CN111495577B - 一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，包括：对原矿进行磨矿，从而得到原矿矿浆；对所述原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅粗精矿和铅浮选尾矿；对所述铅粗精矿进行磁选分离，从而得到磁选尾矿和磁选精矿；对所述磁选尾矿进行铅精选，从而得到铅精矿；将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选，从而得到锌精矿。本发明可实现回水不经处理直接全部回用，选矿指标不受影响，而且降低了浮选药剂的使用量，大大降低了生产成本，经济效益大为提高。

Description

一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法

技术领域

本发明涉及硫化铅锌矿选矿技术领域，尤其涉及一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法。

背景技术

目前，硫化铅锌矿大都是直接采用顺序优先浮选法回收有价金属，即优先浮选铅矿物，在铅粗选和铅精选过程中加入大量硫化锌抑制剂获得铅精矿，然后在铅的浮选尾矿中加入硫化锌活化剂、捕收剂和起泡剂等进行锌浮选获得锌精矿。这种选矿方法产生的回水主要包括铅精矿、锌精矿的过滤水，尾矿浓密后的水和冲洗车间的水。

在环保要求日趋严格的情况下，选矿厂生产的回水必须回用。但是铅锌选矿厂的回水中含有大量的残余药剂，如铅锌矿物的捕收剂、起泡剂、重金属离子(铜离子等)，这些药剂的联合作用使得铅浮选中大量的锌矿物上浮，导致铅精矿中锌含量增加，影响铅精矿的品质，也影响锌的回收率。在实际生产中，常对选矿回水进行适度处理，或者在浮选中额外添加降低回水影响的药剂，来消除或降低使用回水对浮选指标的影响，但这种方法至少存在以下缺点：

(1)增加回水处理成本。实际生产中常采用建设单独的回水处理系统，对回水进行适当的处理。例如：中国专利CN110563264A中公开了一种回水处理方法，通过向废水中加入硫酸降低回水的pH值，加入碱金属硫化物沉淀重金属离子，然后通过微泡浮选脱除细泥，如经过上述方法仍不达标的话，再进行生物氧化处理，最后得到的回水回用到生产流程中。再如：中国专利CN103861743A公开了一种回水直接回用的方法，通过向回水中添加回水处理剂来实现回水的回用。这两种回水处理方案，均不同程度的增加了回水处理成本，尤其是第一种方案，回水处理过程中需要增加较多的基础设施，固定资产投资较高。

(2)增加生产成本。一般回水中含有较多的浮选药剂残留，尤其是捕收剂和起泡剂，回水不经处理直接回用的选矿厂，浮选捕收剂和起泡剂的用量是使用清水生产的三分之二至二分之一。回水经过处理后，残余的药剂大部分被清除，浮选捕收剂和起泡剂的用量基本与清水生产的药剂用量持平，药剂成本较高。

发明内容

针对现有技术中的上述不足之处，本发明提供了一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，可实现回水不经处理全部回用，选矿指标不受影响，而且降低了浮选药剂的使用量，大大降低了生产成本。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的：

一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，用于对锌矿物为铁闪锌矿的硫化铅锌矿进行选矿，包括：对原矿进行磨矿，从而得到原矿矿浆；对所述原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅粗精矿和铅浮选尾矿；对所述铅粗精矿进行磁选分离，从而得到磁选尾矿和磁选精矿；对所述磁选尾矿进行铅精选，从而得到铅精矿；将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选，从而得到锌精矿。

优选地，所述的对所述原矿矿浆进行铅浮选包括：对所述原矿矿浆进行铅粗选，从而得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；对所述铅粗选尾矿进行两次铅扫选，从而得到铅扫选中矿和铅浮选尾矿；所述铅扫选中矿顺序返回上一作业。

优选地，所述磁选分离的磁场强度为0.5～2T。

优选地，所述的对所述磁选尾矿进行铅精选包括：对所述磁选尾矿进行3～4次铅精选，从而得到铅精选中矿和铅精矿；所述铅精选中矿顺序返回上一作业。

优选地，所述的将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选包括：将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌粗选，从而得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿；对所述锌粗选尾矿进行两次锌扫选，从而得到锌扫选中矿和尾矿；所述锌扫选中矿顺序返回上一作业；对所述锌粗选精矿进行三次锌精选，从而得到锌精选中矿和锌精矿；所述锌精选中矿顺序返回上一作业。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法利用铁闪锌矿具有磁性而硫化铅矿物不具有磁性的特点，在磨矿后先进行铅浮选得到铅粗精矿，然后采用磁选的方法将铁闪锌矿富集到磁选精矿中，并采用浮选法提高硫化铅矿精矿品位得到铅精矿，再将磁选精矿和铅浮选尾矿合并进行锌浮选，回收铁闪锌矿，从而得到锌精矿。本发明采用磁选的方法降低铅精矿中锌含量，与浮选不同的是，铅粗精矿中的锌含量高低对最终铅精矿中的含锌量影响不大，无需加大铅精选中的抑制剂用量，甚至可适当降低抑制剂用量。同时因回水不经处理直接回用，铅浮选和锌浮选的浮选药剂用量可大幅减少，大大降低了浮选药剂成本。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。

图1为本发明实施例所提供降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法的流程示意图。

图2为现有技术中使用清水与回水进行硫化铅锌矿选矿的选矿流程示意图。

具体实施方式

下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。

下面对本发明所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法进行详细描述。本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。

如图1所示，一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，用于对锌矿物为铁闪锌矿的硫化铅锌矿进行选矿，包括：对原矿进行磨矿，从而得到原矿矿浆；对所述原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅粗精矿和铅浮选尾矿；对所述铅粗精矿进行磁选分离，从而得到磁选尾矿和磁选精矿；对所述磁选尾矿进行铅精选，从而得到铅精矿；将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选，从而得到锌精矿；选矿回水直接回用。

具体地，该降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法可以包括以下实施方案：

(1)所述的对所述原矿矿浆进行铅浮选可以包括：对所述原矿矿浆进行铅粗选，从而得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；对所述铅粗选尾矿进行两次铅扫选，从而得到铅扫选中矿和铅浮选尾矿；所述铅扫选中矿顺序返回上一作业。

(2)所述磁选分离的磁场强度为0.5～2T。

(3)所述的对所述磁选尾矿进行铅精选可以包括：对所述磁选尾矿进行3～4次铅精选，从而得到铅精选中矿和铅精矿；所述铅精选中矿顺序返回上一作业。

(4)所述的将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选可以包括：将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌粗选，从而得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿；对所述锌粗选尾矿进行两次锌扫选，从而得到锌扫选中矿和尾矿；所述锌扫选中矿顺序返回上一作业；对所述锌粗选精矿进行三次锌精选，从而得到锌精选中矿和锌精矿；所述锌精选中矿顺序返回上一作业。

进一步地，本发明提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法利用铁闪锌矿具有磁性而硫化铅矿物不具有磁性的特点，在磨矿后先进行铅浮选得到铅粗精矿，然后采用磁选的方法将铁闪锌矿富集到磁选精矿中，并采用浮选法提高硫化铅矿精矿品位得到铅精矿，再将磁选精矿和铅浮选尾矿合并进行锌浮选，回收铁闪锌矿，从而得到锌精矿。现有技术中铅锌选矿厂的回水不经处理直接回用会导致铅精矿中锌含量增加，而本发明通过对铅粗精矿进行磁选分离有效降低了铅精矿中锌含量，从而即使铅锌选矿回水不经处理直接全部回用，选矿指标也不会受到影响。同时因回水不经处理直接回用，铅浮选和锌浮选的浮选药剂用量可大幅减少，大大降低了浮选药剂成本。

与现有技术相比，本发明所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法至少具有以下优点：

(1)本发明所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法采用磁选实现锌矿物与铅矿物的分离，使铅精矿的品位不受铅粗精矿中锌含量的影响，从而不受回水中残余药剂的影响，选矿回水可不经处理直接回用。

(2)本发明所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法实现回水不经处理的直接回用，可降低铅浮选和锌浮选中捕收剂和起泡剂的用量，同时可减少铅锌浮选分离中抑制剂的用量，在省去水处理费用的同时大幅降低了浮选药剂的费用，经济效益显著。

(3)本发明所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法采用磁选实现锌矿物与铅矿物的分离，相比浮选分离，更加便于操作，指标波动小，生产稳定。

综上可见，本发明实施例可实现回水不经处理直接全部回用，选矿指标不受影响，而且降低了浮选药剂的使用量，大大降低了生产成本，生产过程更加稳定容易控制。

为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以具体实施例对本发明实施例所提供的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法进行详细描述。

实施例1

如图1所示，一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，用于对锌矿物为铁闪锌矿的硫化铅锌矿进行选矿，可以包括以下步骤：

步骤1、将原矿加入到球磨机内，按液固比1:1加水(此处加的水可以是清水，也可以是回水)装入球磨机，球磨机内同时加入石灰调整pH值到10～13，并进行磨矿，磨矿细度达到-0.074mm至少占70％，从而得到原矿矿浆。

步骤2、将所述原矿矿浆导入浮选机(加水调整至浓度为33wt％左右)，并加入抑制剂硫酸锌500～3000g/t(g/t表示每吨原矿使用多少克，例如：硫酸锌500～3000g/t表示每吨原矿使用500～3000克硫酸锌；以下不再赘述)和亚硫酸钠250～2000g/t，搅拌2分钟，然后依次加入捕收剂乙硫氮10～100g/t和起泡剂2号油0～40g/t，并搅拌2分钟，再充气进行5分钟的铅粗选作业，从而得到铅粗精矿和铅粗选尾矿。

步骤3、将所述铅粗精矿导入磁选机，并在0.5～2T的磁场强度下进行磁选作业，从而得到磁选精矿和磁选尾矿。

步骤4、向所述磁选尾矿中加入石灰调整pH值到10～13，并添加抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠，搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第一次铅精选I，从而得到第一次铅精选精矿和第一次铅精选中矿；第一次铅精选中矿顺序返回至铅粗选作业。

步骤5、向所述第一次铅精选精矿中加入石灰调整pH值到10～13，并添加抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠，搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第二次铅精选II，从而得到第二次铅精选精矿和第二次铅精选中矿；第二次铅精选中矿顺序返回至上一作业。

步骤6、向所述第二次铅精选精矿中加入石灰调整pH值到10～13，并添加抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠，搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第三次铅精选III，从而得到铅精矿和第三次铅精选中矿；第三次铅精选中矿顺序返回至上一作业。

步骤7、向所述铅粗选尾矿加入抑制剂硫酸锌0～2000g/t和亚硫酸钠0～1000g/t，搅拌2分钟，然后依次加入捕收剂乙硫氮10～100g/t和起泡剂2号油0～40g/t，并搅拌2分钟，再充气进行5分钟的第一次铅扫选I，从而得到第一次铅扫选中矿和第一次铅扫选尾矿；第一次铅扫选中矿顺序返回至上一作业。

步骤8、向所述第一次铅扫选尾矿中加入捕收剂乙硫氮，并搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第二次铅扫选II，从而得到第二次铅扫选中矿和第二次铅扫选尾矿；第二次铅扫选中矿顺序返回至上一作业；第二次铅扫选尾矿就是铅浮选尾矿。

步骤9、将所述磁选精矿浓密脱水至浓度为33wt％左右，然后与所述铅浮选尾矿合并，在搅拌状态下加入石灰4000g/t调整pH值到10～13，并搅拌2分钟，之后添加活化剂硫酸铜200g/t，搅拌2分钟，依次加入捕收剂丁基黄药50g/t和起泡剂2号油24g/t，搅拌2分钟，再充气进行5分钟的锌粗选，从而得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿。

步骤10、向所述锌粗选精矿中加入石灰调整pH值到10～13，并搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第一次锌精选I，从而得到第一次锌精选精矿和第一次锌精选中矿；第一次锌精选中矿顺序返回至上一作业。

步骤11、向所述第一次锌精选精矿中加入石灰调整pH值到10～13，并搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第二次锌精选II，从而得到第二次锌精选精矿和第二次锌精选中矿；第二次锌精选中矿顺序返回至上一作业。

步骤12、对所述第二次锌精选精矿进行5分钟的第三次锌精选III，从而得到锌精矿和第三次锌精选中矿；第三次锌精选中矿顺序返回至上一作业；。

步骤13、向所述锌粗选尾矿中依次加入活化剂硫酸铜0～30g/t、捕收剂丁基黄药10～30g/t和起泡剂2号油0～15g/t，并分别搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第一次锌扫选I，从而得到第一次锌扫选中矿和第一次锌扫选尾矿；第一次锌扫选中矿顺序返回至上一作业。

步骤14、向所述第一次锌扫选尾矿中加入捕收剂丁基黄药，并搅拌2分钟，然后充气进行5分钟的第二次锌扫选II，从而得到第二次锌扫选中矿和最终尾矿；第二次锌扫选中矿顺序返回至上一作业。

实施例2

某硫化铅锌矿中主要含有方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、菱铁矿、毒砂等，另有微量黄铜矿、铜蓝、褐铁矿等。矿石中的非金属矿物大部分为石英，其次为绢云母，少量的正长石、高岭石、绿泥石、钠长石，微量的方解石、碳质、金红石等。矿石的主要化学成分分析结果如下表1所示：

表1

化学成分	Cu	Pb	Zn	S	Fe	As	SiO<sub>2</sub>
								含量，％	0.092	2.87	3.10	8.87	10.95	1.22	54.15
化学成分	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	MgO	CaO	Na<sub>2</sub>O	K<sub>2</sub>O	P	-
								含量，％	10.65	1.32	0.59	0.29	3.67	0.61	-

采用如图2所示的现有技术中的选矿流程以及如图1所示的本发明实施例1中降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法分别对上述硫化铅锌矿进行选矿处理，从而可以得到如下表2所示的选矿结果和如下表3所示的药剂用量：

表2

表3

药剂名称	现有技术中清水选矿，g/t	现有技术中回水选矿,g/t	本发明实施例1,g/t
				硫酸锌	2200	4500	2200
亚硫酸钠	2200	3200	2200
				硫酸铜	250	200	200
乙硫氮	50	35	35
				丁基黄药	50	35	35
2号油	64	30	30

由上述表2和表3可以看出：上述硫化铅锌矿经过本发明实施例1的选矿处理后，铅回收率与现有技术中使用清水和回水的选矿工艺相比略低一点，但是锌回收率提高了2个和4个百分点，铅精矿中含锌有明显的降低，而且药剂用量大幅减少，经济效益显著。

实施例3

某硫化铅锌矿中的金属矿物主要为磁黄铁矿、铁闪锌矿、黄铁矿、方铅矿，另有少量的褐铁矿、磁铁矿、方铅矿、黄铜矿，偶见毒砂、赤铁矿、钛铁矿及菱铁矿等；脉石矿物主要为方解石、石英、绿泥石，其次为黑柱石、钙铝榴石、白云母、绿帘石、透辉石-钙铁辉石，另有少量的红柱石、高岭石、斜长石、金红石、磷灰石、榍石等。矿石的主要化学成分分析结果如下表4所示：

表4

化学成分	Zn	Pb	Cu	As	S	Fe	K<sub>2</sub>O
								含量，％	4.54	1.90	0.10	0.035	14.55	22.15	0.56
化学成分	MgO	CaO	SiO<sub>2</sub>	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	Na<sub>2</sub>O	P	C
								含量，％	0.69	11.33	24.34	6.09	0.044	0.015	2.64

采用如图2所示的现有技术中的选矿流程以及如图1所示的本发明实施例1中降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法分别对上述硫化铅锌矿进行选矿处理，从而可以得到如下表5所示的选矿结果和如下表6所示的药剂用量：

表5

表6

药剂名称	现有技术中清水选矿，g/t	现有技术中回水选矿,g/t	本发明实施例1,g/t
				硫酸锌	2400	3400	2400
亚硫酸钠	1800	3000	1800
				硫酸铜	200	200	200
25号黑药	75	50	50
				丁基黄药	60	40	40
2号油	50	30	30

由上述表5和表6可以看出：上述硫化铅锌矿经过本发明实施例1的选矿处理后，铅回收率与现有技术中使用清水和回水的选矿工艺相比略低一点，但是锌回收率提高了1个和2个百分点，铅精矿中含锌有明显的降低，而且药剂用量大幅减少，经济效益显著。

综上可见，本发明实施例可实现回水不经处理直接全部回用，选矿指标不受影响，而且降低了浮选药剂的使用量，大大降低了生产成本，经济效益大为提高。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (5)

1.一种降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，用于对锌矿物为铁闪锌矿的硫化铅锌矿进行选矿，其特征在于，包括：

对原矿进行磨矿，从而得到原矿矿浆；对所述原矿矿浆进行铅浮选，从而得到铅粗精矿和铅浮选尾矿；对所述铅粗精矿进行磁选分离，从而得到磁选尾矿和磁选精矿；对所述磁选尾矿进行铅精选，从而得到铅精矿；将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选，从而得到锌精矿；选矿回水不经处理的直接回用。

2.根据权利要求1所述的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述的对所述原矿矿浆进行铅浮选包括：

对所述原矿矿浆进行铅粗选，从而得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；

对所述铅粗选尾矿进行两次铅扫选，从而得到铅扫选中矿和铅浮选尾矿；所述铅扫选中矿顺序返回上一作业。

3.根据权利要求1或2所述的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述磁选分离的磁场强度为0.5～2T。

4.根据权利要求1或2所述的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述的对所述磁选尾矿进行铅精选包括：对所述磁选尾矿进行3～4次铅精选，从而得到铅精选中矿和铅精矿；所述铅精选中矿顺序返回上一作业。

5.根据权利要求1或2所述的降低回水影响的硫化铅锌矿选矿方法，其特征在于，所述的将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌浮选包括：将所述铅浮选尾矿和所述磁选精矿合并进行锌粗选，从而得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿；

对所述锌粗选尾矿进行两次锌扫选，从而得到锌扫选中矿和尾矿；所述锌扫选中矿顺序返回上一作业；

对所述锌粗选精矿进行三次锌精选，从而得到锌精选中矿和锌精矿；所述锌精选中矿顺序返回上一作业。

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