CN1680042A - 一种锡铅锌硫化矿分步浮选技术 - Google Patents
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Abstract
一种锡铅锌硫化矿分步浮选技术，主要是从复杂硫化铅锌矿进行铅－锌－硫浮选分离技术。主要包括铅矿物分步高碱快速浮选与分离，高碱高钙低矿浆电位条件下锌硫浮选分离，浮锌尾矿的处理。本发明的优点在于利用矿物的自然可浮性，顺势将不同可浮性的硫化铅矿物依照不同速度浮出，保证了铅精矿的品位、回收率，避免了银矿物在常规高碱浮选工艺中损失的难题，同时由于采用快速浮选技术使浮选设备减少15－30％。快精矿铅品位25％、铅回收率达70％以上，银回收率大于50％，经精选后得粗粒高品位矿，精矿铅品位大于65％。
Description
技术领域
本发明涉及一种从复杂硫化铅锌矿进行铅-锌-硫浮选分离技术，特别是锡铅锌硫化矿分步高碱顺势浮选技术。
背景技术
我国大部分的锡铅锌矿是多金属硫化矿，除铅、锌、硫、锡外，还伴生银、镉、锗等稀贵金属。主要金属矿物有方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿和锡石。对于此种类型的矿石目前的浮选工艺主要有两种：
1)铅锌等可浮-锌硫混合浮选分离工艺
该方法包括将原矿磨矿至细度-74μm60％-75％，中矿再磨，在不调节矿浆pH的条件下，将硫化铅矿物和一部分与硫化铅矿物可浮性相似的硫化锌矿物用黄药或者黑药浮选得铅锌混合精矿，然后，用石灰、硫酸锌法浮选分离得铅精矿和锌精矿；尾矿以硫酸铜活化，用黄药混合浮选得锌硫混合精矿，然后，用石灰、氰化物浮选分离得锌精矿和硫精矿；混合浮选后的尾矿进入重选回收锡金属。该工艺的优点是兼顾考虑了铅、锌、银、锡的回收，其缺点是：铅-锌-硫之间的分选效率低，铅精矿中锌含量高，锌精矿品位低，锌回收率低；工艺采用氰化物，污染环境。
2)细磨高碱度优先浮选流程
为了提高铅精矿回收率和锌精矿指标，将矿石细磨至-74μm80％以上，采用强捕收剂高碱度浮选铅矿物工艺，加入足够量的石灰和黄药，在矿浆pH＞12的高碱度下，对新解离的黄铁矿进行强力抑制，并用黄药保护新解离的方铅矿表面，优先浮选回收铅；浮选尾矿以硫酸铜进行活化，用丁基黄药回收硫化锌粗精矿，然后在高碱条件下精选粗精矿，获得锌精矿；浮锌尾矿经浓密后以硫酸活化，用黄药回收硫精矿；最终尾矿进入重选回收锡金属。该工艺的优点是铅精矿、锌精矿品位高，锌回收率较好；其缺点是：铅和银回收率低；锡回收率低。
发明内容
为了解决含锡铅锌硫化矿的浮选分离难题，本发明提供一种包括低碱度铅矿物快速浮选与分离、高碱度锌矿物浮选与分离的锡铅锌硫化矿浮选技术。
本发明工作原理和具体工艺过程如下：
1、铅矿物分步高碱快速浮选与分离
本发明利用电位调控浮选技术原理，通过添加不同的药剂调整矿浆电位，实现多金属硫化矿的分离或富集。方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿的表面静电位由低到高，而其天然可浮性也恰恰由高到低，在合适的弱氧化气氛和碱度条件下，方铅矿可浮性较好，而且浮选速度快，铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿大部分可以抑制，可以实现方铅矿与其它硫化矿物的浮选分离。根据上述原理，在铅粗选作业时铅矿物与其它矿物是否有效分选的关键在于：选择适当的弱氧化气氛和碱度条件；选择浮选流程结构使铅矿物快速浮选。本发明将硫化矿在湿式磨矿机中进行磨矿，磨矿机采用铁磨矿介质，由于磨矿过程氧气的充入量相对浮选机中要少，因此磨矿过程属于弱氧化气氛；并且磨矿过程中，铁基介质研磨会发生一系列腐蚀反应，下述反应的任何一个都会造成湿式磨矿的还原环境。
本发明利用磨矿环境，即可以获取低电位的浮选条件，避免在浮选槽中由于不断充气，致使电位不断上升的难题。因此可以将药剂加入磨矿机中，利用磨矿的低电位条件，减少抑制剂用量，实现Pb-Zn(S)的分离；同时由于磨矿过程矿物表面新鲜，可以大大降低药剂消耗。
本发明将硫化矿在湿式磨矿机中磨矿至-0.074mm 65-70％，磨矿机采用铁磨矿介质，将电位调整剂加入磨矿机，加入量为使磨矿过程矿浆pH值保持在9左右，再将捕收剂按80-200g/t原矿加入磨矿机，在磨矿机中进行铅-锌-硫分离，磨矿矿浆进入快速浮选，快速浮选由快速粗选和快速精选组成。在快速粗选过程中加入乙硫氮20-50g/t，起泡剂松醇油即2#油20-40g/t。然后一次精选，得粗粒高品位矿；快速浮选后的尾矿以石灰调节pH至12，加入乙硫氮50-80g/t浮选回收剩余的硫化铅矿物，然后经过3-4次精选获得细粒低品位铅精矿，与快速浮选的粗粒高品位铅精矿合并形成最终铅精矿。
所述含钙矿浆电位调整剂为氢氧化钙。
捕收剂为乙硫氮与丁黄药的混合药剂，其重量比为1∶2。
2、高碱高钙低矿浆电位条件下锌硫浮选分离
浮铅后的尾矿中以铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿为主，在高石灰介质中可浮性低，在高碱条件下以硫酸铜活化铁闪锌矿、用丁黄药捕收获得锌精矿，因此对这磁黄铁矿、黄铁矿二种矿物的选择性抑制显得格外重要。由于高碱条件下，Cu2+易活化闪锌矿，也活化了一部分磁黄铁矿，
本发明对浮铅后的尾矿采用亚硫酸盐和焦亚硫酸盐的混合物在pH为12的高碱条件下将矿浆电位调节至200mV以下，以硫酸铜为活化剂，用量为200-400g/t、丁黄药为捕收剂，用量为80-150g/t、2#油20-50g/t，实现铁闪锌矿和其它矿物的高效分离。
在此条件下，受硫酸铜活化后的铁闪锌矿表面疏水产物在高碱、低电位条件下能稳定存在，而磁黄铁矿、黄铁矿表面生成的双黄药在高碱、低电位条件下容易解吸，表面吸附亲水物质，浮选抑制，从而实现铁闪锌矿和其它矿物的高效分离。
3、浮锌尾矿的处理
浮锌后的尾矿含有大量的磁黄铁矿、黄铁矿等硫化矿物和锡石，为了摇床回收锡石，必须浮选脱硫。但是难浮磁黄铁矿和胶状黄铁矿的存在，以及需上浮的硫化矿物量大，造成脱硫困难。
本发明对浮锌尾矿经过浓密后，降低矿浆的pH值，采用硫酸活化，以丁黄药和2#油将硫铁矿脱出，浮选尾矿采用常规重选工艺回收锡石，其中丁黄药50-150g/t，2#油20-50g/t。
本发明的优点在于利用矿物的自然可浮性，顺势将不同可浮性的硫化铅矿物依照不同速度浮出，保证了铅精矿的品位、回收率，避免了银矿物在常规高碱浮选工艺中损失的难题，同时由于采用快速浮选技术使浮选设备减少15-30％。快精矿铅品位25％、铅回收率达70％以上，银回收率大于50％，经精选后得粗粒高品位矿，精矿铅品位大于65％。
附图说明
图1：本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
1.云南某锡石铅锌硫化矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、锡石、黄铁矿、磁黄铁矿。主要脉石矿物为石英、长石、方解石等。原矿多元素分析结果见表1。
表1原矿多元素分析
元素 Pb Zn S Fe Sn SiO2
含量，％ 3.38 5.27 14.50 18.98 0.30 26.81
元素 Al2O3 CaO MgO As Ag
含量，％ 4.13 6.14 2.35 0.094 158g/t
采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数为；
①电位调整剂为氢氧化钙2000g/t，乙硫氮30g/t，丁黄药60g/t；
铅快选：乙硫氮30g/t，2#油30g/t；浮铅：乙硫氮50g/t，2#油20g/t；
②锌浮选：活化剂硫酸铜300g/t，丁黄药120g/t，2#油40g/t，亚硫酸钠500g/t，焦亚硫酸钠400g/t；
③浮硫：硫酸3000g/t，丁黄药50g/t，2#油20g/t。
总铅精矿品位为55.42％～55.03％，总铅回收率90.56％～91.23％，总铅精矿中银回收率62.54％～61.09％，总铅精矿中含锌3.46％～3.33％；锌精矿品位46.08％～45.07％，锌回收率88.10％～88.65％，锌精矿中银回收率16.11％～14.25％。
Claims (2)
1.一种锡铅锌硫化矿分步浮选技术，其特征在于：主要包括以下过程：
①铅矿物分步高碱快速浮选与分离
将硫化矿在湿式磨矿机中磨矿至-0.074mm 65-70％，磨矿机采用铁磨矿介质，将矿浆电位调整剂加入磨矿机，加入量为使磨矿过程矿浆pH值保持在9左右，再将捕收剂按80-200g/t原矿加入磨矿机，在磨矿机中进行铅-锌-硫分离，磨矿矿浆进入快速浮选，快速浮选由快速粗选和快速精选组成，在快速粗选过程中加入乙硫氮20-50g/t，起泡剂松醇油即2#油20-40g/t，一次精选，得粗粒高品位矿；快速浮选后的尾矿以石灰调节pH至12，加入乙硫氮50-80g/t浮选回收剩余的硫化铅矿物，然后经过3-4次精选获得细粒低品位铅精矿，与快速浮选的粗粒高品位铅精矿合并形成最终铅精矿；
②高碱高钙低矿浆电位条件下锌硫浮选分离
对浮铅后的尾矿采用亚硫酸盐和焦亚硫酸盐的混合物在pH为12的高碱条件下将矿浆电位调节至200mV以下，以硫酸铜为活化剂，用量为200-400g/t、丁黄药为捕收剂，用量为80-150g/t、2#油20-50g/t，实现铁闪锌矿和其它矿物的高效分离；
③浮锌尾矿的处理
对浮锌尾矿经过浓密后，降低矿浆的pH值，采用硫酸活化，以丁黄药和2#油将硫铁矿脱出，浮选尾矿采用常规重选工艺回收锡石，其中丁黄药50-150g/t，2#油20-50g/t。
2.根据权利要求1所述的技术，其特征在于：所述含钙矿浆电位调整剂为氢氧化钙，捕收剂为乙硫氮与丁黄药的混合药剂，其重量比为1∶2。
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