一种从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法与流程

本发明涉及一种从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法，属于矿物加工工程技术领域。

背景技术：

高硫铅锌矿作为一种常见的铅锌矿床类型，在我国分布十分广泛，如云南会泽铅锌矿、彝良铅锌矿、澜沧铅锌矿、广东凡口铅锌矿、南京栖霞山铅锌矿、湖南水口山铅锌矿等都属于极为典型的高硫铅锌矿，这类矿石中硫化铁矿物的含量通常较高，可达30%以上，有些甚至高达50%以上；此外，这类矿石中铅锌品位和铅锌氧化率均较高，矿石中pb+zn品位通常可达15%以上，如云南会泽铅锌矿、彝良铅锌矿中pb+zn的品位均达到了25%以上。然而，由于矿石中黄铁矿含量极高，为提高铅锌精矿的品位，原矿浮选过程中需使用了大量的石灰来抑制黄铁矿。石灰的大量使用，虽能对黄铁矿产生较强的抑制作用，但也极容易对矿浆中微细粒的方铅矿、闪锌矿及伴生稀贵金属矿物产生抑制作用，影响铅锌及伴生稀贵金属等矿物的回收，造成尾矿中铅锌含量过高，如会泽铅锌矿尾矿中铅锌的含量可高达0.81~1.1%、2.5~3.2%，铅锌损失严重。

此外，由于矿石中方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等硫化矿物的含量较高，成矿过程中矿物间的地球化学作用较为强烈，导致矿石中部分方铅矿、闪锌矿等硫化矿物氧化蚀变为白铅矿、菱锌矿、异极矿等氧化矿物。然而，由于铅锌氧化矿物的回收工艺流程较为复杂，大部分高硫铅锌矿选厂的选矿工艺流程中均没有考虑铅锌等氧化矿物的回收，造成大量的铅锌矿物损失在尾矿中。

因此，在高硫铅锌尾矿的回收过程中，需重点考虑两个方面的工作：一是尾矿中微细粒铅锌硫化矿物的回收；二是尾矿中铅锌氧化矿物的回收。在这些方面，国内外虽然做了大量的研究，但由于尾矿物性特殊、再选过程矿泥干扰严重、药剂成本高、工艺流程复杂等因素，导致高硫铅锌矿尾矿的再选难以获得较好的选别指标及难以实现产业化应用。如张晋敏发明了一种铅锌尾矿重新回收利用方法（张晋敏.铅锌尾矿重新回收利用方法[p].中国专利:201210220652.7），在该发明中采用浓硫酸和氯化钠的饱和溶液对铅锌尾矿进行湿法回收，可同时回收铅、锌、银等金属，但由于我国每年产生的铅锌尾矿数量巨大，且浸出过程是在强酸性环境中进行设备腐蚀严重，该技术在产业化应用方面仍存在一定的局限。马跃等人发明了一种铅锌尾矿综合回收铅锌的方法（马跃,李伟等.一种铅锌尾矿综合回收铅锌的方法[p].中国专利:201610670115.0），该方法首先对铅锌尾矿进行分级，+0.074mm的粗粒采用螺旋溜槽进行预富集，-0.074mm的细粒级进行混合浮选，然后再将螺旋溜槽的精矿与混合浮选的精矿合并后进行磨矿，再磨后再进行粗选、精选和扫选，最终获得铅锌混合精矿。该发明虽然铅锌回收率较高，但由于采用了筛分、重选、浮选等联合工艺，工艺流程复杂，且最终获得的精矿为铅锌混合精矿，难以现实铅锌的高效分离，产品附加值较低。冯忠伟等对贵州某铅锌尾矿开展了尾矿中铅锌硫的综合回收试验（冯忠伟,宁发添,蓝桂密,等.贵州某铅锌尾矿中铅锌硫的综合回收[j].金属矿山,2009,(394):157-160），采用硫化矿优先混合浮选-混浮精矿锌硫分离-氧化铅矿硫化浮选的工艺回收尾矿中铅锌硫等矿物，取得了较好的选别指标，最终氧化铅精矿中铅的品位和回收率分别达48.56%和85.38%，但该工艺流程主要针对的是尾矿中氧化铅矿物的回收，对尾矿中氧化锌的回收效果较差。因此，如何在原有工艺流程和设备的基础上，进行高硫铅锌矿尾矿中铅锌等矿物的高效回收，仍然是矿物加工领域面临的主要难题之一。

技术实现要素：

本发明的目的是提供一种从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法，与传统的先脱泥再浮选的铅锌尾矿的再选工艺不同，本发明根据高硫铅锌矿尾矿中铅锌等矿物的嵌布特征、富集规律及尾矿的物性特点，优先对高硫铅锌尾矿中的微细粒铅矿物进行浮选回收，减少微细粒级铅锌矿物在脱泥过程中的损失，而锌浮选过程中粗选和扫选采用不同的捕收剂种类，可减少矿泥对锌浮选的不利影响，同步提高锌精矿的品位和回收率。

本发明按以下技术方案实现的：一种从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法，具体步骤如下：

（1）首先将高硫铅锌矿尾矿在矿浆浓度为60~65%下进行磨矿，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占82~85%；

（2）调节步骤（1）磨矿后产品的矿浆浓度至22~25%，然后依次向矿浆中加入分散剂六偏磷酸钠、捕收剂丁黄药、起泡剂2^#油进行铅粗选，获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿；

（3）将步骤（2）获得的铅粗选精矿在不添加药剂下进行铅精选，获得铅精选精矿和铅精选尾矿，铅精选精矿为最终的铅精矿；

（4）向步骤（2）获得的铅粗选尾矿中依次加入捕收剂丁黄药、起泡剂2^#油进行铅扫选，获得铅扫选精矿和铅扫选尾矿，将铅扫选精矿与步骤（3）的铅精选尾矿混合后再返回至铅粗选流程，形成闭路循环；

（5）将步骤（4）的铅扫选尾矿进行脱泥，获得脱泥后的溢流和沉砂，溢流经浓缩脱水后成为矿泥；

（6）调节步骤（5）脱泥后的沉砂的矿浆浓度为32~35%，然后向矿浆中加入硫化剂硫化钠、捕收剂ⅰ、起泡剂2^#油进行锌粗选ⅰ，获得锌粗选ⅰ精矿和锌粗选ⅰ尾矿；

（7）将步骤（6）的锌粗选ⅰ精矿在不加药剂下进行锌精选ⅰ，获得锌精选ⅰ精矿和锌精选ⅰ尾矿，锌精选ⅰ精矿为最终锌精矿ⅰ，锌精矿ⅰ为高品位锌精矿；

（8）向步骤（6）的锌粗选ⅰ尾矿中依次加入硫化剂硫化钠、捕收剂ⅰ、起泡剂2^#油进行锌粗选ⅱ，获得锌粗选ⅱ精矿和锌粗选ⅱ尾矿，锌粗选ⅱ精矿与步骤（7）的锌精选ⅰ尾矿混合后返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（9）向步骤（8）的锌粗选ⅱ尾矿中依次加入硫化剂硫化钠、捕收剂ⅱ进行锌扫选ⅰ，获得锌扫选ⅰ精矿和锌扫选ⅰ尾矿；

（10）向步骤（9）的锌扫选ⅰ尾矿中依次加入硫化剂硫化钠、捕收剂ⅱ进行锌扫选ⅱ，获得锌扫选ⅱ精矿和锌扫选ⅱ尾矿，锌扫选ⅱ尾矿为最终的尾矿；

（11）将步骤（10）的锌扫选ⅱ精矿与步骤（9）的锌扫选ⅰ精矿合并后加入抑制剂进行锌精选ⅱ，获得锌精选ⅱ精矿和锌精选ⅱ尾矿，锌精选ⅱ尾矿返回锌扫选ⅰ中，形成闭路循环，锌精选ⅱ精矿为锌精矿ⅱ，锌精矿ⅱ为低品位锌精矿。

所述捕收剂ⅰ为醋酸十八胺与异戊基黄药的混合物，其中醋酸十八胺与异戊基黄药的质量比为4:1，且醋酸十八胺的纯度为70~80%。

所述捕收剂ⅱ为十二胺，使用时用质量分数为3~5%的稀盐酸配制为十二胺溶液。

所述步骤（2）铅粗选加入分散剂六偏磷酸钠的量为1000~1200g/t，捕收剂丁黄药的量为80~120g/t，起泡剂2^#油的量为20~40g/t，所述步骤（4）铅扫选加入捕收剂丁黄药的量为40~60g/t，起泡剂2^#油的量为15~20g/t。

所述步骤（5）脱泥所用设备为水力旋流器。

所述步骤（6）锌粗选ⅰ加入硫化剂硫化钠的量为1600~2000g/t，捕收剂ⅰ的量为150~200g/t，起泡剂2^#油的量为30~50g/t，所述步骤（8）锌粗选ⅱ加入硫化剂硫化钠的量为1000~1200g/t，捕收剂ⅰ的量为80~100g/t，起泡剂2^#油的量为20~30g/t，所述步骤（9）锌扫选ⅰ加入硫化剂硫化钠的量为800~1000g/t，捕收剂ⅱ的量为60~80g/t，所述步骤（10）锌扫选ⅱ加入的硫化剂硫化钠的量为400~500g/t，捕收剂ⅱ的用量为30~40g/t，所述步骤（11）锌精选ⅱ加入的抑制剂为硅酸钠，用量为400~600g/t。

所述步骤（1）磨矿所用的设备为棒磨机。

本发明所用醋酸十八胺由上海慈太龙实业有限公司购买。

与现有技术相比，本发明的有益效果是：

（1）本发明只针对高硫铅锌矿尾矿中铅锌等矿物的再选回收，不涉及原矿中铅锌等矿物的浮选回收。

（2）本发明铅浮选之前不进行脱泥，与传统的“优先脱泥再浮选”的尾矿再选工艺相比，可减少尾矿中微细粒级铅锌矿物在矿泥中的损失。

（3）本发明锌浮选过程中，先采用醋酸十八胺与异戊基黄药的混合物组成的捕收剂ⅰ进行粗选，提高精矿品位，再采用十二胺进行扫选，提高锌回收率，与公知的“硫化-十二胺”法工艺相比，所得铅锌精矿品位和回收率均较高。

（4）本发明锌粗选采用醋酸十八胺与异戊基黄药的混合物作为捕收剂ⅰ，泡沫层厚度适中，脉石矿物夹带少，不易造成跑槽现象。

（5）本发明方法工艺流程合理，流程结构简单，易于工业化实施。

本发明氧化锌粗选采用醋酸十八胺与异异戊基黄药的混合物作为捕收剂ⅰ，充分利用醋酸十八胺和异戊基黄药选择性强的特点，以提高锌精矿的品位；而氧化锌扫选采用十二胺作为捕收剂，充分利用十二胺捕收能力强的特点，提高锌精矿的回收率。运用本发明方法可明显提高高硫铅锌矿尾矿中铅锌等矿物的回收率，尤其是尾矿中氧化锌矿物的回收，提高铅锌矿资源的综合利用效率，降低尾矿中铅锌对环境的不利影响。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明的方法作进一步详细说明，但本发明保护范围不局限于所述内容。

实施例1：本从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法，所选尾矿试样取自云南会泽高硫铅锌矿老尾矿库，尾矿含pb0.84%、zn3.67%、s1.89%、fe2.94%，其中含铅矿物主要为方铅矿和白铅矿，含锌矿物主要为闪锌矿、菱锌矿和硅酸锌。

（1）将该尾矿加入到棒磨机中，加水调节矿浆浓度为62%后进行磨矿，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占83.2%；

（2）调节步骤（1）所得的磨矿产品的矿浆浓度为24%，然后依次加入分散剂六偏磷酸钠1000g/t、捕收剂丁黄药100g/t、起泡剂2^#油30g/t进行铅粗选，获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿；

（3）将步骤（2）获得的铅粗选精矿在不添加任何药剂下进行铅精选，获得铅精选精矿和铅精选尾矿，铅精选精矿作为最终铅精矿；

（4）向步骤（2）获得的铅粗选尾矿中依次加入丁黄药50g/t、起泡剂2^#油20g/t进行铅扫选，获得铅扫选精矿和铅扫选尾矿，将铅扫选精矿与步骤（3）的铅精选尾矿混合后再返回至上一级铅粗选，形成闭路循环；

（5）将步骤（4）的铅扫选尾矿泵入水力旋流器进行脱泥，旋流器溢流浓缩脱水后作为矿泥废弃，旋流器沉砂进入选锌作业；

（6）调节步骤（5）的旋流器沉砂的矿浆浓度为32%，依次加入硫化钠1800g/t、捕收剂ⅰ160g/t、起泡剂2^#油40g/t进行锌粗选ⅰ，获得锌粗选ⅰ精矿和锌粗选ⅰ尾矿，其中捕收剂ⅰ为醋酸十八胺和异戊基黄药的混合物，其中醋酸十八胺与异戊基黄药的质量比为4:1，且醋酸十八胺的纯度为70%；

（7）将步骤（6）的锌粗选ⅰ精矿在不添加任何药剂下进行锌精选ⅰ，获得锌精选ⅰ精矿和锌精选ⅰ尾矿，锌精选ⅰ精矿作为锌精矿ⅰ，锌精矿ⅰ为高品位锌精矿，锌精选ⅰ尾矿返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（8）向步骤（6）的锌粗选ⅰ尾矿中加入硫化钠1000g/t，捕收剂ⅰ80g/t，2^#油20g/t进行锌粗选ⅱ，获得锌粗选ⅱ精矿和锌粗选ⅱ尾矿，锌粗选ⅱ精矿与步骤（7）的锌精选ⅰ尾矿混合后返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（9）向步骤（8）的锌粗选ⅱ尾矿中依次加入硫化剂硫化钠800g/t、捕收剂ⅱ80g/t调浆后进行锌扫选ⅰ，获得锌扫选ⅰ精矿和锌扫选ⅰ尾矿，其中捕收剂ⅱ十二胺，且使用时用质量分数为3%的稀盐酸配制为十二胺溶液；

（10）向步骤（9）的锌扫选ⅰ尾矿依次加入硫化剂硫化钠500g/t、捕收剂ⅱ40g/t后进行锌扫选ⅱ，获得锌扫选ⅱ精矿和锌扫选ⅱ尾矿，锌扫选ⅱ尾矿作为最终尾矿废弃；

（11）将步骤（10）的锌扫选ⅱ精矿与步骤（9）的锌扫选ⅰ精矿合并后加入抑制剂硅酸钠400g/t进行锌精选ⅱ，获得锌精选ⅱ精矿和锌精选ⅱ尾矿，锌精选ⅱ尾矿返回锌扫选ⅰ中，形成闭路循环，锌精选ⅱ精矿为锌精矿ⅱ，锌精矿ⅱ为低品位锌精矿。

最终获得的铅精矿铅品位为35.23%、铅回收率59.44%，锌精矿ⅰ锌品位39.17%、锌回收率41.40%，锌精矿ⅱ锌品位26.78%、回收率37.29%，高效实现了尾矿中铅锌等矿物的回收，降低了二次尾矿中铅锌的含量。

实施例2：本从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法，所用尾矿试样取自云南昭通彝良铅锌矿尾矿库，尾矿含pb1.02%、zn2.83%、s3.14%、fe5.28%、ag4.2g/t、ge3.05g/t，其中含铅矿物主要为方铅矿且粒度较细，含锌矿物主要为菱锌矿。

（1）将该尾矿加入到棒磨机中，加水调节矿浆浓度为65%后进行磨矿，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占82%；

（2）调节步骤（1）所得的磨矿产品的矿浆浓度为23%，然后依次加入分散剂六偏磷酸钠1200g/t、捕收剂丁黄药80g/t、起泡剂2^#油20g/t进行铅粗选，获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿；

（3）将步骤（2）获得的铅粗选精矿在不添加任何药剂下进行铅精选，获得铅精选精矿和铅精选尾矿，铅精选精矿作为最终铅精矿；

（4）向步骤（2）获得的铅粗选尾矿中依次加入丁黄药40g/t、起泡剂2^#油15g/t进行铅扫选，获得铅扫选精矿和铅扫选尾矿，将铅扫选精矿与步骤（3）的铅精选尾矿混合后再返回至上一级铅粗选，形成闭路循环；

（5）将步骤（4）的铅扫选尾矿泵入水力旋流器进行脱泥，旋流器溢流浓缩脱水后作为矿泥废弃，旋流器沉砂进入选锌作业；

（6）调节步骤（5）的旋流器沉砂的矿浆浓度为34%，依次加入硫化钠1600g/t、捕收剂ⅰ200g/t、起泡剂2^#油30g/t进行锌粗选ⅰ，获得锌粗选ⅰ精矿和锌粗选ⅰ尾矿，其中捕收剂ⅰ为醋酸十八胺和异戊基黄药的混合物，其中醋酸十八胺与异戊基黄药的质量比为5:1，且醋酸十八胺的纯度为80%；

（7）将步骤（6）的锌粗选ⅰ精矿在不添加任何药剂下进行锌精选ⅰ，获得锌精选ⅰ精矿和锌精选ⅰ尾矿，锌精选ⅰ精矿作为锌精矿ⅰ，锌精矿ⅰ为高品位锌精矿，锌精选ⅰ尾矿返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（8）向步骤（6）的锌粗选ⅰ尾矿中加入硫化钠1200g/t，捕收剂ⅰ100g/t，2^#油25g/t进行锌粗选ⅱ，获得锌粗选ⅱ精矿和锌粗选ⅱ尾矿，锌粗选ⅱ精矿与步骤（7）的锌精选ⅰ尾矿混合后返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（9）向步骤（8）的锌粗选ⅱ尾矿中依次加入硫化剂硫化钠1000g/t、捕收剂ⅱ60g/t调浆后进行锌扫选ⅰ，获得锌扫选ⅰ精矿和锌扫选ⅰ尾矿，其中捕收剂ⅱ十二胺，且使用时用质量分数为4%的稀盐酸配制为十二胺溶液；

（10）向步骤（9）的锌扫选ⅰ尾矿依次加入硫化剂硫化钠400g/t、捕收剂ⅱ30g/t后进行锌扫选ⅱ，获得锌扫选ⅱ精矿和锌扫选ⅱ尾矿，锌扫选ⅱ尾矿作为最终尾矿废弃；

（11）将步骤（10）的锌扫选ⅱ精矿与步骤（9）的锌扫选ⅰ精矿合并后加入抑制剂硅酸钠500g/t进行锌精选ⅱ，获得锌精选ⅱ精矿和锌精选ⅱ尾矿，锌精选ⅱ尾矿返回锌扫选ⅰ中，形成闭路循环，锌精选ⅱ精矿为锌精矿ⅱ，锌精矿ⅱ为低品位锌精矿。

最终获得的铅精矿铅品位为38.19%、铅回收率54.38%，铅精矿含银186.4g/t、银回收率58.19%，锌精矿ⅰ锌品位37.81%、锌回收率39.54%，锌精矿ⅰ含锗89.64g/t，锗回收率36.89%，锌精矿ⅱ锌品位29.32%、回收率41.36%，实现了尾矿中铅、锌、银、锗等多种矿物的高效回收。

实施例3：本从高硫铅锌矿尾矿中回收铅锌矿物的方法，所用尾矿试样取自广东凡口铅锌矿尾矿库，尾矿含pb0.97%、zn1.94%、s2.27%、fe3.22%、sio232.84%，其中含铅矿物主要为方铅矿，含锌矿物主要为菱锌矿、闪锌矿和硅锌矿，主要脉石矿物为石英和白云石。

（1）将该尾矿加入到棒磨机中，加水调节矿浆浓度为60%后进行磨矿，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占85%；

（2）调节步骤（1）所得的磨矿产品的矿浆浓度为25%，然后依次加入分散剂六偏磷酸钠1100g/t、捕收剂丁黄药120g/t、起泡剂2^#油40g/t进行铅粗选，获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿；

（3）将步骤（2）获得的铅粗选精矿在不添加任何药剂下进行铅精选，获得铅精选精矿和铅精选尾矿，铅精选精矿作为最终铅精矿；

（4）向步骤（2）获得的铅粗选尾矿中依次加入丁黄药60g/t、起泡剂2^#油18g/t进行铅扫选，获得铅扫选精矿和铅扫选尾矿，将铅扫选精矿与步骤（3）的铅精选尾矿混合后再返回至上一级铅粗选，形成闭路循环；

（5）将步骤（4）的铅扫选尾矿泵入水力旋流器进行脱泥，旋流器溢流浓缩脱水后作为矿泥废弃，旋流器沉砂进入选锌作业；

（6）调节步骤（5）的旋流器沉砂的矿浆浓度为35%，依次加入硫化钠2000g/t、捕收剂ⅰ150g/t、起泡剂2^#油50g/t进行锌粗选ⅰ，获得锌粗选ⅰ精矿和锌粗选ⅰ尾矿，其中捕收剂ⅰ为醋酸十八胺和异戊基黄药的混合物，其中醋酸十八胺与异戊基黄药的质量比为2:1，且醋酸十八胺的纯度为78%；

（7）将步骤（6）的锌粗选ⅰ精矿在不添加任何药剂下进行锌精选ⅰ，获得锌精选ⅰ精矿和锌精选ⅰ尾矿，锌精选ⅰ精矿作为锌精矿ⅰ，锌精矿ⅰ为高品位锌精矿，锌精选ⅰ尾矿返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（8）向步骤（6）的锌粗选ⅰ尾矿中加入硫化钠1100g/t，捕收剂ⅰ90g/t，2^#油30g/t进行锌粗选ⅱ，获得锌粗选ⅱ精矿和锌粗选ⅱ尾矿，锌粗选ⅱ精矿与步骤（7）的锌精选ⅰ尾矿混合后返回至锌粗选ⅰ，形成闭路循环；

（9）向步骤（8）的锌粗选ⅱ尾矿中依次加入硫化剂硫化钠900g/t、捕收剂ⅱ70g/t调浆后进行锌扫选ⅰ，获得锌扫选ⅰ精矿和锌扫选ⅰ尾矿，其中捕收剂ⅱ十二胺，且使用时用质量分数为5%的稀盐酸配制为十二胺溶液；

（10）向步骤（9）的锌扫选ⅰ尾矿依次加入硫化剂硫化钠450g/t、捕收剂ⅱ35g/t后进行锌扫选ⅱ，获得锌扫选ⅱ精矿和锌扫选ⅱ尾矿，锌扫选ⅱ尾矿作为最终尾矿废弃；

（11）将步骤（10）的锌扫选ⅱ精矿与步骤（9）的锌扫选ⅰ精矿合并后加入抑制剂硅酸钠600g/t进行锌精选ⅱ，获得锌精选ⅱ精矿和锌精选ⅱ尾矿，锌精选ⅱ尾矿返回锌扫选ⅰ中，形成闭路循环，锌精选ⅱ精矿为锌精矿ⅱ，锌精矿ⅱ为低品位锌精矿。

最终获得的铅精矿铅品位为40.13%、铅回收率48.52%，铅精矿含银232.6g/t、银回收率46.58%，锌精矿1锌品位35.48%、锌回收率42.72%，锌精矿2锌品位26.58%、回收率45.24%，实现了尾矿中铅、锌、银等多种矿物的高效回收。