一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺

摘要

本发明公开了一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺，属于矿物加工技术领域，本发明由于采用铅硫混浮，铅硫分离的沉砂产品即为硫精矿(黄铁矿)，从流程上取消了硫酸，实现了无硫酸选硫，避免了因使用硫酸而造成的环境污染，降低了废水处理成本，同时取消了硫酸在贮存、运输和使用的环节，降低了生产管理难度；本发明的技术方案中，在铅硫分离时采用石灰、BP、BH等作为黄铁矿的抑制剂，特别是新型药剂BP、BH，分离效果好，矿浆碱度低，避免了使用大量的石灰，有效的解决了矿浆碱度高，泡沫黏，脉石夹带严重以及金、银等贵金属综合回收率低等问题。

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，涉及一种硫化铅锌矿的浮选分离方法，具体涉及高硫铅锌矿在低碱条件下，不使用硫酸而实现方铅矿与黄铁矿、闪锌矿的浮选分离方法。

背景技术

传统的硫化铅锌矿浮选分离原则流程有：1)优先浮选：通过加入大量的石灰和硫酸锌，形成高碱度矿浆环境，抑制黄铁矿和闪锌矿的浮选，实现方铅矿与黄铁矿、闪锌矿的分离；选铅尾矿通过加入大量石灰，形成高碱矿浆环境抑制黄铁矿，实现黄铁矿与闪锌矿分离；选锌尾矿通过加入大量硫酸调节矿浆碱度，实现黄铁矿的浮选；2)铅锌混浮：通过加入大量石灰抑制黄铁矿，然后利用亚硫酸钠+硫酸锌等作为抑制剂实现铅锌分离；3)等可浮：粗选不加任何抑制剂，之后将上浮矿物分离。

高碱优先浮选已经非常成熟，理论完善，指标稳定，但是在高碱度的矿浆环境中，金、银等贵金属元素会受到不同程度的抑制，不利于有价金属的综合回收。此外，石灰制浆困难，易堵塞管道，高碱度矿浆中浮选泡沫会变黏，影响精矿的品位和回收率。

优先浮选流程决定了黄铁矿是最后要浮的矿物，但是，黄铁矿在之前的流程中被石灰抑制，所以只能通过加入大量硫酸调节矿浆pH值。而硫酸使一种危险的化学品，有毒且具有强腐蚀性，并能够挥发产生硫化氢和二氧化硫等危险气体，在贮存、运输和使用过程中都会带来安全问题和管理问题，且选矿废水处理成本高。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种高硫铅锌矿在低碱条件下，不使用硫酸，又能够获得高品位、高回收率的铅精矿、锌精矿和硫精矿的低碱浮选工艺。

本发明提供一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺，包括以下步骤：

(1)原矿经球磨后，在原矿矿浆中加入矿浆调整剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂、黄铁矿捕收剂、起泡剂，调节矿浆pH为8～10，进行铅硫混浮，得到铅硫混浮精矿和铅硫混浮尾矿；

(2)向步骤(1)所得铅硫混浮精矿中加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂、起泡剂，调节矿浆pH为9～12，进行铅硫分离，得到铅粗精矿和铅粗尾矿；

(3)将步骤(2)所得铅粗精矿进行再磨，再磨后加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂，进行2～3次精选，得到铅精矿；

(4)向步骤(2)所得铅粗尾矿中加入方铅矿捕收剂，进行扫选脱铅，脱除的铅中矿返回铅硫分离，得到扫选脱铅尾矿；

(5)向步骤(1)所得铅硫混浮尾矿中加入矿浆调整剂、闪锌矿活化剂、闪锌矿捕收剂、起泡剂，调节矿浆pH为8.5～12，进行锌浮选，得到锌精矿和尾矿；

(6)向步骤(4)所得扫选脱铅尾矿中加入矿浆调整剂、闪锌矿活化剂、闪锌矿捕收剂、起泡剂，进行扫选脱锌，脱除的锌中矿返回至锌浮选，尾矿为硫精矿，即黄铁矿。

作为优选，所述黄铁矿抑制剂为石灰、BP、BH中的至少一种，石灰、BP、BH的质量比为(0～2500)：(0～1000)：(0～80)；

所述BP为次氯酸钙；

所述BH为糊精。

作为优选，所述矿浆调整剂为碳酸钠、石灰、BP中的至少一种。

作为优选，所述闪锌矿抑制剂为碳酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠、福美纳、硫代硫酸钠、氢氧化钠中的至少一种。

作为优选，所述闪锌矿活化剂为硫酸铜。

作为优选，所述方铅矿捕收剂为乙黄药、丁黄药、乙硫氮、福美纳、z200中的至少一种。

作为优选，所述黄铁矿捕收剂为乙黄药、丁黄药、乙硫氮、福美纳、z200中的至少一种。

作为优选，所述闪锌矿捕收剂为乙黄药、丁黄药、乙硫氮、z200中的至少一种。

作为优选，所述起泡剂为2#油、MIBC中的至少一种。

作为优选，步骤(1)中，所述原矿经球磨至细度为-200目占75％～85％。

作为优选，步骤(1)中，所述铅硫混浮包括1～2次粗选，1～2次精选和1～2次扫选，粗选作业的药剂添加总量：矿浆调整剂800～1500g/t，闪锌矿抑制剂800～1500g/t，方铅矿、黄铁矿捕收剂80～140g/t，起泡剂25～50g/t；

精选作业的药剂添加总量：闪锌矿抑制剂100～400g/t，方铅矿、黄铁矿捕收剂10～30g/t，起泡剂0～10g/t；

扫选作业的药剂添加总量：矿浆调整剂200～300g/t，闪锌矿抑制剂200～300g/t，方铅矿、黄铁矿捕收剂10～20g/t，起泡剂0～10g/t。

作为优选，步骤(2)中，所述铅硫分离的药剂制度为：黄铁矿抑制剂800～2000g/t、闪锌矿抑制剂0～600g/t、方铅矿捕收剂20～50g/t、起泡剂0～5g/t。

作为优选，步骤(3)中，铅粗精矿再磨至细度为-0.074mm占87.5％～92.5％，再磨后进行2～3次精选作业，精选作业的药剂添加总量：黄铁矿抑制剂500～1000g/t，闪锌矿抑制剂0～100g/t，方铅矿捕收剂0～15g/t。

作为优选，步骤(4)中，所述扫选脱铅作业，方铅矿捕收剂的用量为5～20g/t。

作为优选，步骤(5)中，锌浮选过程包括1次粗选，2～3次精选，1～2次扫选，粗选作业的药剂添加总量：矿浆调整剂500～1000g/t、闪锌矿活化剂200～300g/t、闪锌矿捕收剂80～100g/t、起泡剂15～30g/t；

精选作业的药剂添加总量：矿浆调整剂400～600g/t，闪锌矿捕收剂10～20g/t；

扫选作业的药剂添加总量：闪锌矿活化剂50～100g/t、闪锌矿捕收剂10～20g/t、起泡剂0～10g/t。

作为优选，步骤(6)中，所述扫选脱锌的药剂制度为：矿浆调整剂0～100g/t、闪锌矿活化剂50～100g/t、闪锌矿捕收剂10～25g/t、起泡剂5～10g/t。

本发明中所述的“g/t”是指药剂相对于原矿的添加量，如矿浆调整剂的用量是800g/t，是指处理一吨原矿需要加入矿浆调整剂800g。

本发明浮选工艺中，中矿一般顺序返回上一次浮选作业；扫选脱铅作业中，脱除的铅中矿返回铅硫分离；选硫作业中，扫选脱锌的泡沫产品返回到锌粗选作业。

本发明通过加入闪锌矿抑制剂，抑制锌的浮选，从而实现铅硫混浮，混浮粗精矿精选脱锌得到铅硫混浮精矿，然后使用抑制剂抑制黄铁矿，实现铅硫分离。铅硫混浮中部分上浮的锌从选硫作业中脱除并返回选锌作业，保证并提高了锌精矿、硫精矿的品位和回收率。

相对现有技术，本发明技术方案带来的有益效果：

(1)本发明由于采用铅硫混浮，铅硫分离的沉砂产品即为硫精矿(黄铁矿)，从流程上取消了硫酸，实现了无硫酸选硫，避免了因使用硫酸而造成的环境污染，降低了废水处理成本，同时取消了硫酸在贮存、运输和使用的环节，降低了生产管理难度。

(2)本发明的技术方案中，在铅硫分离时采用石灰、BP、BH等作为黄铁矿的抑制剂，特别是新型药剂BP、BH，分离效果好，矿浆碱度低，避免了使用大量的石灰，有效的解决了矿浆碱度高，泡沫黏，脉石夹带严重以及金、银等贵金属综合回收率低等问题。

(3)本发明的技术方案中，铅粗尾矿进行扫选脱铅、脱锌，脱除的部分含铅矿物返回铅硫分离，脱除的部分含锌矿物返回锌粗选作业，保证了铅和锌的回收率，同时提高了硫精矿的质量，综合指标优于现有工艺，在原矿铅含量为3％～7％，锌含量为7％～18％，硫含量为15％～30％的条件下，经过浮选分离后，可得到含铅量为55％～65％，回收率达75％～92％的铅精矿，含锌量为45％～60％，回收率达80％～96％的锌精矿和含硫量为35％～48％，回收率达50％～65％的硫精矿。

附图说明

图1为本发明高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选的工艺流程图。

图2为实施例1高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选的工艺流程图。

图3为对比例1高硫铅锌矿优先浮选工艺流程图。

图4为实施例2高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选的工艺流程图。

图5为对比例2高硫铅锌矿等可浮选工艺流程图。

具体实施方式

下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本发明一部分实施例，而不是全部实施例，基于本发明中的实施例，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，都属于本发明保护的范围。

如图1所示，本发明提供一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺，包括以下步骤：

本发明提供一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺，包括以下步骤：

(1)原矿经球磨后，在原矿矿浆中加入矿浆调整剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂、黄铁矿捕收剂、起泡剂，调节矿浆pH为8～10，进行铅硫混浮，得到铅硫混浮精矿和铅硫混浮尾矿；

(2)向步骤(1)所得铅硫混浮精矿中加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂、起泡剂，调节矿浆pH为9～12，进行铅硫分离，得到铅粗精矿和铅粗尾矿；

(3)将步骤(2)所得铅粗精矿进行再磨，再磨后加入黄铁矿抑制剂、闪锌矿抑制剂、方铅矿捕收剂，进行2～3次精选，得到铅精矿；

(4)向步骤(2)所得铅粗尾矿中加入方铅矿捕收剂，进行扫选脱铅，脱除的铅中矿返回铅硫分离，得到扫选脱铅尾矿；

(5)向步骤(1)所得铅硫混浮尾矿中加入矿浆调整剂、闪锌矿活化剂、闪锌矿捕收剂、起泡剂，调节矿浆pH为8.5～12，进行锌浮选，得到锌精矿和尾矿；

(6)向步骤(4)所得扫选脱铅尾矿中加入矿浆调整剂、闪锌矿活化剂、闪锌矿捕收剂、起泡剂，进行扫选脱锌，脱除的锌中矿返回至锌浮选，尾矿为硫精矿，即黄铁矿。

在本发明实施例中，矿浆调整剂预配成5％～20％的水溶液进行添加，捕收剂预配成质量百分比浓度为1～2％的水溶液进行添加，黄铁矿抑制剂预配成10％～20％的水溶液进行添加，闪锌矿抑制剂预配成10％～20％的水溶液进行添加，闪锌矿活化剂预配成5％～10％的水溶液进行添加，起泡剂直接原液添加。

下面结合附图和具体实施例对本发明进一步说明。

实施例1

一、矿物原料：

取云南省某铅锌矿原矿石，铅品位为5.6％，锌品位为12％，硫品位为28.5％。

二、浮选工艺的步骤如下，如图2所示：

(1)将矿石磨至单体解离至-200目占80％，在原矿矿浆中依次加入碳酸钠、硫酸锌作为矿浆调整剂和闪锌矿的抑制剂，加入丁黄药、乙硫氮作为方铅矿与黄铁矿捕收剂，起泡剂为2号油，调节矿浆pH为8.5，实现铅硫混浮：经过2次粗选、2次精选、1次扫选，得到铅硫混浮精矿和铅硫混浮尾矿；

其中，粗选作业的药剂添加总量：碳酸钠800～1500g/t，硫酸锌800～1500g/t，方铅矿、黄铁矿捕收剂80～140g/t，2号油25～50g/t；

精选作业的药剂添加总量：硫酸锌100～400g/t，方铅矿、黄铁矿捕收剂10～30g/t，2号油0～10g/t；

扫选作业的药剂添加总量：碳酸钠200～300g/t，硫酸锌200～300g/t，方铅矿、黄铁矿捕收剂10～20g/t，2号油0～10g/t；

(2)在步骤(1)所得铅硫混浮精矿中加入黄铁矿抑制剂(BP+BH)800～2000g/t、碳酸钠0～600g/t、乙硫氮20～50g/t、2号油0～5g/t，调节矿浆pH为11，进行铅硫分离，得到铅粗精矿和铅粗尾矿；

(3)将步骤(2)所得铅粗精矿进行再磨至细度为-0.074mm占90.5％，再磨后加入黄铁矿抑制剂(BP+BH)、硫酸锌、乙硫氮，进行3次精选得到铅精矿；

其中，精选作业的药剂添加总量：黄铁矿抑制剂500～1000g/t，硫酸锌0～100g/t，乙硫氮0～15g/t；

(4)在步骤(2)所得铅粗尾矿中加入乙硫氮5～20g/t，进行扫选脱铅，脱除的铅中矿返回铅硫分离，得到扫选脱铅尾矿；

(5)在步骤(1)所得铅硫混浮尾矿中加入碳酸钠、硫酸铜、丁黄药、2号油，调节矿浆pH为9.5，进行锌浮选：一粗两精两扫，得到锌精矿和尾矿；

其中，粗选作业的药剂添加总量：碳酸钠500～1000g/t、硫酸铜200～300g/t、丁黄药80～100g/t、2号油15～30g/t；

精选作业的药剂添加总量：碳酸钠400～600g/t，丁黄药10～20g/t；

扫选作业的药剂添加总量：硫酸铜50～100g/t、丁黄药10～20g/t、2号油0～10g/t；

(6)在步骤(4)所得扫选脱铅尾矿中加入矿浆调整剂BP 0～100g/t、硫酸铜50～100g/t、乙硫氮10～25g/t、2号油5～10g/t，进行扫选脱锌，脱除的锌中矿返回至锌粗选作业，得到最终的硫精矿，即黄铁矿。

其中，黄铁矿抑制剂中BP、BH的质量比为500：40；BP为次氯酸钙，BH为糊精。

本发明的技术方案以亚硫酸钠+硫酸锌/碳酸钠+硫酸锌作为闪锌矿的抑制剂，从而实现铅硫混浮，矿浆pH较低。

按照以上工艺参数进行80t/d的扩大试验，在给矿铅品位为5.6％，锌品位为12％，硫品位为28.5％的条件下，得到品位60％，回收率85％的铅精矿，品位55.5，回收率95％的锌精矿，品位46％，回收率62.5％的硫精矿。

对比例1

一、矿物原料：

取云南省某铅锌矿原矿石，铅品位为5.6％，锌品位为12％，硫品位为28.5％。

二、浮选药剂用量：

三、浮选工艺的步骤如下，如图3所示：

在磨矿过程中加入石灰，磨至单体解离，矿浆碱度接近饱和，抑制黄铁矿和闪锌矿的上浮，所得铅粗精矿经再磨后利用丁黄药、乙硫氮复配作为捕收剂，石灰作为抑制剂，经4次精选后，得到铅精矿；铅粗尾矿进行两次扫选，后用石灰作为矿浆调整剂，硫酸铜作为活化剂，丁黄药为捕收剂进行锌粗选作业，所得锌粗精矿再磨后，经2次精选得到锌精矿；锌粗尾矿经两次扫选得到锌尾矿；锌尾矿经浓缩脱水，加入硫酸调节矿浆pH，乙黄药作为捕收剂选硫，得到最终硫精矿和尾矿，流程中所有中矿均顺序返回。

按照以上工艺参数进行80t/d的扩大试验，在给矿铅品位为5.6％，锌品位为12％，硫品位为28.5％的条件下，得到品位59.5％，回收率84％的铅精矿，品位55％，回收率94％的锌精矿，品位44％，回收率60％的硫精矿。

实施例2

一、矿物原料：

取湖南省某铅锌矿原矿石，铅品位为2.96％，锌品位为6.16％，硫品位为15.65％。

二、浮选工艺的步骤如下，如图4所示：

(1)将矿石磨至单体解离至细度为-200目占82％，在原矿矿浆中依次加入亚硫酸钠、硫酸锌作为矿浆调整剂和闪锌矿的抑制剂，加入乙黄药、乙硫氮作为方铅矿与黄铁矿捕收剂，起泡剂为2号油，调节矿浆pH为8.0，实现铅硫混浮：经过1次粗选、2次精选、2次扫选，得到铅硫混浮精矿和铅硫混浮尾矿；

其中，在铅硫混浮过程中，一次精选和一次扫选的中矿再磨，再磨后加入闪锌矿抑制剂和铅、硫捕收剂，泡沫产品返回至精选作业，沉砂则返回扫选作业；

(2)在步骤(1)所得铅硫混浮精矿中加入黄铁矿抑制剂BP、硫酸锌、方铅矿捕收剂(乙硫氮+乙黄药)、MIBC，调节矿浆pH为10，进行铅硫分离，得到铅粗精矿和铅粗尾矿；

(3)将步骤(2)所得铅粗精矿进行再磨，细度为-0.074mm占90％，再磨后加入黄铁矿抑制剂BP、硫酸锌、乙硫氮，进行3次精选得到铅精矿；

(4)在步骤(2)所得铅粗尾矿中加入乙硫氮，进行扫选脱铅，脱除的铅中矿返回铅硫分离，得到扫选脱铅尾矿；

(5)在步骤(1)所得铅硫混浮尾矿中加入BP、硫酸铜、丁黄药、MIBC，调节矿浆pH为9.5，进行锌浮选，采用一粗两精两扫流程，具体为：

铅硫混浮尾矿经粗选得到锌粗精矿，锌粗精矿再磨后，经两次精选得到锌精矿；锌粗选尾矿经两次扫选，得到最终尾矿；

(6)在步骤(4)所得扫选脱铅尾矿中加入BP、硫酸铜、丁黄药、MIBC，进行扫选脱锌，脱除的锌中矿返回至锌粗选作业，得到最终的硫精矿，即黄铁矿。

按照以上工艺参数进行80t/d的扩大试验，在给矿铅品位为2.96％，锌品位为6.16％，硫品位为15.65％的条件下，得到品位71％，回收率90％的铅精矿，品位50％，回收率95％的锌精矿，品位43.5％，回收率56％的硫精矿。

对比例2

一、矿物原料：

取湖南省某铅锌矿原矿石，铅品位为2.96％，锌品位为6.16％，硫品位为15.65％。

二、浮选药剂用量：

三、浮选工艺的步骤如下，如图5所示：

浮选过程中，将矿石磨至单体解离，依次加入乙硫氮和2号油，进行以易浮铅为主的第一步等可浮作业，精矿产品使用亚硫酸钠、硫酸锌作为闪锌矿的抑制剂，石灰作为黄铁矿抑制剂进行2次精选，得到部分快铅；沉砂产品则进行以难浮铅为主的第二步等可浮作业，其浮选泡沫与快铅中脱除的锌、硫进行中矿再磨，再磨后经两步精选，得到慢铅；第二步等可浮作业的沉砂产品进行锌硫混浮，混浮精矿中以石灰为抑制剂，硫酸铜为活化剂，丁黄药为捕收剂进行锌硫分离，得到锌粗精矿与锌粗尾矿，经两精一扫得到锌精矿与硫精矿；锌硫混浮尾矿经两次扫选得到最终尾矿，流程中所有中矿一般顺序返回。

按照以上工艺参数进行80t/d的扩大试验，在给矿铅品位为2.96％，锌品位为6.16％，硫品位为15.65％的条件下，得到品位70.74％，回收率90.52％的铅精矿，品位44.5％，回收率92.5％的锌精矿，品位31.62％，回收率52.75％的硫精矿。