专利名称：一种硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法
一种硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法技术领域
本发明公开一种硫化铅锌锡矿浮选分离的选矿方法，具体涉及一种硫化铅锌锡复杂难选伴生矿的选矿方法，属于选矿技术领域。
背景技术：
我国的铅锌矿资源丰富，主要分为两种类型一种是主要以闪锌矿、方铅矿、黄铁矿为主要目的矿物的硫铁矿，另一种是主要以异极矿、菱锌矿为主要目的矿物的氧化矿，其铅的氧化率较高，矿石中的方铅矿，由于嵌布粒度高、氧化等原因，具有不同的浮选性质。由于硫化铅锌矿矿石所含矿物种类繁多，矿石伴生组分很不稳定，含有大量的各种有用矿物， 如含有铁、锡、铜、银等等。目前，针对这两种性质的矿物，有各种不同的浮选方法，但大多数的选矿方法都只是浮选铅、锌精矿，而其他有价成分都没有得到有效的回收，大量的有价矿物随尾矿堆存于矿山附近，造成了资源的大量浪费。基于上述目的，提出了本发明。发明内容
为了不造成大量有用资源的浪费，提供一种硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法， 此方法能够将浮选分离高·效综合利用，不但提取硫化铅矿中的铅、锌，而且提取了其中的硫、锡矿物。
本发明硫化铅锌的浮选分离方法，包括对硫、锡的浮选，技术方案是将铅锌锡矿磨矿时加入捕收剂、PH调整剂、抑制剂和起泡剂候进行次粗选，一次扫选，两次精选的流程， 首先得到铅精矿，然后将扫选后的锌硫锡混合物加入硫酸铜、丁黄药和起泡剂进行精选和扫选，得到锌硫混合物和扫选尾矿，再向锌硫混合物中加入PH调整剂、硫酸铜丁黄药和起泡剂后进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿，最后从扫选尾矿中扫选分离出硫精矿和浮选尾矿，在采用现有技术分离得到锡精矿和重选尾矿。
具体的步骤及工艺参数如下(如图I所示)(1)首先将铅锌锡矿破碎至粒度小于15mm，然后加水调整矿浆浓度为60 70wt%后进行磨矿，并在磨矿的过程中依次加入捕收剂、PH值调整剂调整矿浆PH为11 12，然后依次加入抑制剂、起泡剂后保持矿浆PH > 11，最终使磨矿细度为过200目筛达到80wt%以上；(2)将步骤(I)中得到的磨矿后的矿浆进行一次粗选，一次扫选，两次精选的流程，得到铅精矿，扫选得到的锌硫锡混合物进入下一流程进行选别；粗选和精选的尾矿都可以返回继续选别。
(3)将步骤(2)中扫选得到的锌硫锡混合物中依次加入锌硫锡混合物干基200 300git的硫酸铜、锌硫锡混合物干基60 120 g/i的丁黄药和锌硫锡混合物干基30 60 g/t的起泡剂进行精选和扫选，得到的锌硫混合物和扫选尾矿；(4)向锌硫混合物中依次加入锌硫混合物干基500 2200 g!t的PH调整剂，锌硫混合物干基80 120 gji的硫酸铜、锌硫混合物干基40 60 g々的丁黄药和锌硫混合物干基 10 30 的起泡剂，然后进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿；(5)将步骤(3)中得到的扫选尾矿中加入尾矿干基8 12 g/t的丁黄药精选和扫选分离出硫精矿和浮选尾矿；(6 )步骤(5 )中得到的浮选尾矿采用现有技术进行锡精矿的选别，最终得到锡精矿和重选尾矿。
所述铅锌锡矿的成分及百分比范围铅2 3wt%、锌3 3. 5wt%、硫7 9wt%、 锡O. 4 O. 6wt%，其余为杂质。
所述捕收剂为乙硫氮，它的分子式为(C2H5)2NCSSNa ,普通市售，乙硫氮加入量为铅锌锡矿干基的20 100 g/t。乙硫氮对方铅矿捕收能力强，对黄铁矿捕收能力弱，乙硫氮与硫化铅锌锡矿中的硫化铅矿发生作用，而不与硫化锌矿和硫化铁矿发生反应。
所述PH调整剂为石灰，步骤(I)中的加入量为铅锌锡矿干基的200 1000 g/i，为普通市售。
所述抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠，均为普通市售，硫酸锌的加入量为铅锌锡矿干基的100 400 g々，亚硫酸钠的加入量为铅锌锡矿干基的100 400 g/i。
所述的起泡剂为730A，普通市售，步骤(I)中加入量为铅锌锡矿干基的20 70 g/i。起泡剂能够改变铅锌矿物表面亲水、疏水性质，使锌矿物、硫矿物因表面疏水而不与捕收剂作用，这样可以浮选分离出铅精矿。
所述丁黄药和硫酸铜均为普通市售。
所述步骤(6)中的浮选尾矿是先用复合力场选矿机抛弃70 80wt%的尾矿,在经过水力分级箱分级进入摇床选别，第一段摇床选出的中矿集中分级再选，这样就得到锡精矿和重选尾矿。
本发明的优点和积极效果与传统的硫化铅锌矿矿浮选技术相比，本发明提高了有用金属的矿物回收，利用不同的药剂的作用不仅高效浮选出了铅锌精矿，而且还浮选出硫精矿和锡精矿，减少了资源了浪费，采用此套浮选技术可获得Pb品位为50 55%，回收率80 85% ;锌精矿品位为45 50%,回收率80 85% ;硫品位35 40% ;锡品位40 45%。
图I为本发明铅锌硫分离工艺示意图。
具体实施方式
以下结合实施例和附图对本发明做进一步的描述，但本发明不限于以下所述范围。
实施例I :本实施例硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法(如图I所示)(I)首先将铅锌锡矿(成分及百分比范围铅2wt%、锌3wt%、硫9wt%、锡O. 4wt%,其余为杂质)破碎至粒度小于15mm，然后加水调整矿浆浓度为68wt%后进行磨矿，并在磨矿的过程中依次加入铅锌锡矿干基的20 gii的乙硫氮、铅锌锡矿干基的200 git的石灰调整矿浆PH为11，然后依次加入抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠(硫酸锌的加入量为铅锌锡矿干基的 100 gfi，亚硫酸钠的加入量为铅锌锡矿干基的100 g/i )、铅锌锡矿干基的20 g/t 的起泡剂 730A后保持矿浆PH > 11，最终使磨矿细度为过200目筛达到80wt%以上；(2)将步骤(I)中得到的磨矿后的矿浆进行一次粗选，一次扫选，两次精选的流程，得到铅精矿，扫选得到的锌硫锡混合物进入下一流程进行选别；粗选和精选的尾矿都可以返回继续选别。
(3)将步骤(2)中扫选得到的锌硫锡混合物中依次加入锌硫锡混合物干基300 gji 的硫酸铜、锌硫锡混合物干基120 git的丁黄药和锌硫锡混合物干基30 g/i的起泡剂730A 进行精选和扫选，得到的锌硫混合物和扫选尾矿；(4)向锌硫混合物中依次加入锌硫混合物干基500g/t的PH调整剂石灰，锌硫混合物干基80 g/i的硫酸铜、锌硫混合物干基40 gfi的丁黄药和锌硫混合物干基30 gft的起泡剂730A,然后进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿，得到锌精矿品位46. 29%， 回收率81. 36% ；(5)将步骤(3)中得到的扫选尾矿中加入尾矿干基8g/i的丁黄药精选和扫选分离出硫精矿和浮选尾矿，硫精矿品位37. 22% ；(6)步骤(5)中得到的浮选尾矿经复合力场离心机抛弃掉80%的尾矿，送入分级箱分级，进入摇床选别，第一段摇床选出的中矿集中分级再选，得到锡精矿和重选尾矿，锡精矿的品位43. 58%，回收率65. 22%。
实施例2:本实施例硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法(如图I所示)(1)首先将铅锌锡矿(成分及百分比范围铅2.5wt%、锌3. 5wt%j1i 8wt%、锡O. 45wt%， 其余为杂质)破碎至粒度小于15mm，然后加水调整矿浆浓度为70wt%后进行磨矿，并在磨矿的过程中依次加入铅锋锡矿干基的100 κβ的乙硫氣、铅锋锡矿干基的1000 git的石灰调整矿浆PH为12，然后依次加入抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠(硫酸锌的加入量为铅锌锡矿干基的400 ,亚硫酸钠的加入量为铅锌锡矿干基的400 g/t )、铅锌锡矿干基的40 g/t的起泡剂730A后保持矿浆PH > 11，最终使磨矿细度为过200目筛达到80wt%以上；(2)将步骤(I)中得到的磨矿后的矿浆进行一次粗选，一次扫选，两次精选的流程，得到铅精矿，扫选得到的锌硫锡混合物进入下一流程进行选别；粗选和精选的尾矿都可以返回继续选别。
(3)将步骤(2)中扫选得到的锌硫锡混合物中依次加入锌硫锡混合物干基200 g/t 的硫酸铜、锌硫锡混合物干基100 g/t的丁黄药和锌硫锡混合物干基40 g/i的起泡剂730A 进行精选和扫选，得到的锌硫混合物和扫选尾矿；(4)向锌硫混合物中依次加入锌硫混合物干基1000 g/i的PH调整剂石灰，锌硫混合物干基120 g/t的硫酸铜、锌硫混合物干基50 g,ii的丁黄药和锌硫混合物干基10 gji的起泡剂730A，然后进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿，得到锌精矿品位 48. 39%,回收率 80. 04% ；(5)将步骤(3)中得到的扫选尾矿中加入尾矿干基12g/i的丁黄药精选和扫选分离出硫精矿和浮选尾矿，硫精矿品位38. 55% ；(6)步骤(5)中得到的浮选尾矿经复合力场离心机抛弃掉80%的尾矿，送入分级箱分级，进入摇床选别，第一段摇床选出的中矿集中分级再选，得到锡精矿和重选尾矿，锡精矿的品位41. 24%,回收率66. 44%ο
实施例3:本实施例硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法(如图I所示) (1)首先将铅锌锡矿(成分及百分比范围 铅3wt%、锌3.1￥七％、硫7wt%、锡O. 6wt%，其余为杂质)破碎至粒度小于15mm，然后加水调整矿浆浓度为60wt%后进行磨矿，并在磨矿的过程中依次加入铅锌锡矿干基的80 g/ 的乙硫氮、铅锌锡矿干基的850 的石灰调整矿浆PH为11. 5，然后依次加入抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠(硫酸锌的加入量为铅锌锡矿干基的 300 g/纟，亚硫酸钠的加入量为铅锌锡矿干基的200 g/i )、铅锌锡矿干基的70 g/t的起泡剂 730A后保持矿浆PH > 11，最终使磨矿细度为过200目筛达到80wt%以上；(2)将步骤(I)中得到的磨矿后的矿浆进行一次粗选，一次扫选，两次精选的流程，得到铅精矿，扫选得到的锌硫锡混合物进入下一流程进行选别；粗选和精选的尾矿都可以返回继续选别。
(3)将步骤(2)中扫选得到的锌硫锡混合物中依次加入锌硫锡混合物干基280 g I 的硫酸铜、锌硫锡混合物干基60 g/￡的丁黄药和锌硫锡混合物干基60 g/￡的起泡剂730A 进行精选和扫选，得到的锌硫混合物和扫选尾矿；(4)向锌硫混合物中依次加入锌硫混合物干基2200S A的PH调整剂石灰，锌硫混合物干基100 g/i的硫酸铜、锌硫混合物干基60 g/i的丁黄药和锌硫混合物干基15 g/￡的起泡剂730A，然后进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿，得到锌精矿品位 47. 68%,回收率 83. 11% ；(5)将步骤(3)中得到的扫选尾矿中加入尾矿干基10g/ 的丁黄药精选和扫选分离出硫精矿和浮选尾矿，硫精矿品位37. 24% ；(6)步骤(5)中得到的浮选尾矿经复合力场离心机抛弃掉80%的尾矿，送入分级箱分级，进入摇床选别，第一段摇床选出的中矿集中分级再选，得到锡精矿和重选尾矿，锡精矿的品位43. 25%，回收率67. 22%。
权利要求
1.一种硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法，其特征在于具体步骤包括如下 (1)首先将铅锌锡矿破碎至粒度小于15mm，然后加水调整矿浆浓度为60 70wt%后进行磨矿，并在磨矿的过程中依次加入捕收剂、PH值调整剂调整矿浆PH为11 12，然后依次加入抑制剂、起泡剂后保持矿浆PH > 11，最终使磨矿细度为过200目筛达到80wt%以上； (2)将步骤(I)中得到的磨矿后的矿浆进行一次粗选，一次扫选，两次精选的流程，得到铅精矿，扫选得到的锌硫锡混合物进入下一流程进行选别；粗选和精选的尾矿都可以返回继续选别； (3)将步骤(2)中扫选得到的锌硫锡混合物中依次加入锌硫锡混合物干基200 300Eft的硫酸铜、锌硫锡混合物干基60 120 git的丁黄药和锌硫锡混合物干基30 60 gfi的起泡剂进行精选和扫选，得到的锌硫混合物和扫选尾矿； (4)向锌硫混合物中依次加入锌硫混合物干基500 2200Εβ的PH调整剂锌硫混合物干基80 120 g/i的硫酸铜、锌硫混合物干基40 60 g/i的丁黄药和锌硫混合物干基10 30 g/i￡的起泡剂，然后进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿； (5)将步骤(3)中得到的扫选尾矿中加入尾矿干基8 12gji的丁黄药精选和扫选分离出硫精矿和浮选尾矿； (6 )步骤(5 )中得到的浮选尾矿采用现有技术进行锡精矿的选别，最终得到锡精矿和重选尾矿。
2.根据权利要求I所述的硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法，其特征在于所述铅锌锡矿的成分及百分比范围铅2 3wt%、锌3 3. 5wt%jt 7 9wt%、锡O. 4 O. 6wt%,其余为杂质。
3.根据权利要求I所述的硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法，其特征在于所述捕收剂为乙硫氮，它的分子式为(C2Zfi)2MCSSfMi,乙硫氮加入量为铅锌锡矿干基的20 100
4.根据权利要求I所述的硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法，其特征在于所述PH调整剂为石灰，步骤(I)中加入量为铅锌锡矿干基的200 1000 g/ ，为普通市售。
5.根据权利要求I所述的硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法，其特征在于所述抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠，硫酸锌的加入量为铅锌锡矿干基的100 400 g々，亚硫酸钠的加入量为铅锌锡矿干基的100 400 Εβ。
6.根据权利要求I所述的硫化铅锌锡矿的浮选分离选矿方法，其特征在于所述的起泡剂为730Α，步骤(I)中加入量为铅锌锡矿干基的20 70 g/i。
全文摘要
本发明公开一种硫化铅锌锡矿浮选分离的选矿方法，具体涉及一种硫化铅锌锡复杂难选伴生矿的选矿方法，属于选矿技术领域。将铅锌锡矿磨矿时进行一次粗选，一次扫选，两次精选的流程，首先得到铅精矿，然后将扫选后的锌硫锡混合物进行精选和扫选，得到锌硫混合物和扫选尾矿，再将向锌硫混合物进行三次精选，一次扫选，得到锌精矿和一部分硫精矿，最后从扫选尾矿中扫选分离出硫精矿和浮选尾矿，在采用现有技术分离得到锡精矿和重选尾矿。采用此套浮选技术可获得Pb品位为50～55%，回收率80～85%；锌精矿品位为45～50%，回收率80～85%；硫品位35～40%；锡品位40～45%。
文档编号B03D1/012GK102921549SQ20121012241
公开日2013年2月13日 申请日期2012年4月25日 优先权日2012年4月25日
发明者刘杨, 曾春平, 周海攀 申请人:昆明理工大学