[发明专利]铅锌硫化矿浮选新工艺

说明书

技术领域

本发明涉及一种提高铅锌硫化矿选矿回收指标的工艺，具体是一种铅锌硫化矿浮选新工艺。

背景技术

铅锌硫化矿特别是高硫铅锌矿的选矿分离工艺通常是采用抑锌浮铅的优先浮选工艺，为了达到更好的分离效果，在铅浮选时要加多种大量的锌矿抑制剂，所产生的锌硫尾矿在随后的浮锌作业中，还要加入锌矿物活化剂。大量调整剂的加入又进一步增加了捕收剂的消耗，造成出现“重压重拉”的浮选现象，使得铅锌回收率低、选矿药剂消耗大、经济效益差，对环境污染增加，特别是优先浮选工艺对于处理一些高品位铅锌硫化矿和处理一些含有独立银矿物的铅锌硫化矿及多金属硫化矿，不能同时实现铅、锌及银回收率都最高和铅、锌精矿主品位都最好的技术问题；这种工艺还存在铅锌及银等跑尾高、精矿质量较差和成本较高的缺陷。有鉴于此，寻找技术先进、高效、成本低廉的高硫铅锌矿浮选新技术工艺具有重要意义。

2006年2月22日中国发明专利授权公告号CN1242851C，就公开了南京栖霞山锌阳矿业有限公司所提出的一种“铅锌硫化矿快速选铅选锌工艺”，它是在现有技术的选铅步骤前增加了快选铅步骤，在现有技术的选锌步骤之前也有快选锌步骤，然后再采用常规的粗扫选精选浮选流程，将剩余的上浮目的矿物选干净，从而最终实现高质量高回收率的目的。但该工艺同样是要在快选或常规的粗扫选精选浮选流程中加入大量的抑制剂、活化剂进行“重压重拉”浮选；含高硫的尾矿在浮锌中形成无用的不良循环，并吸附较多的选矿药剂，同时挤占有限的锌浮选空间，浪费过多的动力消耗，工艺流程也明显加长；正如该专利文件所描述的这种工艺只适合于较高品位的铅锌硫化矿和含有独立银矿物的铅锌硫化矿的选别。

发明内容

本发明要解决的技术问题是针对现有的浮选工艺铅、锌跑尾高、精矿质量差，成本较高的问题，提供了一种经济、适用、分离效果很好、回收指标高的铅锌硫化矿浮选新工艺。

本发明的技术依据是：根据具体的矿物性质来确定的，在中性或弱碱性介质中先把铅硫矿物优先混选上来，然后通过高碱介质浮锌和铅硫分离。

本发明的技术关键点是有效抑锌浮铅硫部分。

解决上述技术问题的技术方案是：一种铅锌硫化矿浮选新工艺，采用的如下工艺步骤：

①、采用湿式球磨机球磨，在球磨机的铅锌硫化原矿中加入按反应物重量计算选矿药剂的硫酸锌380～410g/t，亚硫酸钠190～210g/t，碳酸钠480～520g/t进行混合球磨，当磨矿产品的粒度为-200目占68～75％时，磨矿产品不经过脱泥，直接添加乙丁黄药40～60g/t，丁基醚醇50～70g/t进入铅—硫混浮槽浮选，混浮介质的pH值控制为7.5～8.5；

②、从①步骤所浮选的目的矿物再按当前步骤反应物重量计算补充加入硫酸锌190～210g/t，亚硫酸钠190～210g/t进入一次精选，取泡沫产品得铅硫混合精矿；

③、在②步骤所得浮选物铅硫矿物中按当前步骤反应物重量计算加石灰2400～2600g/t，调pH值10～12，加乙硫氮13～16g/t和丁基醚醇13～16g/t进入粗选铅—硫分离槽；从粗选铅—硫分离槽选出的泡沫产品中再补充加入石灰400～600g/t，经一次粗选和两次精选得铅精矿；在铅—硫分离槽的尾矿中按当前步骤反应物重量计算加入乙硫氮13～16g/t和丁基醚醇13～16g/t进行一次扫选浮铅，浮铅返回前级铅—硫分离槽；扫选后的尾矿即为硫精矿；

④、在①步骤铅—硫混浮浮选槽所排出的铅尾中按当前步骤反应物重量计算加入乙丁黄药9～12g/t，丁基醚醇13～16g/t，再扫选得扫选铅硫矿返回铅—硫混浮槽，扫选后的尾矿按当前步骤反应物重量计算加入石灰2800～3200g/t，调pH值9～11，加丁基黄药25～32g/t，硫酸铜180～210g/t，丁基醚醇50～70g/t进入浮锌粗选槽，从浮锌粗选槽所浮选的目的矿物经加石灰900～1100g/t，调pH值10～12，通过两级精选得锌精矿；在浮锌粗选槽所排出的尾矿中按当前步骤反应物重量计算再加入丁基黄药9～12g/t，硫酸铜40～55g/t进行一次扫选浮锌，浮锌泡沫返回浮锌粗选槽；扫选后的尾矿排出。

上述技术方案中：硫酸锌是锌抑制剂；亚硫酸钠是锌抑制剂；硫酸铜活化剂；碳酸钠是调整剂；石灰是碱度调整剂；乙丁黄药、丁基黄药和乙硫氮是捕收剂；丁基醚醇是起泡剂。