CN106944247B - 一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明为一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，具体涉及选矿领域。本发明通过以下步骤：前期作业、铅粗选作业、铅扫选作业、铅第二次磨矿作业、铅第一次精选作业、铅第二次精选作业、锌粗选作业、锌扫选作业、锌第二次磨矿作业、锌第一次精选作业、锌第二次精选作业，得到铅精矿和锌精矿。本发明所述的一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，该方法流程较短，回收率高，成本低，获得的铅锌精矿品位高，适于推广应用。
Description
技术领域
本发明属于选矿领域，具体涉及一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法。
背景技术
铅、锌的用途很广，在国民经济中占有重要的地位，铅可用于建筑、铅酸充电池、炮弹、焊接物料、钓鱼用具、渔业用具、防辐射物料、奖杯和部份合金。锌的用量与铜、铅相近，锌被广泛地用于锌丝、锌板、锌粉、电镀、传真版、杀虫剂等应用，锌还能与很多有色金属形成合金，如有铜锌组成的合金(黄铜)，铜锌锡组成的合金(青铜)、铜锌铅锡形成腐蚀合金等。
铅、锌在自然界中多以氧化物、硫化物等化合物存在，现在世界85％的铅、锌资源来源于硫化矿，我国的铅、锌资源也主要是硫化矿。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，富矿大部分被利用，未开发利用储量中大多是资源条件差和品位低的铅锌矿石，而此类铅锌矿石又普遍存在铅锌主金属品位低，铅锌矿物嵌布粒度不均匀，且与脉石矿物以夹杂和连生体形式存在于原矿中，脉石矿物主要是硅酸盐矿物等特点。这些因素是导致此类铅锌矿石的生产成本高，综合回收率不高，生产出的精矿产品杂质多，品位低，影响冶炼工艺指标的一部分原因。
一般采用浮选的方法从原生硫化铅锌矿物中获得铅锌精矿，但是现有的浮选方法流程较长，步骤复杂，成本较高，并且回收率不高，获得的铅精矿品位大多在50-60％，锌精矿品位大多在45-55％，铅品位能够达到70％以上和锌精矿品位在58-62％的少之又少。可是在矿山和冶炼企业中，品位高且杂质越少的铅锌精矿很受欢迎，因为其可以减少运输成本，提高销售价格，减少冶炼成本，增强冶炼回收率，降低冶炼成本。
有鉴于此，有必要提出一种新的低品位硫化铅锌矿的选矿方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，该方法流程较短，回收率高，成本低，获得的铅锌精矿品位高。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是：
一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，包括以下步骤：
(1)前期作业：原矿经破碎、第一次磨矿，得到矿粉，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1；其中，第一次磨矿应使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到38％以上；
(2)铅粗选作业：向矿浆1中加入45-55g/t的抑制剂1和60-80g/t的抑制剂2，搅拌10-15分钟后，加入12-18g/t的捕收剂1和5-10g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟，再进行粗选，粗选时间为4-5分钟，得到铅粗选泡沫和铅粗选尾矿，铅粗选泡沫为铅粗精矿；
(3)铅扫选作业：向铅粗选尾矿中加入8-12g/t的捕收剂1和4-6g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟后再进行扫选，扫选时间为2-3分钟，得到铅扫选尾矿和铅扫选泡沫，铅扫选泡沫返回到铅粗选作业；
(4)铅第二次磨矿作业：向铅粗精矿中加入8-12g/t的抑制剂1和8-12g/t的抑制剂2后，进行铅的第二次磨矿、分级，向符合铅的第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为10-15％，得到矿浆2；其中，铅的第二次磨矿应使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到70％以上；
(5)铅第一次精选作业：向矿浆2中加入15-25g/t的捕收剂1和8-12g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟后，再进行精选，精选时间为1-2分钟，得到铅精选1泡沫和铅精选1尾矿，铅精选1尾矿返回到铅粗选作业；
(6)铅第二次精选作业：向铅精选1泡沫加入8-12g/t的抑制剂1，搅拌3-5分钟后再进行精选，精选时间为1-2分钟，得到铅精选2泡沫和铅精选2尾矿，铅精选2尾矿返回到铅第一次精选作业，铅精选2泡沫过滤脱水，得到所述的铅精矿；
(7)锌粗选作业：向步骤(3)中得到的铅扫选尾矿中加入80-100g/t的活化剂，搅拌7-12分钟后，加入35-45g/t的捕收剂2和8-12g/t的起泡剂，搅拌3-5分钟后再进行粗选，粗选时间为5-10分钟，得到锌粗选泡沫和锌粗选尾矿，锌粗选泡沫为锌粗精矿；
(8)锌扫选作业：向锌粗选尾矿中加入15-25g/t的活化剂，搅拌5-10分钟后，加入4-6g/t的捕收剂2和5-7g/t的起泡剂，搅拌2-3分钟后，再进行扫选，扫选时间为2-3分钟，得到锌扫选泡沫和锌扫选尾矿，锌扫选泡沫返回到锌粗选作业，锌扫选尾矿为最终尾矿；
(9)锌第二次磨矿作业：向锌粗精矿中加入15-25g/t的抑制剂1后，进行锌的第二次磨矿、分级，向符合锌的第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为10-15％，得到矿浆3；其中，锌的第二次磨矿应使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到80％以上；
(10)锌第一次精选作业：向矿浆3中加入8-12g/t的活化剂，搅拌3-5分钟后，加入10-15g/t的捕收剂2和5-7g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟后，再进行精选，精选时间为3-4分钟，得到锌精选1泡沫和锌精选1尾矿，锌精选1尾矿返回到锌粗选作业；
(11)锌第二次精选作业：对锌精选1泡沫进行精选，精选时间为2-4分钟，得到锌精选2泡沫和锌精选2尾矿，锌精选2尾矿返回到锌第一次精选作业，锌精选2泡沫过滤脱水，得到所述的锌精矿。
进一步的，所述抑制剂1为水玻璃，所述抑制剂2为硫酸锌，所述活化剂为硫酸铜，所述捕收剂1为乙基钠黄药，所述捕收剂2位丁基钠黄药，所述起泡剂为松醇油。
再进一步的，所述水玻璃为Na2SiO3·9H2O。
进一步的，所述步骤(1)中：第一次磨矿应使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到38-42％；
所述矿浆1的质量分数为38-42％。
进一步的，所述步骤(4)还包括：将分级后不符合铅第二次磨矿细度要求的矿浆返回到铅第二次磨矿；
所述步骤(9)还包括：将分级后不符合锌第二次磨矿细度要求的矿浆返回到锌第二次磨矿。
进一步的，所述步骤(2)中：抑制剂1的用量为50g/t，抑制剂2的用量为70g/t，捕收剂1的用量为15g/t，起泡剂的用量为8g/t；
所述步骤(3)中：捕收剂1的用量为10g/t，起泡剂的用量为5g/t；
所述步骤(4)中：抑制剂1的用量为10g/t，抑制剂2的用量为10g/t；
所述步骤(5)中：捕收剂1的用量为20g/t，起泡剂的用量为10g/t；
所述步骤(6)中：抑制剂1的用量为10g/t；
所述步骤(7)中：活化剂的用量为90g/t，捕收剂2的用量为40g/t，起泡剂的用量为10g/t；
所述步骤(8)中：活化剂的用量为20g/t，捕收剂2的用量为5g/t，起泡剂的用量为6g/t；
所述步骤(9)中：抑制剂1的用量为20g/t；
所述步骤(10)中：活化剂的用量为10g/t，捕收剂2的用量12g/t，起泡剂的用量为6g/t。
进一步的，所述步骤(6)中，铅精矿中水的质量分数小于8％；
所述步骤(11)中，锌精矿中水的质量分数小于8％。
与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
1、本发明所述的选矿方法，有二次磨矿处理，可以使矿石的有用矿物与脉石矿物充分解离，有利于后面的精选作业，并且减少浮选药剂用量，从而降低成本。
2、本发明所述的选矿方法，流程短，与现有技术相比作业量较少，从而可以降低成本。
3、本发明所述的选矿方法，适用于铅含量大于0.29％和锌含量大于1.7％的低品位铅锌矿石，且脉石矿物主要是硅酸盐矿物，并以夹杂和连生体形式存在的原矿。
4、本发明所述的选矿方法，综合回收率较高，获得的铅锌精矿品位较高，得到的铅精矿品位可以达到70％以上，铅回收率为80-85％，锌精矿锌品位为58-62％，锌回收率为97-98％，该方法适于推广应用。
附图说明
图1为本发明一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
为了进一步阐述本发明一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，达到预期发明目的，以下结合较佳实施例，对依据本发明提出的一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，其具体实施方式、结构、特征及其功效，详细说明如后。在下述说明中，不同的“一实施例”或“实施例”指的不一定是同一实施例。此外，一或多个实施例中的特定特征、结构或特点可由任何合适形式组合。
在详细阐述本发明一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法之前，有必要对本发明中提及的相关材料及操作做进一步说明，以达到更好的效果。
抑制剂，指浮游选矿时，一种可以增加矿粒润湿性并使其不易附着于气泡上的物质，抑制剂可以是无机化合物如石灰、水玻璃、氰化物、硫酸锌等，也可以是有机化合物如淀粉、胶类等，本发明优先选用水玻璃和硫酸锌作为抑制剂。
水玻璃，水玻璃，俗称泡花碱，是一种水溶性硅酸盐，其水溶液呈碱性，俗称水玻璃，是一种矿黏合剂。其化学式为R2O·nSiO2，式中R2O为碱金属氧化物，n为二氧化硅与碱金属氧化物摩尔数的比值，称为水玻璃的摩数。水玻璃是一种无机胶体，是浮选药剂中的调整剂之一，它对石英、硅酸盐等脉石矿物有良好的抑制作用。水玻璃用量较大时，对硫化矿有抑制作用；同时水玻璃常常作为浮选的分散剂，用以改善泡沫发黏现象，从而提高精矿品位，对于含泥量较多的物料浮选十分有用。本发明采用的是工业纯的Na2SiO3·9H2O，主要抑制矿中的石英和硅酸盐类脉石。
硫酸锌，化学式为ZnSO4，为无色或白色结晶、颗粒或粉末，别名皓矾；无气位，位涩；可以在干燥空气中风化，280℃失去全部结晶水，500℃以上分解。可溶于水、甘油，不溶于乙醇，水溶液呈酸性。硫酸锌是制造锌钡白和锌盐的主要原料，也可用作印染媒染剂，木材和皮革的保存剂，也是生产粘胶纤维和维尼纶纤维的重要辅助原料，硫酸锌还可以抑制闪锌矿。在水中，硫酸锌的反应如下：ZnSO4＝Zn2++SO4 2-，Zn2++2H20＝Zn(OH)2+2H+(Zn(OH)2为两性化合物，溶于酸会生成盐)，Zn(OH)2+H2S04＝ZnSO4+2H2O；在碱性介质中，Zn(OH)2+OH-＝HZnO2 -+H2O，Zn(OH)2+2OH-＝ZnO2-+2H2O，产生了HZnO2 -和ZnO2 2-，它们吸附于矿物增强了矿物表面的亲水性。本发明是先选铅后选锌的选矿方法，水玻璃的水溶液是碱性，选择硫酸锌有利于先抑制矿物中的锌，增加铅表面的亲水性，从而达到先选铅后选锌的目的。
活化剂是浮选药剂中调整剂之一；通过改变矿物表面的化学组成，消除抑制剂作用，使之易于吸附捕收剂。经常用做活化剂的选矿药剂有硫酸、亚硫酸、硫化钠、硫酸铜、草酸、石灰、二氧化硫、碳酸钠、氢氧化钠、钡盐等，本发明优先选用硫酸铜作为活化剂。
硫酸铜，化学式为CuSO4，为白色或灰白色粉末是强酸弱碱盐，水解溶液呈弱酸性；吸水性很强，吸水后反应生成蓝色的五水合硫酸铜(俗称胆矾或蓝矾)，水溶液呈蓝色。硫酸铜对硫化矿有活化作用，是由于硫酸铜中的Cu2+与硫化矿晶格中的Zn2+发生置换反应，反应方程式为S2-+CuSO4＝CuS+SO4 2-，在闪锌矿的表面生成一层易浮的硫化铜薄膜,它与铜蓝(CuS)具有相近的可浮性。本发明采用的为工业级的硫酸铜。
捕收剂，是改变矿物表面疏水性，使浮游的矿粒黏附于气泡上的浮选药剂。常用的硫化矿捕收剂有黄药、黄药衍生物、黑药、白药、苯并噻唑硫醇、苯并咪唑硫醇等，本发明优先选用乙基钠黄药和丁基钠黄药作为捕收剂。
乙基钠黄药，别名为乙基黄原酸钠，化学式为C3H5OS2Na。在常温下为黄色粉末状固体，常因杂质存在而颜色加深；有毒，易燃，易吸潮，性质不稳定，易溶于水、丙酮和对应的醇中。乙基钠黄药是系列黄药产品中捕收力较弱但选择性最好的品种。它广泛地用于易浮硫化矿的浮选及复杂硫化矿的优先浮选，还可用于铜和铅的氧化矿的浮选，亦用作湿法冶金沉淀剂及橡胶硫化促进剂。本发明采用的为工业级的乙基钠黄药，主要作用于铅矿。
丁基钠黄药是一种捕收能力较强的浮选药剂，它广泛应用于各种有色金属硫化矿的混合浮选中。该品特别适合于黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿等的浮选。它在特定条件下，可用于从硫化铁矿中优先浮选硫化铜矿，也可以捕收用硫酸铜活化了的闪锌矿。本发明采用的为工业级的丁基钠黄药，主要作用于锌矿。
浮选矿浆中气泡的形成，主要依赖于浮选设备中各种类型的充气搅拌装置，以及向矿浆中添加适量的起泡剂。
起泡剂是一种表面活性物质，具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子，定向吸附于水-空气界面，降低水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成气泡和稳定气泡，扩大分选界面，并保证气泡上升形成泡沫层。起泡剂和捕收剂联合在一起吸附于矿物颗粒表面，使矿粒上浮。常用的起泡剂有：松树油、酚酸混合脂肪醇、异构己醇或辛醉以及各种酯类等，本发明优先选用松醇油为起泡剂。
松醇油，化学名称：松醇油/JF油，是淡黄色到棕红色液体，比重小于水，有刺激性气位。主要用途：松醇油主要用于有色金属和稀有金属矿物浮选的起泡剂，俗称二号油，已经在国内外广泛使用，同时可作油漆工业的溶剂，纺织工业的渗透剂等。松醇油为化工合成油，具有成本低，起泡效果比较理想的特点。
磨矿，在机械设备中，借助于介质(钢球、钢棒、砾石)和矿石本身的冲击和磨剥作用，使矿石的粒度进一步变小，直至研磨成粉末的作业。
分级，将符合要求的矿粉送入下一步的操作，将不符合要求的矿粉返回到磨矿作业。原理是根据固体颗粒因粒度不同，在介质中具有不同沉降速度，将颗粒群分为两种或多种粒度级别的过程。
浮选，漂浮选矿的简称，是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同，按矿物可浮性的差异进行分选的方法。
粗选，选矿时将入选的矿物原料进行初步分选的作业。经粗选，矿物原料即被分选为粗精矿、中矿、尾矿等两种或两种以上的产品，粗选产品不是合格产品，还需继续进行分选。
扫选，回收有用成分的选别作业，是指粗选尾矿在不能作为最终尾矿废弃时，进入的下一步作业处理。为了提高金属的回收率，有时需要经过多次扫选才能得出最终尾矿。
精选，指的是选矿过程中，为提高粗选精矿的有用成分含量，使之达到工业质量的要求，进一步对粗精矿进行富集的选别作业。
品位，指矿石中有用元素或它的化合物质量含量比率。含量愈大，品位愈高。
本发明中浮选药剂的用量单位为g/t，指每吨矿加一定克数的浮选药剂。
产率指：产品相对于原矿的质量百分百。
回收率：指精矿中的有用金属与原矿中的有用金属的质量百分比。
在了解了本发明中提及的相关材料及操作之后，下面将结合具体的实施例和图1的工艺流程示意图，对本发明一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法做进一步的详细介绍：
实施例1.
本实施例采用的是某矿山超低品位铅锌矿为原矿。
(1)前期作业：原矿经破碎，用球磨机进行第一次磨矿，使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到了39.17％，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1，矿浆1的质量分数为41.83％。
(2)铅粗选作业：向矿浆1中加入45g/t的水玻璃和60g/t的硫酸锌，搅拌10分钟后，加入12g/t的乙基钠黄药和5g/t的松醇油，搅拌1.5分钟，再进行粗选，粗选时间为4分钟，得到铅粗选泡沫和铅粗选尾矿，铅粗选泡沫为铅粗精矿。
(3)铅扫选作业：向铅粗选尾矿中加入8g/t的乙基钠黄药和4g/t的松醇油，搅拌1分钟后再进行扫选，扫选时间为2.5分钟，得到铅扫选尾矿和铅扫选泡沫，铅扫选泡沫返回到铅粗选作业。
(4)铅第二次磨矿作业：向铅粗精矿中加入8g/t的水玻璃和8g/t的硫酸锌，用球磨机进行第二次磨矿、分级，向符合铅第二次磨矿细度要求的矿浆中加水，调浆至矿浆的质量分数为10.09％，得到矿浆2；将不符合第二次磨矿细度要求的矿浆返回到第二次磨矿。其中，铅第二次磨矿使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到70％。
(5)铅第一次精选作业：向矿浆2中加入15g/t的乙基钠黄药和8g/t的松醇油，搅拌2分钟后，再进行精选，精选时间为2分钟，得到铅精选1泡沫和铅精选1尾矿，铅精选1尾矿返回到铅粗选作业。
(6)铅第二次精选作业：向铅精选1泡沫加入8g/t的水玻璃，搅拌3分钟后再进行精选，精选时间为1分钟，得到铅精选2泡沫和铅精选2尾矿，铅精选2尾矿返回到铅第一次精选作业，铅精选2泡沫过滤脱水，得到铅精矿，铅精矿中水的质量分数为6％。
(7)锌粗选作业：向步骤(3)中得到的铅扫选尾矿中加入80g/t的硫酸铜，搅拌7分钟后，加入35g/t的丁基钠黄药和8g/t的松醇油，搅拌3分钟后再进行粗选，粗选时间为5分钟，得到锌粗选泡沫和锌粗选尾矿，锌粗选泡沫为锌粗精矿。
(8)锌扫选作业：向锌粗选尾矿中加入15g/t的硫酸铜，搅拌5分钟后，加入4g/t的丁基钠黄药和5g/t的松醇油，搅拌2分钟后，再进行扫选，扫选时间为2分钟，得到锌扫选泡沫和锌扫选尾矿，锌扫选泡沫返回到锌粗选作业，锌扫选尾矿为最终尾矿。
(9)锌第二次磨矿作业：向锌粗精矿中加入15g/t的水玻璃，用球磨机进行第二次磨矿、分级，向符合锌第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为10％，得到矿浆3；其中，锌第二次磨矿使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到了80％。因为抑制剂的起效时间较长，水玻璃的水溶液是碱性，硫酸铜的水溶液是酸性，为了减小对硫酸铜活化作用的影响，所以在锌第二次磨矿作业的时候加入水玻璃。
(10)锌第一次精选作业：向矿浆3中加入8g/t的硫酸铜，搅拌3分钟后，加入10g/t的丁基钠黄药和5g/t的松醇油，搅拌2分钟后，再进行精选，精选时间为3分钟，得到锌精选1泡沫和锌精选1尾矿，锌精选1尾矿返回到锌粗选作业。
(11)锌第二次精选作业：对锌精选1泡沫进行精选，精选时间为2分钟，得到锌精选2泡沫和锌精选2尾矿，锌精选2尾矿返回到锌第一次精选作业，锌精选2泡沫过滤脱水，得到锌精矿，锌精矿中水的质量分数为7％。
表1
由表1可知，铅精矿的品位为72.52％，回收率为84.90％；锌精矿的品位为59.74％以上，回收率为97.38％。
本实施例所述的一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，适用于脉石矿物主要是硅酸盐矿物的低品位铅锌矿石，它的第二次磨矿得到的矿粉，比常规的第二次磨矿得到的矿粉更细，提高了矿石中有用矿物与脉石矿物的解离度，有利于后面的精选作业，减少浮选药剂用量；而且流程短，可以减少作业量，从而降低成本；还有所述的选矿方法具有回收率高，流程短，成本低，获得的铅锌精矿品位较高的优点，该方法适于推广应用。
实施例2.
本实施例采用的是某矿山超低品位铅锌矿为原矿。
(1)前期作业：原矿经破碎，用球磨机进行第一次磨矿，使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到38.22％，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1，矿浆1的质量分数为41.06％。
(2)铅粗选作业：向矿浆1中加入55g/t的水玻璃和80g/t的硫酸锌，搅拌15分钟后，加入18g/t的乙基钠黄药和10g/t的松醇油，搅拌3分钟，再进行粗选，粗选时间为5分钟，得到铅粗选泡沫和铅粗选尾矿，铅粗选泡沫为铅粗精矿。
(3)铅扫选作业：向铅粗选尾矿中加入12g/t的乙基钠黄药和6g/t的松醇油，搅拌2分钟后再进行扫选，扫选时间为2.5分钟，得到铅扫选尾矿和铅扫选泡沫，铅扫选泡沫返回到铅粗选作业。
(4)铅第二次磨矿作业：向铅粗精矿中加入12g/t的水玻璃和12g/t的硫酸锌，用球磨机进行第二次磨矿、分级，向符合铅第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为13％，得到矿浆2；其中，铅第二次磨矿使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到了70％。
(5)铅第一次精选作业：向矿浆2中加入25g/t的乙基钠黄药和12g/t的松醇油，搅拌3分钟后，再进行精选，精选时间为1分钟，得到铅精选1泡沫和铅精选1尾矿，铅精选1尾矿返回到铅粗选作业。
(6)铅第二次精选作业：向铅精选1泡沫加入12g/t的水玻璃，搅拌5分钟后再进行精选，精选时间为2分钟，得到铅精选2泡沫和铅精选2尾矿，铅精选2尾矿返回到铅第一次精选作业，铅精选2泡沫过滤脱水，得到铅精矿，铅精矿中水的质量分数为7％。
(7)锌粗选作业：向步骤(3)中得到的铅扫选尾矿中加入100g/t的硫酸铜，搅拌12分钟后，加入45g/t的丁基钠黄药和12g/t的松醇油，搅拌5分钟后再进行粗选，粗选时间为10分钟，得到锌粗选泡沫和锌粗选尾矿，锌粗选泡沫为锌粗精矿。
(8)锌扫选作业：向锌粗选尾矿中加入25g/t的硫酸铜，搅拌10分钟后，加入6g/t的丁基钠黄药和7g/t的松醇油，搅拌3分钟后，再进行扫选，扫选时间为3分钟，得到锌扫选泡沫和锌扫选尾矿，锌扫选泡沫返回到锌粗选作业，锌扫选尾矿为最终尾矿。
(9)锌第二次磨矿作业：向锌粗精矿中加入25g/t的水玻璃，用球磨机进行第二次磨矿、分级，向符合锌第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为14％，得到矿浆3；其中，锌第二次磨矿使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到了80％。
(10)锌第一次精选作业：向矿浆3中加入12g/t的硫酸铜，搅拌5分钟后，加入15g/t的丁基钠黄药和7g/t的松醇油，搅拌3分钟后，再进行精选，精选时间为4分钟，得到锌精选1泡沫和锌精选1尾矿，锌精选1尾矿返回到锌粗选作业。
(11)锌第二次精选作业：对锌精选1泡沫进行精选，精选时间为4分钟，得到锌精选2泡沫和锌精选2尾矿，锌精选2尾矿返回到锌第一次精选作业，锌精选2泡沫过滤脱水，得到锌精矿，锌精矿中水的质量分数为7％。
表2
由表2可知，铅精矿的品位为76.47％，回收率为81.81％；锌精矿的品位为60.18％以上，回收率为97.65％。
本实施例所述的一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，适用于脉石矿物主要是硅酸盐矿物的低品位铅锌矿石，它的第二次磨矿得到的矿粉，比常规的第二次磨矿得到的矿粉更细，提高了矿石中有用矿物与脉石矿物的解离度，有利于后面的精选作业，减少浮选药剂用量；而且流程短，可以减少作业量，从而降低成本；还有所述的选矿方法具有回收率高，流程短，成本低，获得的铅锌精矿品位较高的优点，该方法适于推广应用。
实施例3.
本实施例采用的是某矿山超低品位铅锌矿为原矿。
(1)前期作业：原矿经破碎，用球磨机进行第一次磨矿，使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到41.87％，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1，矿浆1的质量分数为41.36％。
(2)铅粗选作业：向矿浆1中加入50g/t的水玻璃和70g/t的硫酸锌，搅拌12分钟后，加入15g/t的乙基钠黄药和8g/t的松醇油，搅拌1.5分钟，再进行粗选，粗选时间为4分钟，得到铅粗选泡沫和铅粗选尾矿，铅粗选泡沫为铅粗精矿。
(3)铅扫选作业：向铅粗选尾矿中加入10g/t的乙基钠黄药和5g/t的松醇油，搅拌2分钟后再进行扫选，扫选时间为2分钟，得到铅扫选尾矿和铅扫选泡沫，铅扫选泡沫返回到铅粗选作业。
(4)铅第二次磨矿作业：向铅粗精矿中加入10g/t的水玻璃和10g/t的硫酸锌，用球磨机进行第二次磨矿、分级，向符合铅第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为15％，得到矿浆2；其中，铅第二次磨矿使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到了72％。
(5)铅第一次精选作业：向矿浆2中加入20g/t的乙基钠黄药和10g/t的松醇油，搅拌2分钟后，再进行精选，精选时间为2分钟，得到铅精选1泡沫和铅精选1尾矿，铅精选1尾矿返回到铅粗选作业。
(6)铅第二次精选作业：向铅精选1泡沫加入10g/t的水玻璃，搅拌4分钟后再进行精选，精选时间为2分钟，得到铅精选2泡沫和铅精选2尾矿，铅精选2尾矿返回到铅第一次精选作业，铅精选2泡沫过滤脱水，得到铅精矿，铅精矿中水的质量分数为6％。
(7)锌粗选作业：向步骤(3)中得到的铅扫选尾矿中加入90g/t的硫酸铜，搅拌10分钟后，加入40g/t的丁基钠黄药和10g/t的松醇油，搅拌4分钟后再进行粗选，粗选时间为7分钟，得到锌粗选泡沫和锌粗选尾矿，锌粗选泡沫为锌粗精矿。
(8)锌扫选作业：向锌粗选尾矿中加入20g/t的硫酸铜，搅拌9分钟后，加入5g/t的丁基钠黄药和6g/t的松醇油，搅拌2分钟后，再进行扫选，扫选时间为3分钟，得到锌扫选泡沫和锌扫选尾矿，锌扫选泡沫返回到锌粗选作业，锌扫选尾矿为最终尾矿。
(9)锌第二次磨矿作业：向锌粗精矿中加入20g/t的水玻璃，用球磨机进行第二次磨矿、分级，向符合锌第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为13％，得到矿浆3；其中，锌第二次磨矿使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到了83％。
(10)锌第一次精选作业：向矿浆3中加入10g/t的硫酸铜，搅拌4分钟后，加入13g/t的丁基钠黄药和6g/t的松醇油，搅拌3分钟后，再进行精选，精选时间为4分钟，得到锌精选1泡沫和锌精选1尾矿，锌精选1尾矿返回到锌粗选作业。
(11)锌第二次精选作业：对锌精选1泡沫进行精选，精选时间为3分钟，得到锌精选2泡沫和锌精选2尾矿，锌精选2尾矿返回到锌第一次精选作业，锌精选2泡沫过滤脱水，得到锌精矿，锌精矿中水的质量分数为6％。
表3
由表3可知，铅精矿的品位为72.34％，回收率为81.20％；锌精矿的品位为61.94％以上，回收率为98.08％。
本实施例所述的一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，适用于脉石矿物主要是硅酸盐矿物的低品位铅锌矿石，它的第二次磨矿得到的矿粉，比常规的第二次磨矿得到的矿粉更细，提高了矿石中有用矿物与脉石矿物的解离度，有利于后面的精选作业，减少浮选药剂用量；而且流程短，可以减少作业量，从而降低成本；还有所述的选矿方法具有回收率高，流程短，成本低，获得的铅锌精矿品位较高的优点，该方法适于推广应用。
以上所述，仅是本发明实施例的较佳实施例而已，并非对本发明实施例作任何形式上的限制，依据本发明实施例的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明实施例技术方案的范围内。
Claims (7)
1.一种低品位硫化铅锌矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)前期作业：原矿经破碎、第一次磨矿，得到矿粉，矿粉加水并搅拌均匀，得到矿浆1；其中，第一次磨矿应使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到38％以上；
(2)铅粗选作业：向矿浆1中加入45-55g/t的抑制剂1和60-80g/t的抑制剂2，搅拌10-15分钟后，加入12-18g/t的捕收剂1和5-10g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟，再进行粗选，粗选时间为4-5分钟，得到铅粗选泡沫和铅粗选尾矿，铅粗选泡沫为铅粗精矿；
(3)铅扫选作业：向铅粗选尾矿中加入8-12g/t的捕收剂1和4-6g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟后再进行扫选，扫选时间为2-3分钟，得到铅扫选尾矿和铅扫选泡沫，铅扫选泡沫返回到铅粗选作业；
(4)铅第二次磨矿作业：向铅粗精矿中加入8-12g/t的抑制剂1和8-12g/t的抑制剂2后，进行铅的第二次磨矿、分级，向符合铅的第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为10-15％，得到矿浆2；其中，铅的第二次磨矿应使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到70％以上；
(5)铅第一次精选作业：向矿浆2中加入15-25g/t的捕收剂1和8-12g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟后，再进行精选，精选时间为1-2分钟，得到铅精选1泡沫和铅精选1尾矿，铅精选1尾矿返回到铅粗选作业；
(6)铅第二次精选作业：向铅精选1泡沫加入8-12g/t的抑制剂1，搅拌3-5分钟后再进行精选，精选时间为1-2分钟，得到铅精选2泡沫和铅精选2尾矿，铅精选2尾矿返回到铅第一次精选作业，铅精选2泡沫过滤脱水，得到铅精矿；
(7)锌粗选作业：向步骤(3)中得到的铅扫选尾矿中加入80-100g/t的活化剂，搅拌7-12分钟后，加入35-45g/t的捕收剂2和8-12g/t的起泡剂，搅拌3-5分钟后再进行粗选，粗选时间为5-10分钟，得到锌粗选泡沫和锌粗选尾矿，锌粗选泡沫为锌粗精矿；
(8)锌扫选作业：向锌粗选尾矿中加入15-25g/t的活化剂，搅拌5-10分钟后，加入4-6g/t的捕收剂2和5-7g/t的起泡剂，搅拌2-3分钟后，再进行扫选，扫选时间为2-3分钟，得到锌扫选泡沫和锌扫选尾矿，锌扫选泡沫返回到锌粗选作业，锌扫选尾矿为最终尾矿；
(9)锌第二次磨矿作业：向锌粗精矿中加入15-25g/t的抑制剂1后，进行锌的第二次磨矿、分级，向符合锌的第二次磨矿细度要求的矿浆中加水调浆，至矿浆的质量分数为10-15％，得到矿浆3；其中，锌的第二次磨矿应使细度小于0.044毫米的矿粉含量达到80％以上；
(10)锌第一次精选作业：向矿浆3中加入8-12g/t的活化剂，搅拌3-5分钟后，加入10-15g/t的捕收剂2和5-7g/t的起泡剂，搅拌1-3分钟后，再进行精选，精选时间为3-4分钟，得到锌精选1泡沫和锌精选1尾矿，锌精选1尾矿返回到锌粗选作业；
(11)锌第二次精选作业：对锌精选1泡沫进行精选，精选时间为2-4分钟，得到锌精选2泡沫和锌精选2尾矿，锌精选2尾矿返回到锌第一次精选作业，锌精选2泡沫过滤脱水，得到锌精矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述抑制剂1为水玻璃，所述抑制剂2为硫酸锌，所述活化剂为硫酸铜，所述捕收剂1为乙基钠黄药，所述捕收剂2为丁基钠黄药，所述起泡剂为松醇油。
3.根据权利要求2所述的选矿方法，其特征在于，
所述水玻璃为Na2SiO3·9H2O。
4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(1)中：第一次磨矿应使细度小于0.074毫米的矿粉含量达到38-42％；
所述矿浆1的质量分数为38-42％。
5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(4)还包括：将分级后不符合铅第二次磨矿细度要求的矿浆返回到铅第二次磨矿；
所述步骤(9)还包括：将分级后不符合锌第二次磨矿细度要求的矿浆返回到锌第二次磨矿。
6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(2)中：抑制剂1的用量为50g/t，抑制剂2的用量为70g/t，捕收剂1的用量为15g/t，起泡剂的用量为8g/t；
所述步骤(3)中：捕收剂1的用量为10g/t，起泡剂的用量为5g/t；
所述步骤(4)中：抑制剂1的用量为10g/t，抑制剂2的用量为10g/t；
所述步骤(5)中：捕收剂1的用量为20g/t，起泡剂的用量为10g/t；
所述步骤(6)中：抑制剂1的用量为10g/t；
所述步骤(7)中：活化剂的用量为90g/t，捕收剂2的用量为40g/t，起泡剂的用量为10g/t；
所述步骤(8)中：活化剂的用量为20g/t，捕收剂2的用量为5g/t，起泡剂的用量为6g/t；
所述步骤(9)中：抑制剂1的用量为20g/t；
所述步骤(10)中：活化剂的用量为10g/t，捕收剂2的用量12g/t，起泡剂的用量为6g/t。
7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，
所述步骤(6)中，铅精矿中水的质量分数小于8％；
所述步骤(11)中，锌精矿中水的质量分数小于8％。
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