CN110947518A - 一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，本发明针对高硫低品位铅锌矿中方铅矿与闪锌矿含量较低，黄铁矿含量极高，矿石中铅锌矿物含量与黄铁矿矿物含量比例严重不平衡的特点，在铅锌硫浮选分离工艺流程设计中，采用了硫等可浮的原则流程，使部分可浮性好的黄铁矿优先与方铅矿一起上浮后进行铅硫分离，尾矿再浮选部分可浮性差的黄铁矿与闪锌矿，然后再进行锌硫分离。该工艺流程避免了大量黄铁矿的强压强拉，减少了药剂用量也降低了铅锌矿物在黄铁矿中的损失，与传统的铅锌硫全优先浮选流程、铅硫混选‑铅硫分离‑尾矿选锌流程、优先选铅‑尾矿锌硫混选‑锌硫分离流程或衍生出的其他流程相比，具有指标好、流程稳定、药剂用量低等优势。

Description

一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺。
背景技术
含硫铅锌矿的选矿工艺流程主要包括铅硫混选-铅硫分离-尾矿选锌流程、铅-锌-硫全优先浮选流程、优先选铅-锌硫混选-锌硫分离流程及以上三个流程衍生出来的其他流程。一般情况下，各矿物的可浮性顺序为：方铅矿＞闪锌矿＞黄铁矿，但一些矿石中，黄铁矿的可浮性要好于闪锌矿。选矿工艺流程的选择应根据矿石中主要金属矿物间的可浮性差异及顺序而定，充分利用各矿物的可浮性差异，尽量减少强压强拉。
高硫铅锌矿选矿，考虑到黄铁矿含量较大，选矿过程一般均产生硫精矿产品。目前，如上所述的三种流程应用较为广泛，但无论采用哪一种流程，均存在铅硫分离抑制全部黄铁矿、锌硫分离抑制全部黄铁矿或全流程一直抑制黄铁矿的问题。在强行抑制黄铁矿过程中，存在抑制剂用量大及过量抑制剂情况下主金属矿物易受抑制导致损失的弊端，特别是高硫低品位铅锌矿，在铅锌矿物与黄铁矿矿物比例严重不平衡的情况下，黄铁矿的强行抑制造成主金属的损失更明显。同时，高硫铅锌矿石中，黄铁矿存在可浮性差异，如何利用黄铁矿的可浮性差异，优化高硫低品位铅锌矿的浮选原则流程，避免黄铁矿的强压强拉，降低药剂用量，提升选矿技术指标，是高硫铅锌矿选矿领域的共性技术难题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺。
本发明的目的是这样实现的，所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺包括一次磨矿、一次混合浮选、二次混合浮选、锌硫分离、二次磨矿、精选脱锌和铅硫分离步骤，具体包括：
A、一次磨矿：将原矿经湿式棒磨，磨矿细度为-0.074mm占70~80%，磨矿后的矿浆浓度为35~40%得到物料a；
B、一次混合浮选：物料a中加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂和起泡剂进行方铅矿与部分可浮性好的黄铁矿的混合浮选，得到铅硫混合粗精矿b和浮选尾矿c；
C、二次混合浮选：将浮选尾矿c进行闪锌矿与剩余黄铁矿的混合浮选得到锌硫混合精矿d和浮选最终尾矿e；
D、锌硫分离：将锌硫混合精矿d进行锌硫分离得到锌精矿f和硫精矿g；
E、二次磨矿：经铅硫混合粗精矿b进行磨矿，磨矿细度为-0.045mm占80~85%，然后进行精选脱锌得到铅硫混合精矿h和尾矿i，尾矿i返回C步骤循环；
F、将铅硫混合精矿h进行铅硫分离得到铅精矿j和硫精矿k。
本发明所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺具体操作如下：
1、原矿经过磨矿至-0.074mm占70%～80%，添加NaOH+石灰作为黄铁矿抑制剂，NaOH用量为1000 g/t～1500 g/t，石灰用量为2000 g/t～2500 g/t，矿浆pH值为10～11；添加硫酸锌+辅助抑制作为闪锌矿的抑制剂，其中辅助抑制剂为亚硫酸钠、硫代硫酸钠、硫化钠、硫酸亚铁中的一种或多种，硫酸锌用量为2000g/t～3000 g/t，辅助抑制剂用量为700g/t～1500g/t；添加丁胺黑药、乙硫氮或硫氮酯中的一种作为捕收剂，用量为40 g/t～60 g/t；添加2号油作为起泡剂，用量为10 g/t～20 g/t；药剂添加完成后进行充气浮选，优先浮选方铅矿及部分可浮性好的黄铁矿，得到铅硫混合粗精矿及浮选尾矿。
2、将步骤1得到的铅硫混合粗精矿进行再磨，磨矿细度为-0.045mm占80%～85%，再磨后进行脱锌精选，添加硫酸锌作为抑制剂，添加少量捕收剂；浮选流程包括1次粗选，1次扫选，1次精选。得到铅硫混合精矿，该作业的尾矿直接与步骤1的浮选尾矿合并进入选锌作业。
3、将步骤2得到的铅硫精矿进行铅硫分离，作业流程包括1次粗选，1～2次扫选，1～2次精选。铅硫分离采用石灰作为黄铁矿抑制剂，用量为2000 g/t～3000 g/t，矿浆pH值大于12；用丁胺黑药、乙硫氮其中的一种作为捕收剂，用量为10 g/t～30 g/t；根据情况适当补加少量2号油。最终得到铅精矿及硫精矿1。
4、将步骤1得到的浮选尾矿与步骤2得到的浮选尾矿合并后进行锌硫混合浮选，添加硫酸铜作为活化剂，用量为300g/t～450g/t；用丁黄药作为捕收剂，用量为100g/t～180g/t；用2号油作为起泡剂，用量为40g/t。浮选流程为1次粗选，1～2次扫选，1～2次精选，得到锌硫混合精矿及浮选最终尾矿。
5、将步骤4得到的锌硫混合精矿进行再磨或不磨，再磨与否根据矿石中锌硫的嵌布特征关系及解离度情况，然后进行锌硫分离，采用石灰作为黄铁矿的抑制剂，用量为2000g/t～3000 g/t，矿浆pH值大于12；采用丁黄药作为捕收剂，用量为10 g/t～20 g/t；浮选流程包括1次粗选，2～3次扫选，2～3次精选。最终得到锌精矿及硫精矿2。
6、本发明所述的各选别流程，如无特殊说，中矿一般为顺序返回。
针对高硫低品位铅锌矿石，相比常规传统流程，本发明具有以下几个优势，第一，采用硫等可浮流程，充分利用黄铁矿存在的天然可浮性差异，混合浮选可浮性相近的两种矿物后再分离，避免强行抑制黄铁矿造成主金属受到抑制损失。第二，本发明采用的流程，黄铁矿抑制剂用量少，成本低，技术指标良好，且闭路循环中矿量少，流程稳定。第三，本发明协同采用NaOH在粗选段调节pH值及抑制黄铁矿，协同采用亚硫酸钠、硫代硫酸钠、硫化钠、硫酸亚铁等抑制闪锌矿，结合流程特点，取得了较好的抑制效果，适应性强。
因此，本发明能有效解决高硫低品位铅锌矿在选矿过程中存在药剂用量大、成本高、技术指标差及流程稳定性差等问题。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图；
图2为本发明实施例1的工艺流程示意图；
图3为本发明实施例2的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
本发明所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺包括一次磨矿、一次混合浮选、二次混合浮选、锌硫分离、二次磨矿、精选脱锌和铅硫分离步骤，具体包括：
A、一次磨矿：将原矿经湿式棒磨，磨矿细度为-0.074mm占70~80%，磨矿后的矿浆浓度为35~40%得到物料a；
B、一次混合浮选：物料a中加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂和起泡剂进行方铅矿与部分可浮性好的黄铁矿的混合浮选，得到铅硫混合粗精矿b和浮选尾矿c；
C、二次混合浮选：将浮选尾矿c进行闪锌矿与剩余黄铁矿的混合浮选得到锌硫混合精矿d和浮选最终尾矿e；
D、锌硫分离：将锌硫混合精矿d进行锌硫分离得到锌精矿f和硫精矿g；
E、二次磨矿：经铅硫混合粗精矿b进行磨矿，磨矿细度为-0.045mm占80~85%，然后进行精选脱锌得到铅硫混合精矿h和尾矿i，尾矿i返回C步骤循环；
F、将铅硫混合精矿h进行铅硫分离得到铅精矿j和硫精矿k。
B步骤中所述的黄铁矿抑制剂为NaOH+石灰，其中NaOH用量为1000 g/t～1500 g/t，石灰用量为2000 g/t～2500 g/t，物料a的pH值为10～11。
B步骤中所述的闪锌矿抑制剂以硫酸锌为主，亚硫酸钠、硫代硫酸钠、硫化钠、硫酸亚铁中的一种或多种作为辅助抑制剂；其中，硫酸锌用量为2000g/t～3000 g/t，辅助抑制剂用量为700g/t～1500 g/t。
B步骤中所述的方铅矿捕收剂为丁铵黑药、乙硫氮或硫氮酯，用量为40 g/t ~60g/t。
B步骤中所述的起泡剂为2号油，用量为10 g/t～20 g/t。
B步骤所述的混合浮选包括1次粗选和1~2次扫选。
C步骤所述的混合浮选包括1次粗选、1~2次扫选和1~2次精选。
D步骤中所述的锌硫分离包括1次粗选、1次扫选和1次精选。
E步骤中所述的精选脱锌包括1次粗选、1次扫选和1次精选。
F步骤中所述的铅硫分离包括1次粗选、1~2次扫选和1~2次精选。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：
针对云南某高硫低品位铅锌矿，开展了本发明所述的相关权利要求的试验。该矿石的化学多元素分析结果见表1。
表1 矿石化学多元素分析
Figure DEST_PATH_IMAGE001
。
实施例1
采用原矿粗磨铅硫等可浮-粗精矿再磨铅硫分离，尾矿锌硫等可浮-锌硫分离，铅硫粗选锌的抑制剂为硫酸锌+亚硫酸钠，捕收剂为丁胺黑药，详细工艺流程及药剂制度见图2，结果见表2。
表2 实施案例1试验结果
Figure 53029DEST_PATH_IMAGE002
实施例2
采用原矿粗磨铅硫等可浮-粗精矿再磨铅硫分离，尾矿锌硫等可浮-粗精矿再磨-锌硫分离，铅硫粗选锌的抑制剂为硫酸锌+硫酸亚铁，捕收剂为乙硫氮，详细工艺流程及药剂制度见图3，结果见表3。
表3 实施案例2试验结果
Figure DEST_PATH_IMAGE003
。

Claims (10)

1.一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺包括一次磨矿、一次混合浮选、二次混合浮选、锌硫分离、二次磨矿、精选脱锌和铅硫分离步骤，具体包括：
A、一次磨矿：将原矿经湿式棒磨，磨矿细度为-0.074mm占70~80%，磨矿后的矿浆浓度为35~40%得到物料a；
B、一次混合浮选：物料a中加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂和起泡剂进行方铅矿与部分可浮性好的黄铁矿的混合浮选，得到铅硫混合粗精矿b和浮选尾矿c；
C、二次混合浮选：将浮选尾矿c进行闪锌矿与剩余黄铁矿的混合浮选得到锌硫混合精矿d和浮选最终尾矿e；
D、锌硫分离：将锌硫混合精矿d进行锌硫分离得到锌精矿f和硫精矿g；
E、二次磨矿：经铅硫混合粗精矿b进行磨矿，磨矿细度为-0.045mm占80~85%，然后进行精选脱锌得到铅硫混合精矿h和尾矿i，尾矿i返回C步骤循环；
F、将铅硫混合精矿h进行铅硫分离得到铅精矿j和硫精矿k。
2.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于B步骤中所述的黄铁矿抑制剂为NaOH+石灰，其中NaOH用量为1000 g/t～1500 g/t，石灰用量为2000 g/t～2500 g/t，物料a的pH值为10～11。
3.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于B步骤中所述的闪锌矿抑制剂以硫酸锌为主，亚硫酸钠、硫代硫酸钠、硫化钠、硫酸亚铁中的一种或多种作为辅助抑制剂；其中，硫酸锌用量为2000g/t～3000 g/t，辅助抑制剂用量为700g/t～1500 g/t。
4.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于B步骤中所述的方铅矿捕收剂为丁铵黑药、乙硫氮或硫氮酯，用量为40 g/t ~60 g/t。
5.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于B步骤中所述的起泡剂为2号油，用量为10 g/t～20 g/t。
6.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于B步骤所述的混合浮选包括1次粗选和1~2次扫选。
7.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于C步骤所述的混合浮选包括1次粗选、1~2次扫选和1~2次精选。
8.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于D步骤中所述的锌硫分离包括1次粗选、1次扫选和1次精选。
9.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于E步骤中所述的精选脱锌包括1次粗选、1次扫选和1次精选。
10.根据权利要求1所述的高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺，其特征在于F步骤中所述的铅硫分离包括1次粗选、1~2次扫选和1~2次精选。
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