浆，制成pH值为1～7的弱酸性矿浆，然后进行弱酸性全矿浆浮选，得到ZnS精矿、PbS精矿和FeS₂精矿。本发明设备投资小、能耗低、浮选药剂消耗少，并可获得较高的硫化锌精矿品位，铅锌回收率高。

Description

弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法

技术领域

本发明涉及硫化铅锌矿或矿渣中硫化铅锌的浮选技术领域。

背景技术

我国是锌金属第一生产大国和消费大国，锌矿资源紧缺问题已日益凸现，每年约有三分之一的锌原料需要进口，资源供应不足已成为制约社会可持续发展的重要因素。然而，我国锌矿资源尤其是低品位高杂质的锌矿由于缺乏有效的加工处理技术又没有得到合理利用。

目前，我国至少有5000万吨以上的低品位难选复杂氧硫混合铅锌矿，特别是我国滇西的兰坪矿区有超过4000万吨该类矿石，潜在的经济价值超过300亿人民币，由于其矿石性质极其复杂，具有氧化率高，含泥量大且贫、细、杂等特点，一直没有有效的技术提取其中的铅锌，尤其是提取其中以氧化锌形式存在的锌更是困难，这些矿石只能废弃不用，不仅造成了资源的极大浪费，同时也给矿山安全环保形成了巨大的压力。

传统的处理氧硫混合铅锌矿石的方法是先采用浮选手段富集和提高铅锌金属品位，然后采用火法或湿法冶炼技术生产出锌锭和铅锭。这种先选后冶的工艺粗放单一，仅能开发利用部份含锌大于15%以上的氧化铅锌矿，大量品位低于10%的铅锌氧化矿和氧硫混合铅锌矿，难以用传统方法进行有效的开发利用。此外，现有技术在硫化锌浮选、氧硫混合铅锌矿石分段联合浮选、氧化铅锌矿火法预处理浮选工艺中，是先浮选硫化铅，后浮选硫化锌，最后再浮选氧化锌，以上三种浮选工艺都存在原料及粒度的适应范围小、工艺流程长、药剂种类多用量大、产生的尾气无害化处理难度大、PbS精矿含锌较高、ZnO精矿和ZnS精矿品位低、尾矿含锌高、铅和锌回收率低、ZnO精矿含胺类有机物难以用常规的湿法冶炼生产电解锌等问题。

针对上述低品位难选复杂氧硫混合铅锌矿的性质特点，从2000年至2012年，先后有昆明冶金研究院、北京矿冶研究总院、长沙矿冶研究院、广州有色金属研究院、昆明理工大学和中南大学等多所科研院所和高校与申请人及其相关单位联合，开展了大量的研究、技术攻关及工艺试验。研究试验了“矿石预处理—浮选”工艺、“优先浮选”工艺、“矿重介质—浮选酸浸联合”工艺、“先浮选硫化矿脱泥—氧化锌浮选”工艺、“铅锌矿热压转化技术”、“铅锌矿火法预处理—浮选”工艺等各种技术方法。这些工艺方法或多或少都分别取得了一些阶段性的科研成果。但都还存在工艺流程长、设备设施多，尾气和尾矿渣无害化环保处理难度较大，不易于操作和控制，燃煤能耗高，金属回收率较低，生产成本相对较高，经济效益、环保效益和社会效益相对较低等不足。此外，现有技术浮选硫化锌和氧硫联合混选，通常是在矿浆pH 值为8～11的弱碱性条件下进行硫化铅锌矿和氧化锌浮选，而在弱碱性条件下的浮选，不仅设备投资较大，使用的浮选药剂种类多、用量大，水、电消耗高，得到的硫化锌精矿、硫化铅精矿和氧化锌精矿的品位及回收率也较低。

发明内容

本发明的目的正是为了解决上述现有技术上存在的不足，提供一种设备投资小、能耗低、浮选药剂消耗少，并可获得较高硫化锌精矿品位、铅锌回收率高的弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法。

本发明的目的是通过如下技术方案实现的。

弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，是采用浮选工艺将含有硫化铅锌的矿石或矿渣中的硫化铅锌进行浮选，浮选工艺是将硫化铅锌矿石或矿渣进行磨矿调浆，制成pH值为1～7的弱酸性矿浆，然后进行弱酸性全矿浆浮选，得到ZnS精矿、PbS精矿和FeS₂精矿。

本发明采用异戊基黄药作为浮选硫化铅锌的捕收剂，六偏磷酸钠作为杂质和脉石的抑制剂。所述硫化铅锌矿石或矿渣的含水率不大于28%，锌氧化率不大于30%。本发明将弱酸性全矿浆浮选得到ZnS精矿后产生的贫锌尾矿再进行浮选PbS，得到PbS精矿后产生的贫铅尾矿又进行浮选FeS₂，得到FeS₂精矿。

本发明对于含硫化铅锌矿石或矿渣，选择在矿浆pH值为 1～7的弱酸性条件下进行全矿浆浮选，为提高氧化锌酸性浸出率创造了工艺技术条件，便于提高锌浸出率。本发明完全打破了常规的pH 值为8～11弱碱性条件下的硫化铅锌矿浮选方式。弱酸性全矿浆浮选过程无需用石灰调节矿浆pH值到8～11，相比弱碱性浮选可减少浮选药剂及辅料和用量，也减少了水、电的消耗，同时还可显著提高硫化锌精矿、硫化铅精矿和硫化铁精矿的品级率和回收率。由于在弱酸性条件下进行全矿浆浮选，解决了在弱碱性条件下异戊基黄药不宜作为浮选硫化铅、锌的捕收剂、只宜作为浮选氧化铅、锌的捕收剂的技术难题，充分利用异戊基黄药对硫化锌的捕收率在黄药类捕收剂中最强、用量又最少的突出优势，首次成功采用异戊基黄药作为浮选硫化铅锌的捕收剂。同时解决了在偏碱性条件下六偏磷酸钠不宜作为杂质和脉石的抑制剂，只宜作为浮选氧化铅锌的抑制剂的技术难题，首次成功采用六偏磷酸钠作为浮选硫化铅锌的抑制剂。本发明在浮选矿渣中的硫化物金属时，先浮选出硫化锌，然后再浮选硫化铅和硫精矿，具有原料及粒度适应范围广、工艺流程短、易于操作和控制、药剂种类和用量少、过程中不产性生废气和有害危险废渣等优点，实现了资源利用和环境友好双赢。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

如图所示，本发明采用弱酸性全矿浆浮选工艺将硫化铅锌矿或矿渣中的硫化铅、锌、FeS₂浮选出来。将含有硫化锌同时通常还含有硫化铅、FeS₂的矿石或矿渣用酸性全矿浆浮选工艺进行浮选，酸性全矿浆浮选工艺是将硫化铅锌矿石或矿渣进行磨矿调浆，制成pH值为1～7的弱酸性矿浆，然后进行全矿浆浮选，得到ZnS精矿、PbS精矿和FeS₂精矿。浮选采用异戊基黄药作为浮选硫化铅、锌的捕收剂。含硫化铅锌矿石或矿渣的含水率应不大于28%，锌氧化率应不大于30%。将弱酸性全矿浆浮选得到ZnS精矿后产出的贫锌尾矿再进行浮选PbS，得到PbS精矿后产生的贫铅尾矿又进行浮选FeS₂，得到FeS₂精矿。

弱酸性全矿浆浮选的矿浆浓度为16～30%。浮选的主要药剂有水玻璃、六偏磷酸钠、松油、硫酸铜、硫化钠和异戊基黄药，均可从市场直接采购。用异戊基黄药作为捕收剂，用松油作为起泡剂，用硫酸铜和硫化钠作活化剂，用水玻璃和用六偏磷酸钠作为杂质和脉石的抑制剂。异戊基黄药的加入量为85～120g/t矿，六偏磷酸钠的加入量为150～200g/t矿，水玻璃用量为50～100g/t矿，松油用量为10～20g/t矿，硫酸铜用量为50～80g/t矿，硫化钠用量为500～1500g/t矿。异戊基黄药的用量可比原有工艺技术减少25～35%，同时还可有效提高硫化锌和硫化铅精矿的品级率和回收率。硫化锌精矿的品位可达Zn≧30%，回收率可提高至93～98%；硫化铅精矿的品位可达Pb≧30%，回收率可提高至90～95%。浮选采用优先浮选ZnS再浮选PbS最后浮选FeS₂三段浮选流程，三段浮选均可采用一次粗选、两次扫选、三次精选流程，浮选出的硫化精矿浆经压滤后成为ZnS、PbS、FeS₂精矿产品，浮选尾矿送入尾矿库堆存。本发明中，磨矿调浆、粗选、扫选、精选等方法均可采用现有工艺技术。

Claims

1.弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，其特征在于，采用浮选工艺将含有硫化铅锌的矿石或矿渣中的硫化铅锌进行弱酸性全矿浆浮选，浮选工艺是将硫化铅锌的矿石或矿渣进行磨矿调浆，制成pH值为1～7的弱酸性矿浆，然后进行弱酸性全矿浆浮选，得到ZnS精矿、PbS精矿和FeS₂精矿。

2.根据权利要求1所述的弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，其特征在于，浮选工艺采用异戊基黄药作为浮选硫化铅锌的捕收剂。

3.根据权利要求1所述的弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，其特征在于，浮选工艺采用六偏磷酸钠作为杂质和脉石的抑制剂。

4.根据权利要求1或2或3所述的弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，其特征在于，所述硫化铅锌矿或矿渣的含水率不大于28%，锌氧化率不大于30%。

5.根据权利要求1或2或3所述的弱酸性全矿浆浮选硫化铅锌的方法，其特征在于，采用弱酸性全矿浆浮选，得到ZnS精矿后产出的贫锌尾矿再进行浮选PbS，得到PbS精矿后产生的贫铅尾矿又进行浮选FeS₂，得到FeS₂精矿。