CN105057110B - 一种铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，该工艺包括以下步骤：(1)铅锑锌铁原矿经破碎、磨矿后，配成矿浆；(2)在所述矿浆中添加锌铁硫化矿物活化剂、捕收剂及起泡剂进行浮选分离，得到硫化矿混合精矿矿浆和非硫化矿矿浆；(3)在搅拌条件下，将所得的硫化矿混合精矿矿浆加温进行脱药处理后，脱水；(4)在经(3)处理过的硫化矿混合精矿矿浆中加水稀释后，加入pH调整剂、铁闪锌矿抑制剂、捕收剂及起泡剂，浮选分离，得到脆硫锑铅矿粗精矿和铅锑尾矿。该方法实现了硫化矿物表面药剂的有效脱除，使后续的铅锑‑锌硫容易分离；该方法避免了有毒害化合物的使用，有利于人身安全及环境保护，同时也简化工艺，降低生产成本。

Description

一种铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺

技术领域

本发明涉及铅锑锌铁多金属硫化矿混合精矿浮选分离前的预处理，具体为一种硫化矿混合精矿浮选分离前的加温脱药工艺与初步分离的选矿方法。

背景技术

广西大厂是我国重要的锡铅锑锌资源基地，其资源以锡石-多金属铅锑锌硫化矿为主.具有矿种多、品位富、价值高储量大的特点，迄今，锡、锑、铟保有储量全国第一，铅锌也位居全国前列，还伴生有可观的银、镓、镉、砷等。对于大厂矿区的锡石-铅锑锌铁多金属硫化矿，其特点是：(1)贫富矿体金属品位差异明显，贫矿体含锡0.3％～0.7％、富矿体含锡1.0％～2.0％；(2)矿石中有用矿物种类繁多，主要矿物有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、雌黄铁矿、毒砂及少量的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黝锡矿。脉石矿物主要为石英、方解石；(3)锡石与硫化矿密切共生，少量与脉石共生。粒度为2.5mm～0.025mm不等，其中-0.074mm粒级占总量的49.56％，属于细粒为主的不均匀嵌布；(4)各种硫化矿均以细粒为主的不均匀嵌布，且相互嵌结比较致密，除黄铁矿磨至0.2mm以下基本解离外，其它硫化矿物则需磨至0.1mm以下才完全解离。针对大厂矿区是以锡石为主的多金属矿床，选矿方针是“以锡为主，综合回收”，重浮和重浮重流程是最优化流程。即先用重选预选抛尾，重矿物经棒磨、分级后采用跳汰和摇床选别，跳汰精矿用枱浮脱除硫化矿物(添加硫酸和丁胺黑药实现)，枱浮硫化矿产品再经过棒磨(以避免锡石泥化)，然后进行硫化矿混合浮选，脱除全部硫化矿，其浮选尾矿再采用重选来回收锡石。流程中枱浮锡石与硫化矿分离，以及后续的硫化矿粗粒浮选的特殊要求，需使用大剂量的捕收剂、活化剂和起泡剂才能达到脱除硫化矿的目的，从而给浮选后的锡石重选创造条件，与此同时，却给硫化矿的分离带来了难题。由于铁闪锌矿和黄铁矿等硫化矿物均被硫酸铜活化过，且表面吸附了大量的丁基黄药，因此使铅锑-锌、锌-硫的分离更加困难。在铅-锌分离的过程中，必须使用氰化物作为锌硫矿物的抑制剂，众所周知，氰化物剧毒，对生产人员的安全及环境都具有严重危害。在锌-硫分离作业中，混浮剩余药剂的干扰使浮选泡沫发粘，同时，被大量硫酸、起泡剂黏附与表面的黄铁矿、磁黄铁矿很难抑制，影响锌精矿质量。

发明内容

针对现有的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合浮选过程中硫化矿物表面吸附有大量浮选药剂，使铅锑-锌、锌-硫的分离困难的缺点，本发明的目的是在于提供一种能实现硫化矿物表面药剂的有效脱除，使铅锑-锌硫容易分离的选矿方法。

为了实现本发明的技术目的，本发明提供了一种铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，该工艺包括以下步骤：

(1)铅锑锌铁原矿经破碎、磨矿后，配成矿浆；

(2)在所述矿浆中添加锌铁硫化矿物活化剂、捕收剂及起泡剂进行浮选分离，得到硫化矿混合精矿矿浆和非硫化矿矿浆；

(3)在搅拌条件下，将所得的硫化矿混合精矿矿浆加温至75～85℃进行脱药处理后，脱水至浓度为75～85wt％；

(4)在经(3)处理过的硫化矿混合精矿矿浆中加水稀释后，加入pH调整剂、铁闪锌矿抑制剂、捕收剂及起泡剂，浮选分离，得到脆硫锑铅矿粗精矿和铅锑尾矿。

本发明的技术方案主要是针对传统的枱浮锡石与硫化矿浮选分离过程中，一般采用捕收剂、活化剂和起泡剂以达到脱除硫化矿的目的，虽然给浮选后的锡石重选创造有利条件，但是由于铁闪锌矿和黄铁矿等硫化矿物均被硫酸铜(活化剂)活化过，且表面吸附了大量的异丁基钠黄药(捕收剂)，因此使铅锑-锌、锌-硫的分离更加困难。在铅-锌分离的过程中，必须使用氰化物作为锌硫矿物的抑制剂，而氰化物剧毒，对生产人员的安全及环境都具有严重危害；同时在锌-硫分离作业中，混浮剩余药剂的干扰使浮选泡沫发粘，而被大量硫酸、起泡剂黏附与表面的黄铁矿、磁黄铁矿很难抑制，影响锌精矿质量。本发明的技术方案通过将硫化矿混合精矿矿浆通过在适当的温度下搅拌处理，能使硫化矿物表面的捕收剂充分脱附并进入矿浆中，再在此基础上，通过脱水方式，将药物混在水中一起脱除。通过该步骤处理能使捕收剂有效脱除，避免了氰化物的使用，且有利于后续的铅锑-锌、锌-硫的分离。

本发明的技术方案中脱药处理的温度如果低于60℃，则浮选药剂很难从硫化矿表面脱附，如果温度过高则增加能耗，且对后续的铅-锌硫分离效果影响不明显。

本发明的技术方案中脱水处理最好是控制在脱水后矿浆浓度在75～85wt％范围内，脱水程度的控制，能保证矿浆中捕收药剂能绝大部分被脱除，能避免矿浆中残余药剂对后续浮选作业的影响。脱水后矿浆浓度过低矿浆中的残余药剂对后续浮选作业有明显影响，脱水后矿浆浓度过高使操作难度增加。

本发明的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺还包括以下优选方案。

优选的方案中，铅锑锌铁原矿中包括脆硫锑铅矿、铁闪锌矿及磁黄铁矿在内的硫化矿物。

优选的方案中，铅锑锌铁原矿经破碎至粒度为3mm以下。优选的原矿粒度太大不利于后续的磨矿；粒度太小，由于原矿中脆硫锑铅矿性脆，造成磨矿后脆硫锑铅矿过度粉碎，影响脆硫锑铅矿的回收。

较优选方案中，铅锑锌铁原矿经破碎后，磨矿至粒度为-200目占60％以上。这样的粒度可使各种硫化矿物单体解离充分。由于脆硫锑铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿和黄铁矿相互共生，所以磨矿过程中，要保证各种硫化矿物单体充分解离，有利于后续的浮选分离。

优选的方案中，步骤(1)中矿浆浓度为25～35wt％。浓度太高会造成部分脉石矿物进入硫化矿混合精矿，浓度太低会造成混合精矿金属回收率下降。

优选的方案中，步骤(2)中的浮选分离包括一次粗选及两次扫选。较优选的方案中，粗选过程中锌铁硫化矿物活化剂加入量为150～250g/t原矿，捕收剂的加入量为100～200g/t原矿，起泡剂的加入量为50～80g/t原矿。较优选的方案中，一次扫过程中锌铁硫化矿物活化剂的加入量为80～120g/t原矿，捕收剂的加入量为65～85g/t原矿，起泡剂的加入量为20～40g/t原矿。较优选的方案中，二次扫选过程中锌铁硫化矿物活化剂的加入量为40～60g/t原矿，捕收剂的加入量为30～50g/t原矿，起泡剂的加入量为15～25g/t原矿。最优选的锌铁硫化矿物活化剂为硫酸铜。最优选的捕收剂为异丁基钠黄药。最优选的起泡剂为MIBC。优选的捕收方式，且采用适宜的捕收药剂和添加剂及配比，可使浮选效果更好，得到的合格的硫化矿粗精矿。

优选的方案中，脱药处理后的矿浆浓度为35～45wt％。

优选的方案中，脱药处理的时间为10～15分钟,搅拌时间短浮选药剂脱附不彻底，搅拌时间高增加能耗，并且对后续的铅-锌硫分离效果影响不明显。

优选的方案中，脱药处理过程中使用恒温水槽对所述硫化矿混合精矿矿浆加温，使用搅拌器对矿浆搅拌。矿浆脱药的效果直接影响到后续的铅-锌硫浮选分离的效果，使用恒温水槽对混合精矿矿浆加温搅拌可以使矿浆在恒温条件下脱药，使操作稳定有效。

优选的方案中，经(3)处理过的硫化矿混合精矿矿浆中加水稀释至浓度为20～30wt％。水可以为自来水或工业用水，一般不含捕收药剂的水一般都适用。

优选的方案中，步骤(4)中的浮选分离包括一次粗选及一次扫选。优选的方案中，粗选过程中pH调整剂的用量为4000～8000g/t原矿，铁闪锌矿抑制剂的用量为500～1400g/t原矿，捕收剂的用量为60～110g/t原矿，起泡剂的用量为15～30g/t原矿。优选的方案中，扫选过程中pH调整剂的用量为2000～4000g/t原矿，铁闪锌矿抑制剂的用量为300～800g/t原矿，捕收剂的用量为35～50g/t原矿，起泡剂的用量为5～15g/t原矿。优选的pH调整剂为生石灰。优选的铁闪锌矿抑制剂为亚硫酸钠和硫酸锌按质量比3:2～2:3组成的复配抑制剂。优选的捕收剂为乙硫氮。优选的起泡剂为MIBC。优选的浮选方式、浮选药剂及配比可以使脆硫锑铅矿与锌铁硫化矿有效分离，可以得到合格的脆硫锑铅矿粗精矿。

相对现有技术，本发明申请技术方案带来的有益效果，本发明的技术方案通过加热方式使捕收药剂脱吸附，再结合脱水方式将捕收药剂脱除，实现了硫化矿物表面药剂的有效脱除，使后续的铅锑-锌硫容易分离；该方法避免了有毒害化合物的使用，有利于人身安全及环境保护，同时也简化工艺，降低生产成本。

附图说明

【图1】是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

为了使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了解，下面结合具体图示及实施例，进一步阐述本发明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

参考图1，本发明一种硫化矿混合精矿浮选分离前的加温脱药工艺与初步分离的选矿方法，包括下列步骤：将铅锑锌铁原矿破碎筛分至一定的磨矿给矿粒度；将得到铅锑锌铁原矿颗粒用磨矿机磨至一定粒度后再配制成一定浓度的矿浆；将所述矿浆进行浮选作业，添加锌铁硫化矿物的活化剂、捕收剂和起泡剂，浮选硫化矿，粗选后进行2次扫选得到硫化矿混合精矿；将所述硫化矿混合精矿使用恒温水槽和搅拌器进行加温搅拌脱药，然后脱水将矿浆中的残余药剂除去，再配制成一定浓度的矿浆进行浮选作业，添加pH调整剂、铁闪锌矿抑制剂、捕收剂和起泡剂，浮选脆硫锑铅矿，粗选后进行1～2次扫选得到浮选脆硫锑铅矿粗精矿。实施例1

采用广西大厂某矿体锡石-多金属硫化矿为铅锑锌铁硫化矿原矿，该原矿含Pb2.24％、Zn 13.64％、Sb 2.01％、As 0.93％、Fe 35.78％、S 31.94％。该矿石主要矿物有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、雌黄铁矿、毒砂及少量的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黝锡矿。脉石矿物主要为石英、方解石。各种硫化矿均以细粒为主的不均匀嵌布，且相互嵌结比较致密，除黄铁矿磨至0.2mm以下基本解离外，其它硫化矿物则需磨至0.1mm以下才完全解离。将该铅锑锌铁原矿破碎筛分至给矿粒度3mm，将破碎后的铅锑锌铁原矿颗粒在用球磨机磨至-200目占60％，此时所有硫化矿单体充分解离；将磨好的矿粉配置成浓度25％的矿浆进行浮选作业，加入硫酸铜200g/t，丁黄药150g/t，MIBC60g/t，调浆后进行硫化矿粗选，粗选后进行2次扫选，中矿与粗精矿合并，得到硫化矿粗精矿；第一次扫选的药剂用量情况如下：硫酸铜用量为100g/t,丁黄药的用量为75g/t,MIBC的用量30g/t，第二次扫选的药剂用量情况如下：硫酸铜用量为50g/t，丁黄药的用量为40g/t，MIBC用量为15g/t。即药剂用量依次减半。浮选出的硫化矿粗精矿含Pb 2.91％、回收率95.4％，含Zn 15.50％，回收率98.82％。将硫化矿粗精矿使用恒温水槽和搅拌器进行加温脱药，加温温度60℃，搅拌时间10分钟。脱药后的硫化矿粗精矿脱水至浓度为75％的矿浆，再添加新水配置成浓度为30％的矿浆进行铅锑-锌硫浮选分离作业。加入生石灰6000g/t调节矿浆pH和抑制磁黄铁矿、黄铁矿、砷黄铁矿等铁硫化物，加入铁闪锌矿组合抑制剂亚硫酸钠500g/t和硫酸锌500g/t，加入脆硫锑铅矿捕收剂乙硫氮80g/t，起泡剂MIBC 20g/t，调降后进行脆硫锑铅矿粗选，粗选后进行1次扫选，中矿与粗选的精矿合并，得到脆硫锑铅矿粗精矿；扫选药剂用量如下：生石灰用量为3000g/t，亚硫酸钠用量为250g/t、硫酸锌用量为250g/t，乙硫氮用量为40g/t，MIBC用量为10g/t。浮选出的脆硫锑铅矿粗精矿含Pb 11.02％，回收率84.58％，含Sb7.57％，回收率87.67％，含Zn 9.29％，回收率17.84％。

实施例2

采用广西大厂某矿体锡石-多金属硫化矿为铅锑锌铁硫化矿原矿，该矿石主要矿物有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、雌黄铁矿、毒砂及少量的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黝锡矿。脉石矿物主要为石英、方解石。将该铅锑锌铁原矿破碎筛分至给矿粒度3mm，将破碎后的铅锑锌铁原矿颗粒在用球磨机磨至-200目占60％，此时所有硫化矿单体充分解离；将磨好的矿粉配置成浓度30％的矿浆进行浮选作业，加入硫酸铜180g/t，丁黄药120g/t，MIBC40g/t，调浆后进行硫化矿粗选，粗选后进行2次扫选，中矿与粗精矿合并，得到硫化矿粗精矿；第一次扫选的药剂用量情况如下：硫酸铜用量为90g/t,丁黄药的用量为60g/t，MIBC的用量20g/t；第二次扫选的药剂用量情况如下：硫酸铜用量为45g/t，丁黄药的用量为30g/t，MIBC用量为10g/t。即药剂用量依次减半。浮选出的硫化矿粗精矿含Pb 2.91％、回收率95.4％，含Zn 15.50％，回收率98.82％。将硫化矿粗精矿使用恒温水槽和搅拌器进行加温脱药，加温温度70℃，搅拌时间12分钟。脱药后的硫化矿粗精矿脱水至浓度为80％的矿浆，再添加新水配置成浓度为30％的矿浆进行铅锑-锌硫浮选分离作业。加入生石灰7000g/t调节矿浆pH和抑制磁黄铁矿、黄铁矿、砷黄铁矿等铁硫化物，加入铁闪锌矿组合抑制剂亚硫酸钠600g/t和硫酸锌400g/t，加入脆硫锑铅矿捕收剂乙硫氮80g/t，起泡剂MIBC 20g/t，调降后进行脆硫锑铅矿粗选，粗选后进行1次扫选，中矿与粗选的精矿合并，得到脆硫锑铅矿粗精矿；扫选药剂用量如下：生石灰用量为3500g/t，亚硫酸钠用量为300g/t、硫酸锌用量为200g/t，乙硫氮用量为40g/t，MIBC用量为10g/t。浮选出的脆硫锑铅矿粗精矿含Pb12.58％，回收率78.93％，含Sb 8.83％，回收率84.55％，含Zn 14.17％，回收率15.94％。

实施例3

采用广西大厂某矿体锡石-多金属硫化矿为铅锑锌铁硫化矿原矿，该矿石主要矿物有锡石、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿、雌黄铁矿、毒砂及少量的方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黝锡矿。脉石矿物主要为石英、方解石。将该铅锑锌铁原矿破碎筛分至给矿粒度3mm，将破碎后的铅锑锌铁原矿颗粒在用球磨机磨至-200目占60％，此时所有硫化矿单体充分解离；将磨好的矿粉配置成浓度35％的矿浆进行浮选作业，加入硫酸铜240g/t，丁黄药200g/t，MIBC60g/t，调浆后进行硫化矿粗选，粗选后进行2次扫选，中矿与粗精矿合并，得到硫化矿粗精矿；第一次扫选的药剂用量情况如下：硫酸铜用量为120g/t,丁黄药的用量为100g/t,MIBC的用量30g/t；第二次扫选的药剂用量情况如下：硫酸铜用量为60g/t，丁黄药的用量为50g/t，MIBC用量为15g/t。即药剂用量依次减半。浮选出的硫化矿粗精矿含Pb 2.91％、回收率95.4％，含Zn 15.50％，回收率98.82％。将硫化矿粗精矿使用恒温水槽和搅拌器进行加温脱药，加温温度80℃，搅拌时间15分钟。脱药后的硫化矿粗精矿脱水至浓度为85％的矿浆，再添加新水配置成浓度为30％的矿浆进行铅锑-锌硫浮选分离作业。加入生石灰6000g/t调节矿浆pH和抑制磁黄铁矿、黄铁矿、砷黄铁矿等铁硫化物，加入铁闪锌矿组合抑制剂亚硫酸钠400g/t和硫酸锌600g/t，加入脆硫锑铅矿捕收剂乙硫氮80g/t，起泡剂MIBC 20g/t，调降后进行脆硫锑铅矿粗选，粗选后进行1次扫选，中矿与粗选的精矿合并，得到脆硫锑铅矿粗精矿；扫选药剂用量如下：生石灰用量为3000g/t，亚硫酸钠用量为200g/t、硫酸锌用量为3000g/t，乙硫氮用量为40g/t，MIBC用量为10g/t。浮选出的脆硫锑铅矿粗精矿含Pb14.41％，回收率81.23％，含Sb 9.37％，回收率86.45％，含Zn 14.70％，回收率16.90％。

以上显示和描述了本发明的基本原理和主要特征及本发明的有点，本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内，本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。

Claims (10)

1.一种铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，包括以下步骤：

(1)铅锑锌铁原矿经破碎、磨矿后，配成矿浆；

(2)在所述矿浆中添加锌铁硫化矿物活化剂、捕收剂及起泡剂进行浮选分离，得到硫化矿混合精矿矿浆和非硫化矿矿浆；其中，锌铁硫化矿物活化剂为硫酸铜，捕收剂为异丁基钠黄药，起泡剂为MIBC；

(3)在搅拌条件下，将所得的硫化矿混合精矿矿浆加温至75～85℃进行脱药处理后，脱水至浓度为75～85wt％；

(4)在经(3)处理过的硫化矿混合精矿矿浆中加水稀释后，加入pH调整剂、铁闪锌矿抑制剂、捕收剂及起泡剂，浮选分离，得到脆硫锑铅矿粗精矿和铅锑尾矿；其中，pH调整剂为生石灰，铁闪锌矿抑制剂为亚硫酸钠和硫酸锌按质量比3:2～2:3组成的复配抑制剂，捕收剂为乙硫氮，起泡剂为MIBC。

2.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，所述的铅锑锌铁原矿中包括脆硫锑铅矿、铁闪锌矿及磁黄铁矿在内的硫化矿物。

3.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，所述的铅锑锌铁原矿经破碎至粒度为3mm以下。

4.根据权利要求1或3所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，所述的铅锑锌铁原矿经破碎后，磨矿至粒度为-200目占60％以上。

5.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，(1)中所述的矿浆浓度为25～35wt％。

6.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，(2)中的浮选分离包括一次粗选及两次扫选；粗选过程中锌铁硫化矿物活化剂加入量为150～250g/t原矿，捕收剂的加入量为100～200g/t原矿，起泡剂的加入量为50～80g/t原矿；一次扫过程中锌铁硫化矿物活化剂的加入量为80～120g/t原矿，捕收剂的加入量为65～85g/t原矿，起泡剂的加入量为20～40g/t原矿；二次扫选过程中锌铁硫化矿物活化剂的加入量为40～60g/t原矿，捕收剂的加入量为30～50g/t原矿，起泡剂的加入量为15～25g/t原矿；所述的锌铁硫化矿物活化剂为硫酸铜；所述的捕收剂为异丁基钠黄药；所述的起泡剂为MIBC。

7.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，脱药处理后的矿浆浓度为35～45wt％。

8.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，脱药处理的时间为10～15分钟。

9.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，经(3)处理过的硫化矿混合精矿矿浆加水稀释至浓度20～30wt％。

10.根据权利要求1所述的铅锑锌铁多金属硫化矿的混合精矿脱药及分离的工艺，其特征在于，(4)中的浮选分离包括一次粗选及一次扫选；粗选过程中pH调整剂的用量为4000～8000g/t原矿，铁闪锌矿抑制剂的用量为500～1400g/t原矿，捕收剂的用量为60～110g/t原矿，起泡剂的用量为15～30g/t原矿；扫选过程中pH调整剂的用量为2000～4000g/t原矿，铁闪锌矿抑制剂的用量为300～800g/t原矿，捕收剂的用量为35～50g/t原矿，起泡剂的用量为5～15g/t原矿。