专利名称：：含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法
技术领域：
：本发明涉及矿物浮选领域，尤其涉及一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法。
背景技术：
：我国大部分的铅锌矿是多金属硫化矿，一般分为两种类型，一种是以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的矿石，如广东凡口铅锌矿、青海锡铁山铅锌矿；另一种是以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的矿石，其铅氧化率较高，矿石所含的方铅矿，由于嵌布粒度、氧化等原因，具有不同的浮选性质，一部分容易浮选，粗粒易浮的方铅矿中金属银含量很高，如云南南部所属矿区铅锌矿，称为含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿。目前，硫化铅锌矿浮选工艺主要有两种(1)铅锌等可浮浮选技术原矿磨矿后，中矿再磨，在不调节矿浆pH的条件下，将方铅矿和一部分可浮性相似的闪锌矿用黄药浮选得铅锌混合精矿，然后浮选分离得铅精矿和锌精矿；等可浮后的尾矿以硫酸铜活化，用黄药混合浮选得锌硫混合精矿，然后，浮选分离得锌精矿和硫精矿。该工艺的优点是兼顾考虑了铅、锌的回收，对于以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿效果好。但此种方法对于以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿存在致命的缺点(1)铅-锌-硫之间的分选效率低，精矿中铅锌互含量高；(2)釆用氰化物，污染环境。(2)高碱度优先浮选技术对硫化铅锌矿石先进行磨矿，加入足够量的石灰，将矿浆调节至强碱度环境(pH—般大于12)，对新解离的黄铁矿进行强力抑制，并用黄药优先浮选回收铅；浮选尾矿以硫酸铜进行活化，用丁基黄药回收硫化锌。这种方法对于以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿效果好，其优点是铅精矿、锌精矿品位高，闪锌矿回收率较好。但对于以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿却存在致命的缺点，(1)强碱度环境(pH大于12)铅和银回收率低；(2)铁闪锌矿回收率低。
发明内容为了克服目前现有的硫化铅锌矿浮选工艺中，对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂硫化铅锌矿浮选所存在的致命缺点，解决含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂硫化铅锌矿浮选分离的难题，特提出本发明。本发明的详细技术方案包括以下步骤(1)磨矿加入pH调整剂使pH值保持在9~10,加入矿浆电位调整剂，调节矿浆电位为相对于氢标准电位280320mV，磨矿后不经过脱泥，直接进入浮选；(2)铅矿物分支浮选，至少包括铅矿物快速浮选和铅矿物常规浮选-①铅矿物第一次快速浮选加入二乙基二硫代氨基磷酸钠[(C2H5NH)2PSSH]2050g/t原矿与乙硫氮[(C2Hs)2NCSSK]10~25g/t原矿混合物作为复合捕收剂，加入起泡剂2030g/t原矿，进行铅矿物快速浮选；②对铅矿物第一次浮选以后的尾矿进行第二次浮选调节pH至11~12，调节矿浆电位为相对于氢标准电位180~240mV，加入捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠10~20g/t原矿，乙硫氮2030g/t原矿，加入起泡剂20g/t原矿，常规浮选；(3)锌硫浮选调节浮铅后的尾矿矿浆pH至12~12.5，加入硫酸铜300400g/t原矿为活化剂；调节矿浆电位至180220mV(相对于氢标准电位)，按质量比1:1加入二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮共30~50g/t原矿作为捕收剂，加入起泡剂2030g/t原矿，常规浮选。上述pH调整剂可以选用石灰。在步骤(1)和步骤(2)中，矿浆电位的调节可以通过加入连二亚硫酸钙(CaS204)与硫酸锌实现，连二亚硫酸钙与硫酸锌按质量比1:1混合加入；在步骤(3)中，矿浆电位的调节可以通过加入连二亚硫酸钙与硫化钠实现，连二亚硫酸钙与硫化钠按质量比l:l混合加入。上述磨矿过程可以采用湿式球磨机进行，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占60~75%左右。上述起泡剂可选用丁基醚醇。本发明中，将铅矿物浮选分为第一次粗选和第二次常规浮选，利用电化学浮选技术原理，分别选择不同的矿浆pH、矿浆电位条件，实现了铅锌硫化矿的分离或富集。铅矿物第一次浮选采用低pH值(pH值为910)和较高电位280320mV(相对于氢标准电位)，利用这种矿叛电位和pH条件，使二乙基二硫代氨基磷酸钠、乙硫氮与方铅矿发生作用，而不与铁闪锌矿、磁黄铁矿及脉石矿物发生反应，且铅矿物(方铅矿)表面疏水，因此，可以对矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物进行浮选分离，形成铅粗精矿，铅品位为30~40%、铅回收率达60%以上，银回收率大于50%。铅矿物第二次浮选则采用较高pH值(pH为11~12)和较低矿浆电位180~240mV(相对于氢标准电位)，利用这种矿浆电位和pH条件，可以对细粒难浮的铅矿物进行浮选分离。与现有技术相比，本发明具有以下优点-(1)本发明在不同分支浮选步骤中，通过采用不同的控制矿物浮选的电化学条件，并利用新的捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠和调整剂，将不同可浮性的铅矿物依照不同速度浮出，保证了铅(银)精矿的品位和较高的回收率。(2)本发明中，硫化铅矿物浮选和硫化锌矿物浮选均采用同一类型的捕收剂，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循环使用，且对环境无污染。(3)本发明采用分支浮选方法，使浮选设备减少20%左右，更有利于节约成本。图1:本发明的工艺流程图。具体实施例方式实施例1云南某含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿。主要脉石矿物为石英、方解石等。矿石中铅的氧化率为11.87%,锌的氧化率为4.87%，原矿多元素分析结果见表l。表1原矿多元素分析<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>采用如图l所示工艺流程，具体工艺参数如下①磨矿过程石灰用量1000g/t原矿，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占60%;磨矿溢流产品经过搅拌桶加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1:1混合物，用量为800g/t原矿，矿浆电位保持在320mV(相对于氢标准电位)，矿浆pH为9.0。②铅第一次浮选浮选浓度为30%，二乙基二硫代氨基磷酸钠用量20g/t原矿，乙硫氮用量10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量20g/t原矿；③铅第二次浮选石灰用量2000g/t原矿，调节pH至ll.O，加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1:1混合物，用量为1000g/t原矿，矿浆电位保持在180mV(相对于氢标准电位)。捕收剂为二乙基二硫代氨基磷酸钠，用量为20g/t原矿，乙硫氮用量为20g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量为20g/t原矿。④锌浮选石灰2000g/t，调节矿浆pH至12.,以硫酸铜为活化剂，用量为300g/t原矿；加入连二亚硫酸钙与硫化钠按1:1混合物，用量800g/t原矿，将矿浆电位调节至220mV(相对于氢标准电位)，二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮按l:1的混合物作为捕收剂，用量为30g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量20g/t原矿。技术指标铅精矿品位为56.23%,铅回收率88.15%，铅精矿中银回收率61.23%，铅精矿中含锌3.55%;锌精矿品位47.22%，锌回收率91.10%,锌精矿中银回收率19.25%。实施例2内蒙古某含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、毒砂等。主要脉石矿物为长石、石英、方解石等。矿石中铅的氧化率为9.66°/。，锌的氧化率为5.31%，原矿多元素分析结果见表2。表2原矿多元素分析元素PbZnSFeSbSi02含量(％)2.514.0510.2522.540.0523.72元素A1203CaOMgOAsAg含量(％)9.1711.225.8082.76125g/t采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数为；①磨矿过程石灰用量1000g/t原矿，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占75%;磨矿溢流产品经过搅拌桶加入硫酸锌与连二亚硫酸转按1:1混合物，用量1000g/t，矿浆电位保持在280mV(相对于氢标准电位)，矿浆pH-10.0。②铅第一次浮选浮选浓度为30%，二乙基二硫代氨基磷酸钠用量50g/t原矿，乙硫氮用量25g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量30g/t原矿；③铅第二次浮选石灰用量2500g/t原矿，调节pH至12.0，加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按l:l混合物，用量1500g/t原矿，矿浆电位保持在180mV(相对于氢标准电位)。捕收剂为二乙基二硫代氨基磷酸钠用量20g/t，乙硫氮用量30g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量25g/t。锌浮选石灰3000g/t，调节矿浆pH至12.3，以硫酸铜为活化剂，用量为400g/t;加入连二亚硫酸钙与硫化钠按1:l混合物，用量1000g/t，将矿浆电位调节至180mV(相对于氢标准电位)，二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮按1:1的混合物作为捕收剂，用量为50g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量30g/t原矿。技术指标铅精矿品位为55.12%，铅回收率89.03%,铅精矿中银回收率62.78%，铅精矿中含锌3.21%;锌精矿品位48.56%，锌回收率93.45%，锌精矿中银回收率18.03%。权利要求1.一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法，其特征在于主要包括以下步骤(1)磨矿加入pH调整剂使pH值保持在9～10，调节矿浆电位为相对于氢标准电位280～320mV，磨矿后不经过脱泥，直接进入浮选；(2)铅矿物分支浮选，至少包括铅矿物快速浮选和铅矿物常规浮选①铅矿物第一次快速浮选加入二乙基二硫代氨基磷酸钠[(C2H5NH)2PSSH]20～50g/t原矿与乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10～25g/t原矿混合物作为复合捕收剂，加入起泡剂20～30g/t原矿，进行铅矿物快速浮选；②对铅矿物第一次浮选以后的尾矿进行第二次浮选调节pH至11～12，调节矿浆电位为相对于氢标准电位180～240mV，加入捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠10～20g/t原矿，乙硫氮20～30g/t原矿，加入起泡剂20g/t原矿，常规浮选；(3)锌硫浮选调节浮铅后的尾矿矿浆pH至12～12.5，加入硫酸铜300～400g/t原矿为活化剂；调节矿浆电位至180～220mV(相对于氢标准电位)，按质量比1∶1加入二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮共30～50g/t原矿作为捕收剂，加入起泡剂20～30g/t原矿，常规浮选。2.如权利要求l所述的方法，其特征在于所述pH调整剂为石灰。3.如权利要求l所述的方法，其特征在于所述矿浆电位的调节在步骤(1)和步骤(2)中通过加入连二亚硫酸钙与硫酸锌实现，连二亚硫酸钙与硫酸锌按质量比1:1混合加入；在步骤(3)中通过加入连二亚硫酸钙与硫化钠实现，连二亚硫酸钙与硫化钠按质量比hl混合加入。4.如权利要求1所述的方法，其特征在于所述磨矿可以采用湿式球磨机进行，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占60~75%左右。5.如权利要求1所述之一的方法，其特征在于所述起泡剂为丁基醚醇。6.如权利要求15所述之一的方法，其特征在于所述铅矿物第二次浮选包括一次粗选、一次扫选和二次精选，以及一次与铅矿物第一次浮选的铅粗精矿合并的精选。7.如权利要求1~5所述之一的方法，其特征在于所述锌硫浮选包括一次粗选、一次扫选和三次精选。全文摘要本发明公开了一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法，主要包括控制浮选电化学条件的铅矿物分支浮选，控制浮选电化学条件的锌硫浮选分离。本发明的优点在于采用两次分支浮选实现铅-锌硫分离，对于矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物在较高矿浆电位、低pH条件下使用新型复合捕收剂进行铅矿物快速浮选；较低矿浆电位、高pH条件下进行细粒难浮的铅矿物常规浮选。浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12以上，以硫酸铜活化铁闪锌矿，采用与硫化铅矿物浮选同一类型的捕收剂回收铁闪锌矿，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循环使用。文档编号B03D1/004GK101190427SQ20061013673公开日2008年6月4日申请日期2006年11月24日优先权日2006年11月24日发明者何名飞,刘三军,张雁生,军王,覃文庆申请人:中南大学