CN113042216B - 一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，属于选矿技术领域。该方法是将部分疏水性较强的碳质优先脱除，避免或减少了对铅锌分离过程的干扰，提高了铅锌的分选效率，优先获得铅粗精矿，后精选得到铅精矿；再针对浮选矿浆中不断富集的可浮性较差的碳质进行抑制，浮选分离得到锌粗精矿，后精选得到锌精矿。本发明提供了一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，针对可浮性差异的碳质，采用优先浮选和添加抑制剂的方法分别进行处理，降低了药剂的消耗量，减少了工艺流程中碳质的循环量和矿泥含量，实现了铅、锌矿物的高效回收。

Description

一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法

技术领域

本发明涉及一种硫化铅锌矿物的浮选分离方法，特别涉及一种富含碳质且碳质疏水性存在差异的硫化铅锌矿物的浮选分离方法，属于矿物加工领域。

背景技术

我国铅锌矿资源储量丰富，矿石具有共伴生组分复杂、分布广泛且集中、矿石类型复杂等特点。但随着近些年品质优良的铅锌矿资源不断开采，高品位、易处理的铅锌矿资源逐年减少，传统老牌矿山资源逐步枯竭，呈“贫、细、杂”特点的复杂难选的铅锌矿资源、非常规硫化铅锌矿资源越来越被关注，碳质硫化铅锌矿资源就是其中之一。

与传统硫化铅锌矿浮选不同，碳质硫化铅锌矿一直是铅锌选矿的难点，一方面矿石类型复杂，铅、锌矿物常呈微细粒与脉石矿物复杂共生，如图1-3；另一方面，矿石中的碳质严重影响浮选流程的稳定性。对于常规的硫化铅锌矿，一般通过铅锌优先浮选、铅锌混合-优先浮选、铅锌等可浮或分支浮选等原则流程进行处理。针对碳质硫化铅锌矿，目前常采用两种方式消除碳质对于铅锌选别的影响，一种是优先脱碳，再进行矿物浮选，可以保证浮选指标相对稳定，但由于对单体解离度有一定的要求，部分被细磨的有用矿物易在脱碳过程中损失；另一种是不脱碳，直接进行铅锌浮选，这种方法对于含碳较低的矿石具有较好的适用性，当碳含量较高时，药剂的消耗量、气泡和流程的稳定性等均存在一定的问题。

由于未加区分的处理碳质铅锌矿中的碳质组分，使得铅、锌在脱碳和抑碳的过程中均有较大的损失。因此，需要开发出更有针对性、浮选效果更好的碳质硫化铅锌矿浮选工艺。

发明内容

国内外现阶段对于含碳铅锌矿，常采用脱碳或不脱碳的两种方式进行处理，并未按照碳质的疏水性差异将其分别处理，且对于流程中循环的碳质和泥质并未过多关注。但浮选过程中碳质循环量的不断增大，不仅使泥质成分含量不断增大，亦会导致浮选过程中泡沫的稳定性以及整个流程的稳定性产生波动。

针对现阶段的碳质硫化铅锌矿物浮选分离方法存在的问题，本发明的目的是在于提供一种根据碳质疏水性差异进行硫化铅锌矿物的浮选分离的方法。该方法工艺简单，操作方便，避免了现阶段选别技术中对于碳质的处理一概而论的现状。由于碳质与有用矿物常伴生关系复杂且无定形，一般需要将矿石进行细磨，易导致可浮性好的有用矿物损失；若不进行脱碳，碳质在浮选流程中不断循环累积，一方面加大了药剂的消耗量，另一方面矿浆中泥质含量也不断增大。

为了解决上述的现有技术的弊端，本发明提供了一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，该方法包括以下步骤：

1)将碳质硫化铅锌矿石磨细，其中磨矿细度为-0.074mm占78％-89％，添加易浮碳质组分的捕收剂，将疏水性较强的易浮碳质优先添加捕收剂脱除，浮选得到碳精矿和适度脱碳矿浆；所述易浮碳质组分的捕收剂选自煤油、柴油、松醇油中至少一种；碳质捕收剂的用量为50～150g/t；

2)脱碳尾矿中添加铅捕收剂，浮选得到铅精矿和铅尾矿；

3)将选铅后矿浆的pH值调节至8～9，并添加碳泥抑制剂、锌活化剂、捕收剂及起泡剂，将疏水性较弱的中等可浮碳质抑制，浮选得到锌精矿及最终的含碳尾矿。

优选的方案，所述的浮选分离方法根据碳质的疏水性的差异，优先将易浮碳质脱除，而中等可浮碳质则通过抑制剂抑制。易浮碳质组分包括石墨、炭黑、无定形碳中的至少一种。中等可浮碳质为碳质矿泥、表面部分氧化煤质；

优选的方案，步骤1)中，碳质捕收剂为煤油、柴油、松醇油中至少一种。较优选的方案，捕收剂的用量为50～150g/t。优选为80～150g/t，进一步优选为80～100g/t。

当碳质捕收剂用量过少，易浮碳质脱除率低；反之当碳质捕收剂用量过多，不仅脱除了易浮碳质，亦会脱除部分可浮性稍差的连生体，从而影响精矿的浮选指标。

优选的方案，步骤1)中，浮选时间为4-10min。

优选的方案，步骤2)中，铅矿捕收剂为丁胺黑药、乙黄药、乙硫氮中至少一种；较优选的方案，捕收剂的用量为30-150g/t。进一步优选为50-100g/t。所述铅矿优选为方铅矿。

优选的方案，步骤2)中，浮选时间为4-10min。为保证铅精矿指标，铅浮选过程中不添加碳抑制剂，待可浮性稍差的碳质进一步富集再进行处理。

优选的方案，步骤3)中，锌矿捕收剂为丁黄药、乙硫氮、异丁基黄药、Y89黄药中至少一种。较优选的方案，捕收剂的用量为90-180g/t、进一步优选为100-150g/t。所述锌矿优选为闪锌矿。

优选的方案，步骤3)中，闪锌矿活化剂为硝酸铅、硫酸铜、硫化钠中至少一种。较优选的方案，活化剂的用量为300-600g/t。进一步优选为300-500g/t。

优选的方案，步骤3)中，抑制中等可浮碳质组分的药剂由A和水玻璃构成，所述A选自木质素磺酸盐类、改性羧甲基纤维素、铁铬木质素磺酸盐中的至少一种；中等可浮碳质为碳质矿泥、表面部分氧化煤质；A与水玻璃的质量比为1:1～5:1。作为进一步的优选方案，水玻璃的模数为1～3.0。

较优选的方案，抑制剂的用量为50-150g/t、进一步优选为75-100g/t。

优选的方案，步骤3)中，调整pH采用的pH调整剂为石灰、碳酸钠、碳酸中至少一种。

优选的方案，步骤3)中，起泡剂为MIBC。较优选的方案，起泡剂的用量为10～30g/t。

优选的方案，浮选时间为4-8min。

本发明一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，

当碳质硫化铅锌矿中不含铜时，所得铅精矿中Pb品位为53～58％，Pb回收率大于等于64％；所得锌精矿中Zn品位为43～46.5％、Zn的回收率大于等于83％。

本发明一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，当碳质硫化铅锌矿中含铜时，所得铅精矿中Pb品位为46～50％，回收率为62～65％；锌精矿中Zn品位为45～48％，回收率为83～87％；铜精矿中Cu品位为25-28％，回收率为53～56％。

本发明一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，当碳质硫化铅锌矿中不含铜时，所得铅精矿中Pb品位为57.87％，回收率为70.18％；锌精矿Zn品位45.23％，回收率为90.43％。

本发明所述碳质硫化铅锌矿、铅矿可以是方铅矿；硫化锌矿可以是闪锌矿、铁闪锌矿中的一种或几种。

本发明优先浮选疏水性较强的碳质，并对中等可浮碳泥组分进行抑制，降低流程中碳质的循环和泥质的富集，从而降低了药剂的消耗量，同时降低锌精矿中的碳和硅含量，保证了最终精矿的指标。

本发明优先处理疏水性较强的易浮碳质，以煤油、柴油、松醇油的至少一种作为捕收剂，用量为煤油0～90g/t，柴油为0～60g/t，松醇油为0-60g/t，浮选时间为4-10min。矿石中的部分碳质具有良好的天然可浮性，属于“非极性矿物”，当添加适宜的碳质捕收剂，疏水性较强的碳质极易吸附，且疏水性越强，吸附的量越多，吸附的速度越快，因而大大提高了碳质的可浮性。在此过程中，控制碳质的浮选时间，优选浮选的时间为4-10min，既保证了易浮碳质的顺利分离，也尽可能减少有用矿物的上浮。在完成脱碳后，进行铅矿物的浮选分离，可保证其最终精矿的指标。在此过程中，中等可浮碳质在流程中不断富集，继续添加捕收剂难以将其直接捕收，因此考虑添加抑制剂，碳质抑制剂为铁铬木质素磺酸盐、水玻璃、木质素磺酸盐中至少一种，用量为铁铬木质素磺酸盐0-100g/t，水玻璃0-100g/t，木质素磺酸盐0-100g/t。选定的碳质抑制剂能够较好的抑制碳泥质组分，且对矿浆环境中的碱土金属离子(Ca²⁺、Mg²⁺)具有良好的抑制作用。优选的起泡剂为MIBC，优选的锌浮选时间为4-8min，在此条件下，能够得到符合要求的锌矿物粗精矿产品，绝大多数的碳泥质被抑制进入尾矿。

本发明的技术方案关键在于根据碳质疏水性的差异，将疏水性较强的易浮碳质优先添加捕收剂脱除，而在后续浮选过程中将中等可浮碳质抑制，降低了浮选流程中碳质的富集、泥质的增生以及药剂的消耗量，并使得浮选泡沫和流程的稳定性大大增加，从而实现了碳质硫化铅锌矿物的高效分离。

本发明的碳质硫化铅锌矿物，其中有用矿物主要为方铅矿和闪锌矿，而硫主要以黄铁矿、白铁矿的形式存在，碳以嵌布粒度极细的石墨居多，且伴有有机碳、无机碳。由于矿石中石墨粒度过于细小、分散程度高、与基底矿物的交生关系十分复杂，因此即使通过细磨也无法使其得到较充分的解离，同时磨矿过程中，易产生泥化，导致闪锌矿和方铅矿的浮选环境发生恶化，影响浮选泡沫和流程的稳定性，从而影响最终精矿的指标。在现阶段的处理技术中，常对铅锌矿物中的碳质一概而论，采用脱碳或不脱碳的方式进行处理，并未按照碳质的疏水性差异将其分别处理，且对于流程中循环的碳质和泥质并未过多关注，忽略了浮选过程中碳质循环量、泥质含量以及泡沫和流程的稳定性。在本发明申请技术方案中，根据碳质自身的疏水性差异，采取优先捕收和抑制两种方式对其进行处理，从而实现有用矿物的分离。本发明，首先通过添加碳质捕收剂，优先捕收部分易浮的碳质，降低了浮选流程中碳质循环量，并一定程度上减少了泥质的产生。而对于中等可浮碳质，添加抑制剂进行抑制，保证了锌精矿的最终指标。因此，本发明技术根据碳质疏水性的差异分别处理不同类型的碳质实现了铅锌矿物的高效富集。

相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术效果：

本发明技术方案，根据硫化铅锌矿物中碳质疏水性的差异，选用不同的方式进行处理，并对铅、锌矿物进行了有效富集，得到了合格的精矿产品。

与现有的工艺相比，本发明技术方案具有以下绝对优势：

(1)改善生产指标，稳定生产。通过对碳质进行差异化处理，减少了浮选流程中的碳质循环量以及泥质的增生，改善了浮选的泡沫，使得生产流程更加稳定，从而改善了最终产品的浮选指标，使生产更加稳定。

(2)降低药剂消耗和生产成本。本发明提出的技术方案能够让碳质优先脱除或抑制进入尾矿，从而降低了碳质吸附的药剂量，达到了降低药剂消耗和生产成本的目的。

附图说明

图1为实施例1原矿中微细粒方铅矿、闪锌矿、脉石的分布图；

图2碳质硫化铅锌矿中石墨、云母的分布图

图3为碳质硫化铅锌矿中石英、云母的分布图；

图4为本发明工艺流程图。

从图1中可以看出：微细粒方铅矿(Ga)包裹在闪锌矿(Sp)中，图1中G为脉石。

从图2可以看出极微细的针状、鳞片状石墨(Gr，灰白色)呈浸染条带状分布在云母(B)为主的基底中。

从图3中可以出尘粒状石墨(黑色)呈扭曲的显微条带状与由石英(Q)和云母(B)组成的条带相间排列。

从图4中可以看出本发明的工艺流程。

具体实施方式

以下实施例旨在进一步说明发明内容，而非限制本发明权利要求保护范围。

实施例1

内蒙古某碳质硫化铅锌矿，以质量百分比计，含锌2.62％，铅0.66％，碳5.60％，可供选矿富集回收的主要元素为铅和锌，其中方铅矿主要呈不规则粒状沿闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿边缘、粒间或裂隙充填交代，因此选别过程中需要铅中矿再磨和锌中矿再磨。而碳质的存在直接影响浮选流程的稳定和精矿的指标。

本发明一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，如图1所示，包括以下步骤：将原矿磨矿至细度为-0.074mm的颗粒占75％，添加碳捕收剂30g/t，进行脱碳浮选6min，得到碳粗精矿和脱碳尾矿。碳粗精矿脱碳尾矿经一次扫选后进行选铅，添加乙硫氮30g/t后直接进行浮选，浮选时间为6min，分选得到铅粗精矿和选铅尾矿。再在铅尾矿中用石灰调节pH至8-9，添加300g/t硫酸铜、50g/t碳抑制剂、180g/t丁黄药，浮选8min，得到锌粗精矿和尾矿。最终，铅精矿中Pb品位为53.38％，回收率为68.21％；锌精矿中Zn品位为46.24％，回收率为83.19％。

对比例1

采用单一浮选脱碳，仅添加碳捕收剂作为碳捕收剂进行脱碳，后续不进行抑碳，按照实施例1相同的药剂用量，通过浮选试验分选得到铅精矿和锌精矿。其中，铅精矿中Pb品位为50.15％，回收率为67.85％；锌精矿中Zn品位44.59％，回收率为82.97％。

对比例2

对比例2采用全流程抑制碳，不添加碳捕收剂进行脱碳(即其余步骤和参数实施例1一致，与实施例1不同之处在于：省略部分浮碳工艺并在选铅过程中加入抑碳剂)，按照相同的药剂用量进行浮选试验，最终得到铅精矿和锌精矿。其中，铅精矿中Pb品位为53.18％，回收率为60.47％；锌精矿中Zn品位为48.18％，回收率为75.86％。

对比例3

对比例3采用与本实施例1相同的流程和药剂用量，但在铅浮选过程中添加碳抑制剂进行浮选试验，最终得到铅精矿Pb为52.35％，回收率为60.14％；锌精矿Zn品位为45.37％，回收率为79.48％。

对比例4

对比例4采用与本实施例1相同的流程，脱碳过程中捕收剂用量为20g/t，后续锌浮选过程中碳抑制剂用量为180g/t，其它药剂用量相同。最终得到铅精矿Pb为49.75％，回收率为59.83％，锌精矿Zn品位为40.17％，回收率为76.84％。

通过对比，相较于单一浮选脱碳和全流程抑制碳，本发明采用部分浮碳和抑碳浮锌有利于改善浮选指标。且当碳质捕收剂和抑制剂用量过小或过大时，都会恶化精矿的最终指标。同时通过对比例和实施例可以看出本发明添加药剂的节点和用量对Pb和Zn的回收质量(包括矿物的品位和回收率)有着很大的影响。

实施例2

实施例2云南某含碳硫化铅锌矿，以质量百分比计，原矿含锌2.11％，铅0.56％，铜0.039％，碳6.57％。采用本发明流程，将原矿磨矿至细度为-0.074mm的颗粒占80％，添加碳捕收剂150g/t，进行脱碳浮选5min，得到碳粗精矿和脱碳尾矿。而后进行选铅，添加90g/t乙黄药，60g/t乙硫氮后进行浮选，浮选时间为6min，得到混合精矿和铅尾矿。再将混合精矿进行铜铅分离，得到铅精矿和铜精矿。将铅尾矿的矿浆pH值调节到8-9，依此加入600g/t硫酸铜，碳抑制剂150g/t，异丁基黄药20g/t，Y89黄药30g/t，乙硫氮30g/t，浮选6min，得到锌粗精矿和尾矿。最终，铅精矿中Pb品位为46.72％，回收率为62.84％；锌精矿中Zn品位为45.31％，回收率为83.19％；铜精矿中Cu品位为25.76％，回收率为54.85％。

实施例3

实施例3某含碳铅锌矿硫化矿，以质量百分比计，原矿锌为2.60％，铅为0.60％，碳为5.41％。采用本发明流程，将原矿磨矿至细度为-0.074mm的颗粒占75％，添加碳捕收剂90g/t，进行脱碳浮选6min，得到碳粗精矿和脱碳尾矿。而后进行选铅，添加乙硫氮80g/t后进行浮选，浮选时间为6min，得到铅粗精矿和铅尾矿，再对铅粗精矿进行精选得到铅精矿。将铅尾矿矿浆的pH值调节至8.5，依此加入340g/t，碳抑制剂75g/t，异丁基黄药30g/t，丁黄药120g/t，浮选6min，得到锌粗精矿和尾矿并对锌粗精矿进行精选得到锌精矿。最终，铅精矿中Pb品位为57.87％，回收率为70.18％；锌精矿Zn品位45.23％，回收率为90.43％。

Claims (8)

1.一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于，包括以下步骤：

（a）将碳质硫化铅锌矿石磨细，其中磨矿细度为-0.074mm占78%-89%，添加易浮碳质组分的捕收剂，将疏水性较强的易浮碳质优先脱除，浮选得到碳精矿和适度脱碳矿浆；所述易浮碳质组分的捕收剂选自煤油、柴油、松醇油中至少一种；碳质捕收剂的用量为50~150g/t；

（b）适度脱碳矿浆中添加铅捕收剂，不添加碳泥抑制剂，浮选得到铅精矿和选铅后矿浆；

（c）将选铅后矿浆的pH值调节至8~9，并添加碳质抑制剂、锌活化剂、捕收剂及起泡剂，将疏水性较弱的中等可浮碳质抑制，浮选得到锌精矿及最终的含碳尾矿；抑制中等可浮碳质组分的药剂由A和水玻璃构成，所述A选自木质素磺酸盐类、改性羧甲基纤维素、铁铬木质素磺酸盐中的至少一种；中等可浮碳质为碳质矿泥、表面部分氧化煤质；A与水玻璃的质量比为1:1~5:1；抑制中等可浮碳质组分的药剂的用量为50-150g/t。

2.根据权利要求1中所述 的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：碳质捕收剂由煤油和松醇油组成；碳质捕收剂的用量为80~150g/t；浮选时间为4~10min。

3.根据权利要求1中所述 的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：铅矿捕收剂为丁胺黑药、乙黄药、乙硫氮中至少一种；铅矿捕收剂的用量为30~150g/t；浮选时间为4~10min。

4.根据权利要求1中所述的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：锌矿捕收剂为丁黄药、异丁基黄药、戊黄药、Y89黄药中至少一种；活化剂为硝酸铅、硫酸铜、硫化钠中至少一种；起泡剂为MIBC；pH调整剂为石灰、氢氧化钠、氢氧化钙中至少一种；锌矿捕收剂的用量为90~180g/t；碳质抑制剂的用量为50-150g/t；活化剂的用量为300~600g/t；起泡剂的用量为10~30g/t；浮选时间为4~8min。

5.根据权利要求1中所述的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：水玻璃的模数为1~3.0。

6.根据权利要求1中所述的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：

当碳质硫化铅锌矿中不含铜时，所得铅精矿中Pb品位为53~58%，Pb回收率大于等于64%；所得锌精矿中Zn品位为43~46.5%、Zn的回收率大于等于83%。

7.根据权利要求1中所述的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：当碳质硫化铅锌矿中含铜时，所得铅精矿中Pb品位为46~50%，回收率为62~65%；锌精矿中Zn品位为45~48%，回收率为83~87%；铜精矿中Cu品位为25-28%，回收率为53~56%。

8.根据权利要求6中所述的一种碳质硫化铅锌矿物的浮选分离方法，其特征在于：当碳质硫化铅锌矿中不含铜时，所得铅精矿中Pb品位为57.87%，回收率为70.18%；锌精矿Zn品位45.23%，回收率为90.43%。

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