CN115646658A - 一种高硫铅锌矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种高硫铅锌矿的选矿方法，属于矿物浮选分离技术领域，本发明包括以下步骤：（1）磨矿：将原矿磨至细度为‑0.075mm占65%~85%，得到原矿矿浆；（2）将步骤（1）获得的矿浆加入浮选机，进行一次铅粗选、三次铅扫选以及三次铅精选，得到铅精矿和铅扫尾矿；（3）将步骤（2）得到的铅扫尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和两次锌精选，得到锌精矿和锌扫尾矿；（4）将步骤（3）所得的锌扫尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选，得到硫精矿和硫扫尾矿。本发明可在矿浆自然pH值下，进行各种硫含量的铅锌矿的浮选，不需添加酸碱调整剂，避免添加强酸强碱对环境和设备的影响，且工艺简单，浮选效果较好。

Description

一种高硫铅锌矿的选矿方法

技术领域

本发明属于矿物浮选分离技术领域，具体的说，涉及一种高硫铅锌矿的选矿方法。

背景技术

目前国内针对高硫铅锌矿的浮选，绝大部分采用铅硫混浮-浮锌工艺，采用常规捕收剂，此工艺需在高碱下进行铅硫分离，对现场生产安全及环保都带来一定的风险。通常需要添加石灰或其它强碱性药剂调浆到pH在12以上进行黄铁矿的抑制，受到抑制后的黄铁矿如果采取浮选回收，需要加硫酸或盐酸进行活化后再浮选。强酸强碱的应用，带来严重的环境问题，比如，尾矿水中pH值超标，高pH值的回水对工艺的影响，高碱对设备的腐蚀，强酸强碱的配药难度大等一系列问题。因此，随着清洁生产要求不断提高，原有矿山采用的添加氢氧化钠等高碱铅锌浮选工艺很难满足环保生产的要求。

因此，有必要提供一种高硫铅锌矿的选矿方法，可在矿浆自然pH值下，进行各种硫含量的铅锌矿的浮选，不需添加酸碱调整剂，避免添加强酸强碱对环境和设备的影响，且工艺简单，浮选效果较好。

发明内容

为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了一种高硫铅锌矿的选矿方法，可在矿浆自然pH值下，进行各种硫含量的铅锌矿的浮选，不需添加酸碱调整剂，避免添加强酸强碱对环境和设备的影响，且工艺简单，浮选效果较好。

为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：

所述的高硫铅锌矿的选矿方法包括以下步骤：

(1)磨矿：将原矿磨至细度为-0.075mm占65％～85％，得到原矿矿浆；

(2)铅浮选：将步骤(1)获得的矿浆加入浮选机，进行一次铅粗选、三次铅扫选以及三次铅精选，得到铅精矿和铅扫尾矿，其中，铅粗选过程中加入TS和ZY，每次扫选过程中均加入ZY，每次精选过程中均加入TS；

TS：包括碳酸钠0～30份、漂白粉0～20份、亚硫酸钠0～50份、硫酸锌60～90份；

ZY：包括碳酸钠50份，二丙基二硫代磷酸酯100～120份，氯代乙硫醚100～120份，硫氮酯50～60份；

(3)锌浮选：将步骤(2)得到的铅扫尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和两次锌精选，得到锌精矿和锌扫尾矿，其中，锌粗选过程中加入硫酸铜和LY，每次锌扫选过程中均加入LY；

LY：包括N,N-二烷基二硫代氨基甲酸酯60～80份,二硫化碳15～20份，氢氧化钠15～20份，柴油5～15份。

(4)硫浮选：将步骤(3)所得的锌扫尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选，得到硫精矿和硫扫尾矿，其中，硫粗选过程中加入硫捕收剂和起泡剂，每次硫扫选过程中均加入硫捕收剂。

作为优选，铅浮选、锌浮选、硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。

作为优选，步骤(2)铅粗选过程中先加入TS搅拌后再加入ZY。

作为优选，步骤(4)中硫捕收剂为丁黄药、乙黄药、丁铵黑药任意一种。

作为优选，步骤(4)中起泡剂为2^#油、松醇油、MIBC、樟脑油、甲酚任意一种。

作为优选，步骤(2)中ZY的制备方法具体包括以下步骤：

a.将碳酸钠配制成10％的水溶液，将二丙基二硫代磷酸酯和氯代乙硫醚混合均匀后加入碳酸钠溶液中，加温到60℃反应1小时；

b.将硫氮酯加入到步骤a所得溶液中，温度保持在50℃反应0.5小时，反应完全后得到棕色至棕黑色溶液。

作为优选，步骤(3)中LY的制备方法具体包括以下步骤：

a.将氢氧化钠配制成10％的水溶液；

b.N,N-二烷基二硫代氨基甲酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃，缓慢滴加氢氧化钠溶液，回流0.5小时；

c.降温至25℃，加入柴油，转速调至300转/min搅拌0.5小时，反应完全后分层，上层棕色透明有机物即为LY。

作为优选，铅粗选过程中TS的用量为300～3000g/t，ZY用量为30～300g/t，铅一次扫选过程中ZY用量为10～100g/t，铅二次扫选过程中ZY用量为5～50g/t，铅三次扫选过程中ZY用量为5～50g/t；锌粗选过程中硫酸铜用量为300～1500g/t，LY用量为30～250g/t，锌一次扫选过程中LY用量为5～100g/t，锌二次扫选过程中LY用量为5～50g/t，锌三次扫选过程中LY用量为5～30g/t；硫粗选过程中硫捕收剂用量为30～500g/t，起泡剂用量为5～50g/t，硫一次扫选过程中硫捕收剂用量为5～50g/t，硫二次扫选过程中硫捕收剂用量为5～50g/t。

ZY的技术原理为：ZY中存在的磷酸酯在中性环境下对Pb²⁺和Ag⁺有较强的络合能力，对Zn²⁺、Fe²⁺的络合能力较弱，硫氮酯兼具起泡性能。因此，可在自然pH值矿浆环境中，不需要添加大量的硫或锌抑制剂，就可以很好地选择性的优先浮铅。

本发明的有益效果：

1、本发明可在高硫存在的铅锌矿中，在矿浆自然pH值下，进行铅锌硫顺序优先浮选，优先浮铅时不需要高碱抑硫，只需要加加入锌的抑制剂，优先浮铅之后的尾矿也不需要添加任何抑制剂，只需要加入锌浮选活化剂和捕收剂，进行优先浮锌，锌尾不需要活化剂，直接添加捕收剂和起泡剂进行黄铁矿浮选。

2、本发明工艺简单，效果明显优于原铅硫混浮(高碱下铅硫分离)-浮锌工艺，工艺流程简单，节省设备，降低设备运行和维护成本；不添加任何酸碱调整剂，避免了添加强酸强碱对环境及设备的影响，有利于环保要求，药剂成本低。

3、本发明获得了铅品位≥60％，铅回收率≥88％的铅精矿，锌品位≥50％，锌回收率≥95％的锌精矿，硫品位≥48％的硫精矿，铅锌硫品位及回收率均高于原工艺指标。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将结合附图，对本发明的优选实施例进行详细的说明，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。

本发明的目的是这样实现的，所述的高硫铅锌矿的选矿方法包括磨矿、铅-锌硫分离浮选、锌-硫分离浮选、硫浮选步骤，具体包括以下步骤：所述的高硫铅锌矿的选矿方法包括以下步骤：

(1)磨矿：将原矿磨至细度为-0.075mm占65％～85％，得到原矿矿浆；

(2)铅-锌硫分离浮选：将步骤(1)获得的矿浆加入浮选机，进行一次铅粗选、三次铅扫选以及三次铅精选，得到铅精矿和铅扫尾矿，其中，铅粗选过程中加入TS和ZY，每次扫选过程中均加入ZY，每次精选过程中均加入TS；

TS：包括碳酸钠0～30份、漂白粉0～20份、亚硫酸钠0～50份、硫酸锌60～90份；

ZY：包括碳酸钠50份，二丙基二硫代磷酸酯100～120份，氯代乙硫醚100～120份，硫氮酯50～60份，制备方法具体包括以下步骤：

a.将碳酸钠配制成10％的水溶液，将二丙基二硫代磷酸酯和氯代乙硫醚混合均匀后加入碳酸钠溶液中，加温到60℃反应1小时；

b.将硫氮酯加入到步骤a所得溶液中，温度保持在50℃反应0.5小时，反应完全后得到棕色至棕黑色溶液。

(3)锌-硫分离浮选：将步骤(2)得到的铅扫尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和两次锌精选，得到锌精矿和锌扫尾矿，其中，锌粗选过程中加入硫酸铜和LY，每次锌扫选过程中均加入LY；

LY：包括N,N-二烷基二硫代氨基甲酸酯60～80份,二硫化碳15～20份，氢氧化钠15～20份，柴油5～15份，具体制备方法包括以下步骤：

a.将氢氧化钠配制成10％的水溶液；

b.N,N-二烷基二硫代氨基甲酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃，缓慢滴加氢氧化钠溶液，回流0.5小时；

c.降温至25℃，加入柴油，转速调至300转/min搅拌0.5小时，反应完全后分层，上层棕色透明有机物即为LY。

(4)硫浮选：将步骤(3)所得的锌扫尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选，得到硫精矿和硫扫尾矿，其中，硫粗选过程中加入硫捕收剂和起泡剂，每次硫扫选过程中均加入硫捕收剂。

上述步骤中，铅浮选、锌浮选、硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序；铅粗选过程中先加入TS搅拌后再加入ZY；硫捕收剂为丁黄药、乙黄药、丁铵黑药任意一种；起泡剂为2#油、松醇油、MIBC、樟脑油、甲酚任意一种。

作为优选的技术方案，铅粗选过程中TS的用量为300～3000g/t，ZY用量为30～300g/t，铅一次扫选过程中ZY用量为10～100g/t，铅二次扫选过程中ZY用量为5～50g/t，铅三次扫选过程中ZY用量为5～50g/t；锌粗选过程中硫酸铜用量为300～1500g/t，LY用量为30～250g/t，锌一次扫选过程中LY用量为5～100g/t，锌二次扫选过程中LY用量为5～50g/t，锌三次扫选过程中LY用量为5～30g/t；硫粗选过程中硫捕收剂用量为30～500g/t，起泡剂用量为5～50g/t，硫一次扫选过程中硫捕收剂用量为5～50g/t，硫二次扫选过程中硫捕收剂用量为5～50g/t。

下面以具体实施例和对比例对本发明做进一步说明：

所选实施例采用的原矿性质见表1。

表1原矿性质

根据本发明的选矿方法进行选矿，详细工艺见图1，铅-锌硫分离浮选、锌-硫分离浮选以及硫浮选所使用的药剂种类及用量与采用常规方法选矿所使用的药剂种类及用量见表2、表3、表4。

表2铅-锌硫分离浮选药剂种类及用量

表3锌-硫分离浮选药剂种类及用量

表4硫浮选药剂种类及用量

将实施例1-4和对比例1-4结合图1的工艺流程进行选矿试验，试验结果如下表5所示。

表5试验结果

从试验结果可看出，本发明可有效提高铅精矿的铅品位和铅回收率、提高锌精矿的锌品位和锌回收率以及提高硫精矿的硫品位和硫回收率，且在矿浆自然pH下，进行铅锌硫顺序浮选，浮选效果较好，避免了添加强酸强碱对环境以及设备的影响。随着国家环保政策的日趋严格，此类高效环保铅矿物的研发及应用具有重大理论和实践意义。

最后说明的是，以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。

Claims (7)

1.一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：包括以下步骤：

（1）磨矿：将原矿磨至细度为-0.075mm占65%~85%，得到原矿矿浆；

（2）铅浮选：将步骤（1）获得的矿浆加入浮选机，进行一次铅粗选、三次铅扫选以及三次铅精选，得到铅精矿和铅扫尾矿，其中，铅粗选过程中加入TS和ZY，每次扫选过程中均加入ZY，每次精选过程中均加入TS；

TS：包括碳酸钠0～30份、漂白粉0～20份、亚硫酸钠0～50份、硫酸锌60～90份；

ZY：包括碳酸钠50份，二丙基二硫代磷酸酯100~120份，氯代乙硫醚100~120份，硫氮酯50~60份；

（3）锌浮选：将步骤（2）得到的铅扫尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和两次锌精选，得到锌精矿和锌扫尾矿，其中，锌粗选过程中加入硫酸铜和LY，每次锌扫选过程中均加入LY；

LY：包括N,N-二烷基二硫代氨基甲酸酯60~80份,二硫化碳15~20份，氢氧化钠15~20份，柴油5~15份；

（4）硫浮选：将步骤（3）所得的锌扫尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选，得到硫精矿和硫扫尾矿，其中，硫粗选过程中加入硫捕收剂和起泡剂，每次硫扫选过程中均加入硫捕收剂。

2.根据权利要求1所述的一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：铅浮选、锌浮选、硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。

3.根据权利要求1所述的一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：步骤（2）铅粗选过程中先加入TS搅拌后再加入ZY。

4.根据权利要求1所述的一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：步骤（4）中硫捕收剂为丁黄药、乙黄药、丁铵黑药任意一种。

5.根据权利要求1所述的一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：步骤（4）中起泡剂为2^#油、松醇油、MIBC、樟脑油、甲酚任意一种。

6.根据权利要求1所述的一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：步骤（2）中ZY的制备方法具体包括以下步骤：

a.将碳酸钠配制成10%的水溶液，将二丙基二硫代磷酸酯和氯代乙硫醚混合均匀后加入碳酸钠溶液中，加温到60℃反应1小时；

b.将硫氮酯加入到步骤a所得溶液中，温度保持在50℃反应0.5小时，反应完全后得到棕色至棕黑色溶液。

7.根据权利要求1所述的一种高硫铅锌矿的选矿方法，其特征在于：步骤（3）中LY的制备方法具体包括以下步骤：

a.将氢氧化钠配制成10%的水溶液；

b.N,N-二烷基二硫代氨基甲酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃，缓慢滴加氢氧化钠溶液，回流0.5小时；

c.降温至25℃，加入柴油，转速调至300转/min搅拌0.5小时，反应完全后分层，上层棕色透明有机物即为LY。

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