[发明专利]从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法

说明书

技术领域

本发明涉及一种浮选工艺，尤其涉及一种含铅锌硫化矿的浮选工艺。

背景技术

传统的硫化铅锌矿选矿工艺流程主要是高碱度优先浮铅工艺，该流程在回收铅矿物时，所用药剂制度中需加入大量石灰抑制黄铁矿。为了综合利用矿石中的黄铁矿资源，回收铅矿物后的尾矿需加入大量硫酸活化被抑制的黄铁矿。

上述的传统工艺流程具有以下两大不足：1、药剂成本高；2、高碱高酸工艺加大了操作难度，同时对浮选设备的要求更高，相关设备必须进行特殊的防腐处理。

发明内容

本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种工艺操作简便、流程合理、药剂用量少、能耗低、设备使用寿命长、分离效果好的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法。

为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，包括以下步骤：

(1)磨矿：先对原矿进行磨矿；

(2)粗选：加入组合式浮选剂对磨矿后的原矿进行全混浮粗选处理；

(3)精选和扫选：继续可选择性加入组合式浮选剂对上述粗选后的粗精矿进行精选，继续加入组合式浮选剂对上述粗选后的尾矿进行扫选；

(4)再磨：对上述精选后的铅锌硫混合粗精矿进行再磨；

(5)脱杂：对上述再磨后的铅锌硫混合粗精矿加入组合式除杂剂进行脱杂处理，脱杂后得到铅硫混合精矿，脱杂后的尾矿返回步骤(3)中的扫选工序。

上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤(1)中，所述磨矿是指将原矿磨至-0.074mm(或者-200目)占50％以上。

上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤(2)中，全混浮粗选处理时的浮选浓度为30％～38％，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC(甲基异丁基甲醇)，且乙黄药的加入量为80～150g/t原矿(更优选为90～120g/t原矿)，丁黄药的加入量为20～50g/t原矿，MIBC(主要作起泡剂)的加入量为40～100g/t原矿(更优选为50～70g/t原矿)。更优选的，所述乙黄药与丁黄药的用量比特别优选为2.5～3.5:1。所述的组合式浮选剂还可优选包括硫化钠和硫酸铜，其加入量均为20～50g/t原矿。

上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤(3)中，所述的组合式浮选剂包括乙黄药、丁黄药和MIBC，乙黄药的加入量为20～80g/t原矿(其中，精选时可以为40～80g/t原矿，扫选时可以为20～60g/t原矿)，丁黄药的加入量为10～30g/t原矿，MIBC的加入量为10～35g/t原矿(更优选为15～30g/t原矿)。扫选时组合式浮选剂中还可优选添加硫酸铜，加入量为10～30g/t原矿。

上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤(4)中，所述再磨是指将铅锌硫混合粗精矿磨至-0.074mm(或者-200目)占90％以上。

上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤(5)中，所述的组合式除杂剂包含乙黄药、乙硫氮和MIBC；乙黄药的加入量为40～100g/t原矿，乙硫氮的加入量为10～30g/t原矿，MIBC的加入量为15～40g/t原矿。

作为一个总的技术构思，本发明还提供一种从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，在上述各技术方案的步骤(5)后，还包括以下步骤：

(6)铅硫粗选：加入组合式浮选剂对脱杂后得到的铅硫混合精矿进行粗选；

(7)铅硫精选：加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的粗精矿进行精选，加入组合式浮选剂对上述铅硫粗选后的尾矿进行扫选，扫选后得锌精矿；

(8)铅硫分离：加入组合式分离剂对上述铅硫精选后的精矿产物进行浮选分离处理，浮选分离处理后的精矿进行铅精选，得到铅精矿，浮选分离处理后的尾矿进行铅扫选，最后得到硫精矿。

上述的从含铅锌的多金属硫化矿中浮选分离有价矿物的方法，优选的，所述步骤(6)中，所述的组合式浮选剂包括硫酸锌(主要作为抑制剂)、亚硫酸钠、乙硫氮(主要作为捕收剂)和MIBC(起泡剂)，且硫酸锌的加入量为1200～1600g/t原矿，亚硫酸钠的加入量为600～1000g/t原矿，乙硫氮的加入量为10～30g/t原矿(更优选为15～25g/t原矿)，MIBC的加入量为15～30g/t原矿。