铅锌硫化矿快速选铅选锌工艺
技术领域
本发明涉及一种金属硫化矿浮选工艺,特别是铅锌硫化矿的浮选分离铅,锌的工艺。
背景技术
目前,国内外对铅锌多金属硫化矿特别是高硫铅锌矿的选矿分离工艺通常是采用抑锌浮铅的优先浮选工艺,仅有少数选矿厂采用先将铅锌硫铁混合浮选出再实行铅锌硫铁分离的全混合浮选工艺或先选出铅锌混合精矿再进行铅锌分离的部分混合浮选工艺。只有很少的选矿厂采用先选出一部分铅锌混合精矿直接作为产品、再进行选铅、选锌、选硫的等可浮流程,等可浮流程因为铅锌不能形成单一高回收率的铅精矿和锌精矿而在铅锌分离上几乎很少使用,效益上也不经济。全混合还是部分混合的铅锌浮选工艺都有粗选,需要的浮选机很多,铅、锌精矿产品一般互含较高,回收率不高。因此,优先浮选工艺用得最多,在这四种浮选工艺中优先浮选工艺也是较经济、较简单和指标较好的流程。但是优先浮选工艺对于处理一些高品位铅锌硫化矿和处理一些含有独立银矿物的铅锌硫化矿及多金属硫化矿就有缺点,它不能同时实现铅、锌及银回收率都最高和铅、锌精矿主品位都最好的问题,特别是对高品位的原矿,优先浮选工艺就更不能够满足,它存在流程长、铅锌及银等跑尾高、精矿质量较差和成本较高的缺陷。
发明内容
本发明要解决的技术问题是现有的浮选工艺铅、锌跑尾高、精矿质量差,成本较高的问题,提供了一种经济、简单、适用、分离效果很好的浮选流程工艺。
本发明所述铅锌硫化矿快速选铅选锌工艺,包括选铅选锌步骤,在选锌步骤之前有快选锌步骤,在快选锌步骤,矿浆PH值为12.3-12.5,且使用捕收能力较弱且选择性较好的捕收剂,以把浮选速度较快的目的矿物锌浮出。这样,可提高锌回收率和精矿质量。
上述快速选铅选锌工艺中,为了提高铅回收率和精矿质量,在选铅步骤之前有所述快选铅步骤,在快选铅步骤使用捕收能力较弱且选择性较好的捕收剂,以把浮选速度较快的目的矿物铅浮出。
为了提高银的回收率,快选铅步骤的目的矿物还包括银,即可在快选铅的同时快选银,利用快选铅步骤快选铅、银。
上述各工艺中,快选铅步骤快选铅时矿浆PH值最好为12.0-12.6,最好加入苯胺黑药为主、硫氮为辅的捕收剂。
上述各工艺中,快选铅步骤快选铅、银时矿浆PH值最好为7.0-12.0,优选PH值为10.5-11.2,最好加入苯胺黑药为主、硫氮为辅的捕收剂。
上述各工艺中,快选锌步骤最好加入硫氮为主、丁基黄药为辅的捕收剂。
本发明利用铅、锌等同类金属硫化矿物存在浮选速度差异的特点,在快选步骤利用捕收能力较弱且选择性很好的捕收剂,把绝大部分浮选速度较快品位很好的目的矿物快速浮出,率先进入产品,避免这部分目的矿物在浮选中形成无用的不良循环,并吸附较多的选矿药剂,同时挤占有限的浮选空间,浪费过多的动力消耗;然后再采用常规的粗扫选精选浮选流程,将剩余的上浮目的矿物选干净,从而最终实现高质量高回收率的目的,该发明具有处理成本低、适用范围很广,是一种经济、简单、适用、分离效果很好的浮选工艺流程。特别适用于较高品位的铅锌硫化矿和含有独立银矿物的铅锌硫化矿及多金属硫化矿选别。
附图说明
图1是现有的铅锌硫化矿优先浮选工艺示意图
图2是本发明的一种具体实施例的快速选铅选锌工艺示意图
具体实施方式
实例一和对比例选别的原矿是一含有共生和独立银矿物的铅锌硫化矿,与铅共生的银矿物约占30%,独立银矿物约占35%,其它与锌、硫铁共生,其原矿品位为:Pb4.50%、Zn9.42%、S26.80%、Ag131g/t。
实例一:
按照图二所示的工艺,在球磨加入不同用量的的石灰和40g/t以苯胺黑药为主硫氮为辅的混合捕收剂,磨矿细度-200目为75%,加入起泡剂20g/t,快速将一部分可浮性很好的铅和单体的银选进铅精矿,再加入30g/t以乙硫氮为主丁基黄药为辅的混合捕收剂,加入起泡剂20g/t,浮选剩余的铅和部分银,铅尾加入350g/t硫酸铜搅拌,加入石灰调节PH,再加入100g/t乙硫氮为主丁基黄药为辅的混合捕收剂,加入起泡剂20g/t,快速将一部分可浮性很好的锌选进锌精矿产品,再加入60g/t丁基黄药捕收剂,加入起泡剂20g/t,浮选剩余的锌,闭路选别结果见表一:
表一:
|
快速选铅选锌工艺 |
快选铅PH值 |
7 |
11.0 |
12.2 |
12.4 |
12.7 |
选铅PH值 |
12.4 |
12.4 |
12.4 |
12.4 |
12.7 |
快选锌和选锌PH值 |
12.4 |
12.4 |
12.4 |
12.4 |
12.7 |
铅精矿 |
铅品位(%) |
50.90 |
63.65 |
63.74 |
63.83 |
64.11 |
铅回收率(%) |
91.86 |
92.32 |
92.45 |
92.51 |
92.50 |
银回收率(%) |
73.01 |
65.75 |
45.80 |
35.92 |
35.40 |
锌精矿 |
锌品位(%) |
53.45 |
53.55 |
53.48 |
53.50 |
53.49 |
锌回收率(%) |
89.78 |
92.13 |
92.21 |
92.35 |
92.40 |
实例二 对比例:
按照图1所示的工艺,在球磨加入不同用量的的石灰和70g/t以苯胺黑药为主硫氮为辅的混合捕收剂,磨矿细度一200目为75%,加入起泡剂40g/t,进行优先选铅,铅尾加入350g/t硫酸铜搅拌,加入石灰调节PH,再加入150g/t丁基黄药捕收剂,加入起泡剂20g/t,浮选锌,闭路选别结果见表二:
表二:
|
铅锌优先浮选工艺 |
选铅PH值 |
7 |
11.0 |
12.2 |
12.4 |
12.7 |
选锌PH值 |
12.4 |
12.4 |
12.4 |
12.4 |
12.7 |
铅精矿 |
铅品位(%) |
30.90 |
51.72 |
62.92 |
63.93 |
64.31 |
铅回收率(%) |
88.86 |
90.52 |
91.08 |
91.11 |
90.80 |
银回收率(%) |
74.01 |
70.75 |
45.80 |
35.92 |
35.40 |
锌精矿 |
锌品位(%) |
53.50 |
53.65 |
53.55 |
53.49 |
53.67 |
锌回收率(%) |
87.45 |
90.65 |
91.23 |
91.30 |
91.28 |
实例三:
对不同品位的原矿,按照图2所示的工艺,在球磨加入1.5kg/t的石灰的石灰和40g/t以苯胺黑药为主硫氮为辅的混合捕收剂,磨矿细度-200目为75%,加入起泡剂20g/t,快速将一部分可浮性很好的铅和单体的银选进铅精矿,再加入以乙硫氮为主丁基黄药为辅的混合捕收剂,加入起泡剂20g/t,浮选剩余的铅和部分银,铅尾加入350g/t硫酸铜搅拌,加入石灰调节PH,再加入100g/t乙硫氮为主丁基黄药为辅的混合捕收剂,加入起泡剂20g/t,快速将一部分可浮性很好的锌选进锌精矿产品,再加入丁基黄药捕收剂,加入起泡剂20g/t,浮选剩余的锌,闭路选别结果见表三:
表三:
原矿 |
原矿1 |
原矿2 |
原矿3 |
原矿品位(%) |
Pb |
4.50 |
2.35 |
6.82 |
Zn |
9.42 |
5.63 |
15.32 |
S |
26.80 |
27.21 |
28.35 |
Ag(g/t) |
131 |
110 |
168 |
铅品位(%) |
63.65 |
62.30 |
70.45 |
铅回收率(%) |
92.32 |
89.78 |
94.55 |
银回收率(%) |
65.75 |
60.05 |
70.52 |
锌品位(%) |
53.55 |
52.45 |
55.75 |
锌回收率(%) |
92.13 |
91.87 |
94.62 |
从表一,表二中各指标对比可看出:采用本发发明所述工艺的实例一、二,即在磨机中加入适量的石灰将矿浆PH值控制在7-12,同时在磨机中加入以苯胺黑药为主硫氮为辅的混合捕收剂,利用快选流程,快速将一部分可浮性很好的铅和单体的银选进铅精矿,再用石灰调节矿浆的PH值在12.3-12.5,用以乙硫氮为主丁基黄药为辅的混合捕收剂在低电位下浮选剩余的铅和部分银;铅尾加入硫酸铜搅拌,加入石灰调节PH,再加入以乙硫氮为主丁基黄药为辅的混合捕收剂,加入起泡剂,快速将一部分可浮性很好的锌选进锌精矿产品,再加入丁基黄药捕收剂,加入起泡剂20g/t,浮选剩余的锌,从而最终实现了高质量高回收率的目的。该发明具有处理成本低、适用范围很广,是一种经济、简单、适用、分离效果很好的浮选工艺流程。