CN106179723B - 一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法，通过包括原矿磨细、混合粗选、扫选、混合精选、过滤脱水、铅锌分离、磁选等步骤，最终获得铅银精矿和锌精矿。本发明分选的铅锌矿石分选指标好、分离效率高、生产陈本低，是一种简单、高效、适应能力强、分选效果好、综合回收指标高、生产成本低的铅锌选矿新方法，适于推广应用。

Description

一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法
技术领域
本发明属于选矿领域，尤其涉及一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法。
背景技术
我国铅锌资源丰富，位居世界前列，然而与世界各国不同的是，我国近年来对矿产资源的大力开采，易选高品位铅锌矿石不断减少，随之产生的大量难选低品位铅锌矿石不断增多，而此类资源又普遍存在铅锌主金属品位低而硫含量高、铅锌矿物嵌布粒度不均匀单体解离差、矿石存在一定的氧化含泥量高等特点，这些因素影响并导致了我国铅锌矿产资源整体利用率低，综合回收率不高。虽然近年来在难选铅锌矿石选矿技术上有一定的发展，但其适应性较差，特别是针对复杂低品位的铅锌矿石，选矿回收率参差不齐，综合回收率偏低。
目前，针对此类难选低品位铅锌矿石，工业上普遍采用“铅锌混合浮选”和“铅锌优先浮选”工艺，但不论采用何种工艺流程，均未能获得满意的技术指标。采用的“铅锌混合浮选”工艺因铅锌矿物可浮性相近、嵌布特征复杂、嵌布粒度较细、彼此共生关系复杂，导致铅锌分离困难，难以获得品位较高的铅锌精矿产品；采用的“铅锌优先浮选”工艺因铅锌入选品位低、嵌布粒度细，导致铅锌回收困难，磨矿细度难以选择，铅、锌精矿尤其是铅精矿回收率较低，综合回收难度大。
发明内容
针对难选低品位铅锌矿石普遍存在的矿石性质复杂、分离难度大、分选效率低、浮选效果差、综合回收率低等问题，本发明的目的在于提供一种稳定、高效、分选效果好、适应能力强、回收指标高、生产成本低的难选铅锌矿铅锌分离选矿新方法。
本发明是通过以下技术方案实现的，一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法，其特征在于其选矿过程的步骤包括：
(1)将铅锌原矿采取、磨细；
(2)磨细后的矿浆进行铅锌混合粗选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；
(3)将步骤(2)得到的粗选尾矿进行扫选三次，得到尾矿和三个扫选中矿，三个扫选中矿分别顺序返回到上一层作业；
(4)将步骤(2)得到的混合粗精矿进行混合精选三次，得到混合精矿和三个精选中矿，三个精选中矿分别顺序返回到上一层作业；
(5)将步骤(4)得到的混合精矿进行过滤脱水，得到脱水后的混合精矿粉；
(6)将步骤(5)得到的混合精矿粉进行铅锌分离，得到铅粗精矿和锌粗精矿；
(7)将步骤(6)得到铅粗精矿和锌粗精矿分别进行磁选，得到得到铅精矿、锌精矿和铁精矿。
优选地，在步骤(1)中，所述的原矿磨细的磨矿细度为：-0.074mm含量占70～75％；
在步骤(2)中，所述的铅锌混合粗选作业工艺条件为：加入抑制剂石灰1000～1500g/t，调节矿浆pH为11左右，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：80～120g/t，作用时间为3～4min，加入起泡剂2#油20～30g/t，作用时间1～2min；
在步骤(3)中，所述的扫选三次作业工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入抑制剂石灰300～400g/t，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：30～50g/t，作用时间为3～4min；扫选Ⅱ作业加入抑制剂石灰100～200g/t，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：10～15g/t，作用时间为3～4min；扫选Ⅲ作业加入抑制剂石灰50～100g/t，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：10～15g/t，作用时间为3～4min；
在步骤(4)中，所述的混合精选三次作业工艺条件为：混精Ⅰ作业加入抑制剂石灰300～500g/t，作用时间4～5min；混精Ⅱ作业加入抑制剂石灰200～300g/t，作用时间4～5min；混精Ⅲ作业加入抑制剂石灰100～150g/t，作用时间4～5min；
在步骤(5)中，所述的混合精矿过滤脱水作业在抽滤机中进行，脱水后的精矿含水6-10％；
在步骤(6)中，所述的铅锌分离作业工艺条件为：加入分离试剂ZS-01：1000～2000kg/t，调节矿浆浓度为40-50％，作用时间4～5min；
在步骤(7)中，所述的铅、锌粗精矿磁选作业工艺条件为：调节磁场强度1000-1500GS，矿浆浓度为15-30％。
优选地，所述捕收剂LP-13是以N,N-二乙基二硫代氨基甲酸钠、烃基二硫代磷酸硫醚脂、1,2-十四烷基二硫醇为原料，按照质量比(2.0～2.5):1:(0.5～1.5)的配比混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌30～40min制取。
优选地，所述分离试剂ZS-01是以二碘甲烷、丙二酸铊、四溴乙烷、磁黄铁矿粉为原料，其中磁黄铁矿粉为选矿厂生产的磁黄铁矿精矿粉，精矿粉中Fe含量为55-60％、S含量为33-38％、磁性矿物含量为96-98％。上述四种原料按照质量比(0.2～0.4):(0.7～1.0):(0.4～0.6):(2.5～3.0)的配比混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌60～90min制取。
本发明克服现有技术的不足，提供一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法，具有以下技术特点：
(1)针对矿石中铅锌入选品位低、目的矿物嵌布粒度不均匀、铅锌矿物嵌布粒度与单体解离差异大等特性，本发明采用高效捕收剂LP-13混合浮选铅锌矿物，使铅锌矿物在合适的入选粒级同步浮选，避免了铅锌矿物因粒度不均和单体解离差异导致在浮选流程中的损失；高效捕收剂LP-13不仅对铅锌矿物有良好的选择性，可避免了硫铁矿物的上浮而影响精矿品位，同时对细粒、可浮性差的铅锌矿物有良好的捕收能力，显著提高难选铅锌矿物浮选性能，强化难选、细粒铅锌矿物的回收，为铅锌矿物的综合回收、铅锌选矿指标的提高和生产成本的降低提供了很好的新技术支撑，这一创造性的思想和组合使用的各种药剂及成套技术作为一个整体在铅锌选矿技术领域是没有被公开也不容易被想到的，是一种适应能力强、回收指标高、生产成本低的难选铅锌矿的选矿新方法。
(2)针对矿石中铅锌矿物嵌布关系复杂、共生特性明显、可浮性相近等特征，本发明先将铅锌混合粗精矿进行精选，得到品位较高的混合精矿后进行过滤脱水，脱除混合精矿中的水介质，之后根据铅锌主金属矿物在介质中的等将比差异，采用本发明研发的分离试剂ZS-01作介质，在浮选机中充分搅拌分层后分离铅、锌矿物。此方案不均解决了铅锌矿物因嵌布关系复杂、可浮性相近而导致分离困难的难题，同时又避免了铅锌在浮选流程中的强制分离而带来的金属流失；分离后的铅、锌精矿采用弱磁选回收磁性矿物，各精矿产品采用过滤的方式回收剩余介质液，磁性矿物和剩余介质液参照ZS-01中原料的成分配比，重新调配后又可返回流程循环使用，显著降低了生产成本，实现了铅锌矿物的高效分离，提高了铅、锌分离效率和技术指标。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
①发明了高效捕收剂LP-13，解决了难选铅锌矿物综合回收的难题。
②发明了高效分离试剂ZS-01，解决了铅锌矿物高效分离的难题。
③各类药剂及成套技术作为一个整体分选铅锌矿石，不仅工艺流程简单、易于操作，而且生产指标优越、生产成本较低，有利于节能环保。
附图说明
图1是本发明一种难选铅锌矿石铅锌分离的选矿方法的步骤流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。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。
实施例1
将200g N,N-二乙基二硫代氨基甲酸钠、100g烃基二硫代磷酸硫醚脂、100g 1,2-十四烷基二硫醇混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌30～40min得到捕收剂LP-13。
将30g二碘甲烷、70g丙二酸铊、55g四溴乙烷、280g磁黄铁矿粉(Fe含量58％、S含量37％、磁性矿物含量97.5％)混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌90min得到分离试剂ZS-01。
实施例2
将250g N,N-二乙基二硫代氨基甲酸钠、100g烃基二硫代磷酸硫醚脂、80g 1,2-十四烷基二硫醇混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌30min得到捕收剂LP-13。
将40g二碘甲烷、96g丙二酸铊、43g四溴乙烷、275g磁黄铁矿粉(Fe含量59.1％、S含量36.8％、磁性矿物含量96.4％)混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌90min得到分离试剂ZS-01。
实施例3
将220g N,N-二乙基二硫代氨基甲酸钠、100g烃基二硫代磷酸硫醚脂、130g 1,2-十四烷基二硫醇混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌30min得到捕收剂LP-13。
将40g二碘甲烷、85g丙二酸铊、60g四溴乙烷、300g磁黄铁矿粉(Fe含量57.5％、S含量36.7％、磁性矿物含量96.8％)混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌75min得到分离试剂ZS-01。
实施例4
选别的原矿含铅0.65％、含锌1.92％，主要矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、褐铁矿、石英、绢云母、角闪石、方解石等，矿石中矿物嵌布特征复杂，嵌布粒度不均匀，且以细粒为主，单体解离较差。采用传统铅锌高碱工艺获得的铅精矿含铅42.38％、铅回收率61.28％，获得的锌精矿含锌43.66％、锌回收率72.35％。
采用本发明的难选铅锌矿铅锌分离选矿新方法和实施例3中的捕收剂LP-13及分离试剂ZS-01对该复杂难选低品位铅锌矿石进行分选，其选别步骤为：
(1)将铅锌原矿采取、磨细；其中原矿磨细的磨矿细度为：-0.074mm含量占75％；
(2)磨细后的矿浆进行铅锌混合粗选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；其中铅锌混合粗选作业工艺条件为：加入抑制剂石灰1200g/t，调节矿浆pH为11，作用时间5min，捕收剂LP-13：100g/t，作用时间为3min，加入起泡剂2#油20g/t，作用时间2min；
(3)将步骤(2)得到的粗选尾矿进行扫选三次，得到尾矿和三个扫选中矿，三个扫选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中扫选三次作业工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入抑制剂石灰300g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：35g/t，作用时间为3min；扫选Ⅱ作业加入抑制剂石灰150g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：15g/t，作用时间为3min；扫选Ⅲ作业加入抑制剂石灰50g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：10g/t，作用时间为3min；
(4)将步骤(2)得到的混合粗精矿进行混合精选三次，得到混合精矿和三个精选中矿，三个精选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中混合精选三次作业工艺条件为：混精Ⅰ作业加入抑制剂石灰300g/t，作用时间5min；混精Ⅱ作业加入抑制剂石灰300g/t，作用时间4min；混精Ⅲ作业加入抑制剂石灰150g/t，作用时间5min；
(5)将步骤(4)得到的混合精矿进行过滤脱水，得到脱水后的混合精矿粉；其中混合精矿过滤脱水作业在抽滤机中进行，脱水后的精矿含水8％；
(6)将步骤(5)得到的混合精矿粉进行铅锌分离，得到铅粗精矿和锌粗精矿；其中铅锌分离作业工艺条件为：加入分离试剂ZS-01：1200kg/t，调节矿浆浓度为45％，作用时间5min；
(7)将步骤(6)得到铅粗精矿和锌粗精矿分别进行磁选，得到得到铅精矿、锌精矿和铁精矿；其中铅、锌粗精矿磁选作业工艺条件为：调节磁场强度1200GS，矿浆浓度为20％。
本实施例获得的铅精矿含铅55.38％、铅回收率80.31％，获得的锌精矿含锌58.26％、锌回收率85.47％。
实施例5
选别的原矿含铅0.92％、含锌2.29％，主要矿物有方铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、石英、方解石、绿泥石、角闪石、白云母、黑云母等，矿石中矿物嵌布特征复杂，嵌布粒度较细，单体解离较差。采用传统铅锌高碱工艺获得的铅精矿含铅48.36％、铅回收率72.17％，获得的锌精矿含锌40.38％、锌回收率80.65％。
采用本发明的难选铅锌矿铅锌分离选矿新方法和实施例1中的捕收剂LP-13及分离试剂ZS-01对该复杂难选低品位铅锌矿石进行分选，其选别步骤为：
(1)将铅锌原矿采取、磨细；其中原矿磨细的磨矿细度为：-0.074mm含量占72％；
(2)磨细后的矿浆进行铅锌混合粗选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；其中铅锌混合粗选作业工艺条件为：加入抑制剂石灰1500g/t，调节矿浆pH为11左右，作用时间5min，捕收剂LP-13：120g/t，作用时间为4min，加入起泡剂2#油22g/t，作用时间2min；
(3)将步骤(2)得到的粗选尾矿进行扫选三次，得到尾矿和三个扫选中矿，三个扫选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中扫选三次作业工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入抑制剂石灰350g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：40g/t，作用时间为3min；扫选Ⅱ作业加入抑制剂石灰200g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：20g/t，作用时间为4min；扫选Ⅲ作业加入抑制剂石灰80g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：15g/t，作用时间为3min；
(4)将步骤(2)得到的混合粗精矿进行混合精选三次，得到混合精矿和三个精选中矿，三个精选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中混合精选三次作业工艺条件为：混精Ⅰ作业加入抑制剂石灰350g/t，作用时间5min；混精Ⅱ作业加入抑制剂石灰300g/t，作用时间5min；混精Ⅲ作业加入抑制剂石灰150g/t，作用时间5min；
(5)将步骤(4)得到的混合精矿进行过滤脱水，得到脱水后的混合精矿粉；其中混合精矿过滤脱水作业在抽滤机中进行，脱水后的精矿含水7.5％；
(6)将步骤(5)得到的混合精矿粉进行铅锌分离，得到铅粗精矿和锌粗精矿；其中铅锌分离作业工艺条件为：加入分离试剂ZS-01：2000kg/t，调节矿浆浓度为40％，作用时间5min；
(7)将步骤(6)得到铅粗精矿和锌粗精矿分别进行磁选，得到得到铅精矿、锌精矿和铁精矿；其中铅、锌粗精矿磁选作业工艺条件为：调节磁场强度1200GS，矿浆浓度为20％。
本实施例获得的铅精矿含铅51.28％、铅回收率82.65％，获得的锌精矿含锌45.58％、锌回收率88.54％。
实施例6
选别的原矿含铅0.87％、含锌2.37％，主要矿物为闪锌矿、黄铁矿、方铅矿、磁铁矿、黄铜矿、褐铁矿、菱锰矿、石英、角闪石、方解石、白云母等，矿石中矿物嵌布特征复杂，嵌布粒度适中，单体解离较差。采用传统铅锌高碱工艺获得的铅精矿含铅43.61％、铅回收率78.83％，获得的锌精矿含锌51.73％、锌回收率83.65％。
采用本发明的难选铅锌矿铅锌分离选矿新方法和实施例2中的捕收剂LP-13及分离试剂ZS-01对该复杂难选低品位铅锌矿石进行分选，其选别步骤为：
(1)将铅锌原矿采取、磨细；其中原矿磨细的磨矿细度为：-0.074mm含量占70％；
(2)磨细后的矿浆进行铅锌混合粗选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；其中铅锌混合粗选作业工艺条件为：加入抑制剂石灰1300g/t，调节矿浆pH为11左右，作用时间5min，捕收剂LP-13：110g/t，作用时间为3min，加入起泡剂2#油28g/t，作用时间2min；
(3)将步骤(2)得到的粗选尾矿进行扫选三次，得到尾矿和三个扫选中矿，三个扫选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中扫选三次作业工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入抑制剂石灰360g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：35g/t，作用时间为3min；扫选Ⅱ作业加入抑制剂石灰100g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：15g/t，作用时间为3min；扫选Ⅲ作业加入抑制剂石灰50g/t，作用时间5min，捕收剂LP-13：10g/t，作用时间为3min；
(4)将步骤(2)得到的混合粗精矿进行混合精选三次，得到混合精矿和三个精选中矿，三个精选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中混合精选三次作业工艺条件为：混精Ⅰ作业加入抑制剂石灰300g/t，作用时间5min；混精Ⅱ作业加入抑制剂石灰120g/t，作用时间5min；混精Ⅲ作业加入抑制剂石灰110g/t，作用时间5min；
(5)将步骤(4)得到的混合精矿进行过滤脱水，得到脱水后的混合精矿粉；其中混合精矿过滤脱水作业在抽滤机中进行，脱水后的精矿含水8.5％；
(6)将步骤(5)得到的混合精矿粉进行铅锌分离，得到铅粗精矿和锌粗精矿；其中铅锌分离作业工艺条件为：加入分离试剂ZS-01：1300kg/t，调节矿浆浓度为47％，作用时间5min；
(7)将步骤(6)得到铅粗精矿和锌粗精矿分别进行磁选，得到得到铅精矿、锌精矿和铁精矿；其中铅、锌粗精矿磁选作业工艺条件为：调节磁场强度1400GS，矿浆浓度为15％。
本实施例获得的铅精矿含铅50.94％、铅回收率79.93％，获得的锌精矿含锌47.18％、锌回收率86.22％。
本说明书中未作详细描述之内容为本领域专业技术人员公知现有技术。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (1)

1.一种难选铅锌矿铅锌分离的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）将铅锌原矿采取、磨细；其中原矿磨细的磨矿细度为：-0.074mm含量占70～75%；
（2）磨细后的矿浆进行铅锌混合粗选，得到混合粗精矿和粗选尾矿；其中铅锌混合粗选作业工艺条件为：加入抑制剂石灰1000～1500g/t，调节矿浆pH为11左右，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：80～120g/t，作用时间为3～4min，加入起泡剂2#油20～30g/t，作用时间1～2min；
（3）将步骤（2）得到的粗选尾矿进行扫选三次，得到尾矿和三个扫选中矿，三个扫选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中扫选三次作业工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入抑制剂石灰300～400g/t，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：30～50g/t，作用时间为3～4min；扫选Ⅱ作业加入抑制剂石灰100～200g/t，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：10～15g/t，作用时间为3～4min；扫选Ⅲ作业加入抑制剂石灰50～100g/t，作用时间4～5min，捕收剂LP-13：10～15g/t，作用时间为3～4min；
（4）将步骤（2）得到的混合粗精矿进行混合精选三次，得到混合精矿和三个精选中矿，三个精选中矿分别顺序返回到上一层作业；其中混合精选三次作业工艺条件为：混精Ⅰ作业加入抑制剂石灰300～500g/t，作用时间4～5min；混精Ⅱ作业加入抑制剂石灰200～300g/t，作用时间4～5min；混精Ⅲ作业加入抑制剂石灰100～150g/t，作用时间4～5min；
（5）将步骤（4）得到的混合精矿进行过滤脱水，得到脱水后的混合精矿粉；其中混合精矿过滤脱水作业在抽滤机中进行，脱水后的精矿含水6-10%；
（6）将步骤（5）得到的混合精矿粉进行铅锌分离，得到铅粗精矿和锌粗精矿；其中铅锌分离作业工艺条件为：加入分离试剂ZS-01：1000～2000kg/t，调节矿浆浓度为40-50%，作用时间4～5min；
（7）将步骤（6）得到的铅粗精矿和锌粗精矿分别进行磁选，得到铅精矿、锌精矿和铁精矿；其中铅、锌粗精矿磁选作业工艺条件为：调节磁场强度1000-1500GS，矿浆浓度为15-30%；所述捕收剂LP-13是以N,N-二乙基二硫代氨基甲酸钠、烃基二硫代磷酸硫醚脂、1,2-十四烷基二硫醇按照质量比（2.0~2.5）:1:（0.5~1.5）的配比混合，在常温常压下搅拌30~40min制取；所述分离试剂ZS-01是以二碘甲烷、丙二酸铊、四溴乙烷、磁黄铁矿粉为原料，按照质量比（0.2~0.4）:（0.7~1.0）:（0.4~0.6）:（2.5~3.0）的配比混合，在常温常压下搅拌60~90min制取，所述磁黄铁矿粉Fe含量55-60%、S含量33-38%、磁性矿物含量96-98%。
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