CN103433149A

CN103433149A - 一种提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺

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Publication number: CN103433149A
Application number: CN2013104139184A
Authority: CN
Inventors: 陈建明; 余忠保; 梁增永; 王万忠; 黄承波; 黄润芝; 朱文涛
Original assignee: CHEHE ORE DRESSING FACTORY CHINA TIN GROUP Co Ltd
Current assignee: LIUZHOU CHINA TIN COLORED AND DESIGN INSTITUTE Co.,Ltd.; Tongkeng mining branch of Guangxi Huaxi Mining Co., Ltd
Priority date: 2013-09-12
Filing date: 2013-09-12
Publication date: 2013-12-11
Anticipated expiration: 2033-09-12
Also published as: CN103433149B

Abstract

本发明提供了一种提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，属于选矿技术领域。该工艺针对多金属硫化矿浮选体系中过剩药剂及其它矿物等对锌浮选指标的干扰影响，采用包括硫化矿混浮、脱药脱杂、锌硫混浮、锌硫分离等工序步骤，优先把相对于锌可浮性好的其它硫化矿浮出，再进行锌浮选，显著提高了锌精矿的质量和回收率。同时，实现综合回收铅锑、硫、铜等金属，减少了重金属排放。本发明还扩大了矿产资源的利用率，对开发利用低品位或二次矿产资源具有重要意义。

Description

一种提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，涉及一种提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺。

背景技术

中国锌资源储量约占世界的20%，仅次于澳大利亚，居世界第二。同时，中国也是一个锌生产大国，其生产出来的锌主要应用在镀锌、黄铜和青铜制造、化学制品、电池等领域上。随着国民经济的发展，锌金属的需求量在逐年提高，而易选锌资源在逐年减少，因此迫切需要对复杂难选、品位低的锌资源进行开发和利用。

锌在地壳中以硫化物状态和氧化物状态两种方式存在，其中硫化锌矿物以闪锌矿、铁闪锌矿、纤维锌矿三种形式存在。在我国，锌主要以铁闪锌矿的形式存在于多金属硫化矿矿体中，例如广西大厂矿田便是含有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂及少量闪锌矿等矿物的锡石-多金属硫化矿矿体。该矿体矿物种类多且共生关系复杂，各硫化矿物间的可磨性、可浮性、氧化性等差异小，再加上原矿品位的不断下降，选矿难度越来越大。

对于多金属硫化矿选矿技术，多是采用根据矿物颗粒表面物理化学性质的差异进行分选的浮选工艺。以下为近年来关于分离锌金属的多金属硫化矿选矿工艺技术的一些文献报道：

1.中国专利（200410023072.4）公开了一种锡铅锌硫化矿分步浮选技术，该技术主要包括铅矿物分步高碱快速浮选与分离、高碱高钙低矿浆电位条件下锌硫浮选分离、浮锌尾矿的处理。本发明采用快速浮选技术使浮选设备减少15～30%，同时避免了银矿物在常规高碱浮选工艺中损失的问题，使精矿铅品位达65%以上，铅、银回收率分别大于70%、50%。

2.中国专利（200610136736.7）公开了一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法，该方法采用两次分支浮选实现铅－锌硫分离，对于矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物在较高矿浆电位、低pH条件下使用新型复合捕收剂进行铅矿物快速浮选；较低矿浆电位、高pH条件下进行细粒难浮的铅矿物常规浮选。浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12以上，以硫酸铜活化铁闪锌矿，采用与硫化铅矿物浮选同一类型的捕收剂回收铁闪锌矿，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循环使用。

3.中国专利（200810239966.5）公开了一种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，该工艺采用重选—浮选联合流程对铜铅锌矿物进行分离，即先利用重选将铅回收，得到的铅精矿进一步提纯，再将重选尾矿利用浮选进行铜锌分离，从而实现三种矿物的分离。

4.中国专利（200910058688.8）公开了一种分离铜铅锌多金属硫化矿的选矿方法，该方法由原矿选取、磨矿、铜铅混合浮选、铜铅分离、锌浮选构成；在所述铜铅混合浮选中采用选矿药剂BP、25#黑药和乙丁黄药作为铜、铅矿物的捕收剂，采用硫酸锌、碳酸钠和硫化钠作为锌矿物的抑制剂；铜铅分离中采用活性炭进行脱药，亚硫酸钠、CMC和水玻璃作为铅矿物的抑制剂，采用Z-200#作为铜矿物的捕收剂。

5.中国专利（200910115371.3）公开了一种难选铜锌硫化矿浮选分离的工艺，该工艺包括选铜、选锌步骤，优先浮铜，使用捕收剂LP-02，同时添加组合抑制剂LY-02，在矿浆pH为中性条件下实现铜锌分离；其次浮锌，浮锌时采用分段调节矿浆pH，在粗选时控制矿浆pH在9～10之间，在精选时提高矿浆pH在10～11之间，使用活化剂为硫酸铜，捕收剂为丁基簧药。

6.中国专利（201010267264.5）公开了一种铜铅锌锡多金属硫化矿的联合选矿方法，该方法步骤为：(1)原矿磨矿后进行铜铅硫混合浮选，采用乙丁混合黄药作为铜、铅矿物的捕收剂，采用硫酸锌、亚硫酸钠作为锌矿物的抑制剂；(2)二段磨矿精选；(3)铜铅硫分离，采用亚硫酸钠、硫代硫酸钠作为铅、硫矿物的抑制剂，采用Z-200作为分离扫选的捕收剂，分离扫选后进行铅浮选；(4)混合浮选尾矿进行锌浮选；(5)锌浮选尾矿重选回收锡。

7.中国专利（201010518066.1）公开了一种低品位复杂铅锑锌分离浮选的方法，该方法包括洗矿、磨矿、铅锑粗选、锌浮选、铅锑洗选和铅锑精选工序，其特征在于：采用边洗边选矿的方法，融洗选于一体，清除矿浆中有害离子、药剂、矿泥等不利因素的对低品位铅锑锌选别的干扰，从而达到提高低品位铅锌锑硫化矿的选矿技术经济指标的目的。

8.【题名】西部某铁闪锌矿选矿工艺的试验研究.【作者】王仁东，杨小峰，龙腾胜.【刊名】有色金属（选矿部分），2007年第6期.【内容】介绍了云南西部某硫化铅锌矿的优先浮选工艺试验，该试验工艺流程是：将试样矿（铅含3.30%，锌含4.49%）磨至-74um占80%，加石灰在碱性介质中以硫酸锌抑制锌矿物和黄铁矿，采用对铅选择性好、捕收性强的乙硫氮作为铅的捕收剂，同时适量添加松醇油进行浮铅；浮铅后的尾矿加石灰在碱性介质中用硫酸铜活化锌矿物，以丁基黄药和松醇油浮选锌；铅和锌的浮选流程均采用一次粗选、一次扫选、三次精选。试验结果为：铅精矿品位达61.84%，回收率达87.64%；锌精矿品位达45.72%，回收率达85.66%。

9.【题名】某难选锌铁硫化矿选矿试验研究.【作者】倪章元，肖丽.【刊名】矿冶工程，2011年02月第31巻第1期.【内容】对某难选锌铁硫矿石的性质进行了研究，通过反复条件实验，采用“先浮后磁，先硫后锌”工艺流程，选择了合理的药剂，取得了较好的选矿指标。该试验采用的试样矿指标为：Zn2.72%，S6.7%，Fe31.77，最终试验获得了品位为43.73%、回收率86.73%、含硫32.03%的锌精矿，品位为65.89、回收率44.84%的铁精矿和品位为45.59%、回收率37.79的硫精矿。

10.【题名】车河选矿厂矿泥系统铅锑锌浮选分离试验研究.【作者】黄承波，魏宗武，陈晔，陈建华.【刊名】中国矿业，2011年3月第20巻第3期.【内容】车河选矿厂矿泥系统除回收铅锑锌外，还回收锡金属。本试验为了避免铅锑锌回收过程中石灰对后续锡金属回收的影响，在自然pH条件，采用先选铅后锌硫混浮再分离的优先浮选流程，以含Zn2.43%、Pb0.47%的车河选矿厂矿泥为试样矿，最后获得了含铅锑46.45%（Pb24.38%、Sb22.07）、回收率为72.88的铅锑精矿，含锌47.52%、回收率为83.47%的锌精矿。

许多专家认为，多金属硫化矿中的铁闪锌矿是闪锌矿晶格上的锌原子被Fe³⁺取代的结果，因此导致了其化合价和电荷状态失去平衡，并降低了空穴浓度，增加了电子密度，使铁闪锌矿成为了N型半导体矿物，从而影响其可浮性、吸附性、氧化还原状态和界面电化学反应；且由于电子密度的增加，铁闪锌矿还形成了对还原酸阴离子较强的排斥作用，不利于捕收剂的吸附。

从上述文献资料中，我们看到：由于铅、锑、铜等金属硫化物可浮性略优于铁闪锌矿，因此人们多采用优先浮选铅、锑、铜等再分离锌的浮选工艺，容易造成锌损失于尾矿中或是夹带损失于浮选过程产生的泡沫中；且由于各种硫化矿间的可浮性差异较小，为了提高硫化矿的归队率，不得不在混浮工序中加入大量药剂，使大量不利于铁闪锌矿浮选分离的残留药剂进入锌浮选工序，从而影响了锌精矿的回收指标。因此，现行的多金属硫化矿浮选工艺在实际生产过程中都会存在锌金属损失大、锌精矿品位和回收率不高的问题。文献7～9中，最终试验结果所得的锌精矿指标虽然较为理想，但该结果均需要良好的试验环境和条件为基础，未见应用于实际生产中并取得良好效果的文献报道，且均采用含锌量较高的多金属硫化矿作为试样矿。而随着锌资源不断开发利用，高品位、易采易选的锌矿石原料已经逐渐枯竭，急需一种新的选矿工艺，能够实现从复杂难选、低品位的多金属硫化矿（含锌＜2%）中浮选出高回收指标的锌精矿。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明提供了一种能有效提高锌回收指标的多金属硫化矿浮选工艺，尤其适用于复杂难选、低锌品位的多金属硫化矿联合选矿领域，既能实现从低锌品位原矿浮选出高品位、高回收率的锌精矿，又能综合回收铅锑、硫、铜等金属，减少了重金属排放。本发明扩大了矿产资源的利用率，对开发利用低品位或二次矿产资源具有重要意义。

具体的，本发明的技术方案是：

一种提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，包括原矿选取、磨矿、硫化矿混合浮选、铅锑铜分离、锌浮选工序，其特征在于：将硫化矿混合浮选得到的混合精矿预先脱水脱药、再磨矿，优先分离铅锑铜等可浮性较好的硫化矿再进行锌浮选，具体的方法是：

（1）原矿经磨矿、混合浮选后，将得到的混合精矿进行预先脱水脱药处理，其余矿作尾矿进行处理。

所述的脱水脱药处理是添加450～550g/t原矿（即每t原矿用药450～550g,后同）的100%浓硫酸清洗矿物表面的药剂，然后补加清水进行洗矿，最后将矿浆浓缩脱水，使混合精矿重量浓度低于35%；溢流作尾矿进行处理；

（2）将预先脱水脱药处理的混合精矿进行再磨矿处理，进入脱杂工序。

所述的脱杂工序是将相对于锌可浮性较好的铅锑铜等金属硫化矿以杂质形式优先浮出，减少其对锌浮选的干扰；优先浮出的铅锑铜混合精矿进入铅锑铜浮选工序，剩余矿直接进入锌浮选工序；其中，采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为5～6，采用重量比1:5:5的碳酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠作为锌抑制剂，用量为450～550g/t原矿，采用重量比2:1的丁铵黑药、丁基黄药作为捕收剂，用量为80～120g/t原矿。

（3）锌浮选工序包括锌硫混浮工序和锌硫分离工序，均采用石灰作为pH调节剂，控制矿浆pH值为11～12，采用硫酸铜为活化剂，用量为100～200g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用重量比2:1的丁铵黑药、丁基黄药作为捕收剂，用量为80～120g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到锌精矿，剩余矿作尾矿进行处理。

优选的，在锌浮选工序前还设有一次预先脱水脱药处理工序，即添加450～550g/t原矿的100%浓硫酸清洗矿物表面的药剂，然后补加清水进行洗矿，最后将矿浆浓缩脱水，使矿重量浓度低于35%；溢流作尾矿进行处理。

所述的原矿包括含锌重量百分比小于2%的低品位硫化矿原料和经混合浮选后的尾矿原料。

所述步骤（2）中的再磨矿处理是采用磨机将混合精矿再进行一次磨矿处理，控制矿粒粒度为-0.074占80%，使矿粒进一步单体解离，产生新的矿物表面。

多金属硫化矿中锌闪锌矿可浮性差，回收困难，因此，多数洗矿厂均采用以回收铅锑铜等金属为主兼收锌金属的工艺，也有少部分洗矿厂或学者采用常规工艺浮选出高回收指标的锌金属，但其主要建立在所用原矿品位高的基础上。随着矿产资源的不断贫化，原矿中含杂越来越高，干扰因素也越来越多，选矿难度也不断加大，现行的常规工艺已不再适用于低品位、复杂难选矿石的选别。

在多金属硫化矿浮选体系中，锌闪锌矿的活化与抑制主要受矿物、晶格离子、药剂等因素的影响，为确保提高锌选矿技术指标、降低锌金属损失，消除过剩药剂和矿物离子对锌浮选的影响是关键。本发明的硫化矿混浮工序，可采用“饥饿加药法”适度添加浮选药剂，不仅能快速将硫化精矿浮选出来，还能节约了药剂，降低混浮泡沫中的药剂含量；随后进一步进行脱水脱药处理，采用硫酸和清水清洗矿物表面的药剂，再浓缩脱水消除药剂以减少药剂对下一步浮选的影响。矿物的再磨矿处理，既可降低矿粒粒度，又可清除矿粒表面难清洗的药剂，使矿粒产生新的矿物表面，从而促使矿粒与锌抑制剂的更好结合，防止锌损失于泡沫中；而采用组合药剂对锌的抑制，同样可明显降低锌的损失。锌浮选采用载体分散浮选技术，使铁闪锌矿在活化剂、分散剂与捕收剂的同时作用下，高速浮出，再进行分离浮选，产出最终锌精矿，提高了锌精矿的质量和回收率。

本发明的有益效果是：

（1）本发明采用硫酸+清水再浓缩脱水的方法脱除残留在矿粒表面的药剂，残留药物脱出率达95%以上，从而基本消除了过剩药剂对脱杂工序及锌硫化矿浮选的影响，减少锌因药剂影响而造成损失，提高了锌及其他金属的生产指标。

（2）本发明预先将相对于锌可浮性较好的铅锑铜等金属硫化矿以杂质形式浮出，减少其对锌浮选的干扰；且在优先浮选过程中，采用组合药剂（碳酸钠+硫酸锌+亚硫酸钠）作为锌抑制剂，明显降低了锌在泡沫产品中的损失。

（3）本发明在复杂难选、低锌品位的多金属硫化矿选矿领域中具有很好的应用效果，扩大了低品位或二次矿产资源的利用率。采用本发明新工艺，在原矿品位下降的情况下，锌精矿含锌从旧工艺的46%提高到48%以上，锌回收率从70%提高到78%以上。

附图说明

附图1是本发明第一实施方式的工艺流程示意图。

附图2是本发明第二实施方法的工艺流程示意图。

具体实施方式

以下结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明，本实施例仅是对本发明作更清楚的说明，而不是对本发明的限制。

以下采用本发明提供的第一实施方式的选矿工艺（附图1）对下面原矿进行选矿生产：

我国广西某低品位多金属硫化矿，矿石中主要含锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿；脉石矿物主要为石英和方解石；围岩矿物主要为灰岩和硅化灰岩。原矿锌品位为1.51%。

第一步，将选取好的原矿进行破碎、混合浮选后，得到混合精矿和部分尾矿，混合精矿进一步进行预先脱水脱药处理。脱水脱药处理主要是采用500g/t原矿的100%浓硫酸对矿物表面的残留的药剂进行清洗，然后补加清水进行洗矿，最后将矿浆浓缩脱水，使混合精矿重量浓度低于35%，残留药物脱出率达95%以上，大大减少了药剂对下一步浮选的影响。溢流部分作尾矿进行处理

第二步，将预先脱水脱药处理的混合精矿进行再磨矿处理，控制矿粒粒度为-0.074占80%，使矿粒进一步单体解离，降低矿粒粒度，产生新的矿物表面，以便矿粒与锌抑制剂能更好的结合，防止锌损失于泡沫中；然后进入脱杂工序，其中，采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为5～6，采用重量比1:5:5的碳酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠作为锌抑制剂，用量为500g/t原矿，采用重量比2:1的丁铵黑药、丁基黄药作为捕收剂，用量为100g/t原矿。经过脱脱杂工序后，相对于锌可浮性较好的铅锑铜等金属硫化矿以杂质形式优先浮出，从而减少其对锌浮选的干扰；优先浮出的铅锑铜混合精矿进入铅锑铜浮选工序，剩余矿直接进入锌浮选工序

第三步，锌浮选工序包括锌硫混浮工序和锌硫分离工序，均采用石灰作为pH调节剂，控制矿浆pH值为11～12，采用硫酸铜为活化剂，用量为150g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为50g/t原矿，采用重量比2:1的丁铵黑药、丁基黄药作为捕收剂，用量为100g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为20g/t原矿；最终得到了锌品位为48.26%、回收率为78.12%的合格锌精矿。

作为本发明的优选方案，如附图2，本发明的第二实施方式：在锌浮选工序前,设有一次预先脱水脱药处理工序，即采用500g/t原矿的100%浓硫酸清洗矿物表面的残留的药剂，然后补加清水进行洗矿，最后将矿浆浓缩脱水，使矿重量浓度低于35%，接着进入锌浮选工序；再进行一次脱水脱药处理主要是对脱杂工序中残留的药剂进行清除，以减少药剂对锌浮选工序的影响；最终得到了锌品位为48.39%、回收率为78.21%的合格锌精矿。

下面是本发明工艺与旧工艺的锌生产指标对比分析情况，见表1。

表1新旧工艺锌生产指标对比分析表

注：表1中锌回收率为对原矿的实际回收率。

Claims

1.一种提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，包括原矿选取、磨矿、硫化矿混合浮选、铅锑铜分离、锌浮选工序，其特征在于：将硫化矿混合浮选得到的混合精矿预先脱水脱药、再磨矿，然后将铅锑铜硫化矿分离出来再进行锌浮选，具体的方法是：

（1）原矿经磨矿、混合浮选后，将得到的混合精矿进行预先脱水脱药处理，其余矿作尾矿进行处理；

所述的脱水脱药处理是添加450～550g/t 原矿的100%浓硫酸清洗矿物表面的药剂，然后补加清水进行洗矿，最后将矿浆浓缩脱水，使混合精矿重量浓度低于35%；溢流作尾矿进行处理；

（2）将预先脱水脱药处理的混合精矿进行再磨矿处理，进入脱杂工序；

所述的脱杂工序是先将相对于锌可浮性好的铅锑铜硫化矿以杂质形式分离出来，剩余矿直接进入锌浮选工序；其中，采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为5～6，采用重量比1:5:5的碳酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠作为锌抑制剂，用量为450～550g/t原矿，采用重量比2:1的丁铵黑药、丁基黄药作为捕收剂，用量为80～120g/t原矿；

2.根据权利要求1所述的提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，其特征在于，在锌浮选工序前设有一次预先脱水脱药处理工序。

3.根据权利要求1或2所述的提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，其特征在于，所述的原矿包括含锌重量百分比小于2%的低品位硫化矿原料和经混合浮选后的尾矿原料。

4.根据权利要求3所述的提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，其特征在于，所述步骤（2）中的再磨矿处理是采用磨机将混合精矿再进行一次磨矿处理，控制矿粒粒度为-0.074占80%，使矿粒进一步单体解离，产生新的矿物表面。

5.根据权利要求2或4所述的提高锌指标的多金属硫化矿浮选工艺，其特征在于，所述的预先脱水脱药处理工序是添加450～550g/t原矿的100%浓硫酸清洗矿物表面的药剂，然后补加清水进行洗矿，最后将矿浆浓缩脱水，使矿重量浓度低于35%；溢流作尾矿进行处理。