專利名稱：一種硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法
一種硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法技術(shù)領(lǐng)域
本發(fā)明公開一種硫化鉛鋅錫礦浮選分離的選礦方法，具體涉及一種硫化鉛鋅錫復雜難選伴生礦的選礦方法，屬于選礦技術(shù)領(lǐng)域。
背景技術(shù)：
我國的鉛鋅礦資源豐富，主要分為兩種類型一種是主要以閃鋅礦、方鉛礦、黃鐵礦為主要目的礦物的硫鐵礦，另一種是主要以異極礦、菱鋅礦為主要目的礦物的氧化礦，其鉛的氧化率較高，礦石中的方鉛礦，由于嵌布粒度高、氧化等原因，具有不同的浮選性質(zhì)。由于硫化鉛鋅礦礦石所含礦物種類繁多，礦石伴生組分很不穩(wěn)定，含有大量的各種有用礦物， 如含有鐵、錫、銅、銀等等。目前，針對這兩種性質(zhì)的礦物，有各種不同的浮選方法，但大多數(shù)的選礦方法都只是浮選鉛、鋅精礦，而其他有價成分都沒有得到有效的回收，大量的有價礦物隨尾礦堆存于礦山附近，造成了資源的大量浪費。基于上述目的，提出了本發(fā)明。發(fā)明內(nèi)容
為了不造成大量有用資源的浪費，提供一種硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法， 此方法能夠?qū)⒏∵x分離高·效綜合利用，不但提取硫化鉛礦中的鉛、鋅，而且提取了其中的硫、錫礦物。
本發(fā)明硫化鉛鋅的浮選分離方法，包括對硫、錫的浮選，技術(shù)方案是將鉛鋅錫礦磨礦時加入捕收劑、PH調(diào)整劑、抑制劑和起泡劑候進行次粗選，一次掃選，兩次精選的流程， 首先得到鉛精礦，然后將掃選后的鋅硫錫混合物加入硫酸銅、丁黃藥和起泡劑進行精選和掃選，得到鋅硫混合物和掃選尾礦，再向鋅硫混合物中加入PH調(diào)整劑、硫酸銅丁黃藥和起泡劑后進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦，最后從掃選尾礦中掃選分離出硫精礦和浮選尾礦，在采用現(xiàn)有技術(shù)分離得到錫精礦和重選尾礦。
具體的步驟及工藝參數(shù)如下(如圖I所示)(1)首先將鉛鋅錫礦破碎至粒度小于15mm，然后加水調(diào)整礦漿濃度為60 70wt%后進行磨礦，并在磨礦的過程中依次加入捕收劑、PH值調(diào)整劑調(diào)整礦漿PH為11 12，然后依次加入抑制劑、起泡劑后保持礦漿PH > 11，最終使磨礦細度為過200目篩達到80wt%以上；(2)將步驟(I)中得到的磨礦后的礦漿進行一次粗選，一次掃選，兩次精選的流程，得到鉛精礦，掃選得到的鋅硫錫混合物進入下一流程進行選別；粗選和精選的尾礦都可以返回繼續(xù)選別。
(3)將步驟(2)中掃選得到的鋅硫錫混合物中依次加入鋅硫錫混合物干基200 300git的硫酸銅、鋅硫錫混合物干基60 120 g/i的丁黃藥和鋅硫錫混合物干基30 60 g/t的起泡劑進行精選和掃選，得到的鋅硫混合物和掃選尾礦；(4)向鋅硫混合物中依次加入鋅硫混合物干基500 2200 g!t的PH調(diào)整劑，鋅硫混合物干基80 120 gji的硫酸銅、鋅硫混合物干基40 60 g々的丁黃藥和鋅硫混合物干基 10 30 的起泡劑，然后進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦；(5)將步驟(3)中得到的掃選尾礦中加入尾礦干基8 12 g/t的丁黃藥精選和掃選分離出硫精礦和浮選尾礦；(6 )步驟(5 )中得到的浮選尾礦采用現(xiàn)有技術(shù)進行錫精礦的選別，最終得到錫精礦和重選尾礦。
所述鉛鋅錫礦的成分及百分比范圍鉛2 3wt%、鋅3 3. 5wt%、硫7 9wt%、 錫O. 4 O. 6wt%，其余為雜質(zhì)。
所述捕收劑為乙硫氮，它的分子式為(C2H5)2NCSSNa ,普通市售，乙硫氮加入量為鉛鋅錫礦干基的20 100 g/t。乙硫氮對方鉛礦捕收能力強，對黃鐵礦捕收能力弱，乙硫氮與硫化鉛鋅錫礦中的硫化鉛礦發(fā)生作用，而不與硫化鋅礦和硫化鐵礦發(fā)生反應(yīng)。
所述PH調(diào)整劑為石灰，步驟(I)中的加入量為鉛鋅錫礦干基的200 1000 g/i，為普通市售。
所述抑制劑為硫酸鋅和亞硫酸鈉，均為普通市售，硫酸鋅的加入量為鉛鋅錫礦干基的100 400 g々，亞硫酸鈉的加入量為鉛鋅錫礦干基的100 400 g/i。
所述的起泡劑為730A，普通市售，步驟(I)中加入量為鉛鋅錫礦干基的20 70 g/i。起泡劑能夠改變鉛鋅礦物表面親水、疏水性質(zhì)，使鋅礦物、硫礦物因表面疏水而不與捕收劑作用，這樣可以浮選分離出鉛精礦。
所述丁黃藥和硫酸銅均為普通市售。
所述步驟(6)中的浮選尾礦是先用復合力場選礦機拋棄70 80wt%的尾礦,在經(jīng)過水力分級箱分級進入搖床選別，第一段搖床選出的中礦集中分級再選，這樣就得到錫精礦和重選尾礦。
本發(fā)明的優(yōu)點和積極效果與傳統(tǒng)的硫化鉛鋅礦礦浮選技術(shù)相比，本發(fā)明提高了有用金屬的礦物回收，利用不同的藥劑的作用不僅高效浮選出了鉛鋅精礦，而且還浮選出硫精礦和錫精礦，減少了資源了浪費，采用此套浮選技術(shù)可獲得Pb品位為50 55%，回收率80 85% ;鋅精礦品位為45 50%,回收率80 85% ;硫品位35 40% ;錫品位40 45%。


圖I為本發(fā)明鉛鋅硫分離工藝示意圖。
具體實施方式
以下結(jié)合實施例和附圖對本發(fā)明做進一步的描述，但本發(fā)明不限于以下所述范圍。
實施例I :本實施例硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法(如圖I所示)(I)首先將鉛鋅錫礦(成分及百分比范圍鉛2wt%、鋅3wt%、硫9wt%、錫O. 4wt%,其余為雜質(zhì))破碎至粒度小于15mm，然后加水調(diào)整礦漿濃度為68wt%后進行磨礦，并在磨礦的過程中依次加入鉛鋅錫礦干基的20 gii的乙硫氮、鉛鋅錫礦干基的200 git的石灰調(diào)整礦漿PH為11，然后依次加入抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉(硫酸鋅的加入量為鉛鋅錫礦干基的 100 gfi，亞硫酸鈉的加入量為鉛鋅錫礦干基的100 g/i )、鉛鋅錫礦干基的20 g/t 的起泡劑 730A后保持礦漿PH > 11，最終使磨礦細度為過200目篩達到80wt%以上；(2)將步驟(I)中得到的磨礦后的礦漿進行一次粗選，一次掃選，兩次精選的流程，得到鉛精礦，掃選得到的鋅硫錫混合物進入下一流程進行選別；粗選和精選的尾礦都可以返回繼續(xù)選別。
(3)將步驟(2)中掃選得到的鋅硫錫混合物中依次加入鋅硫錫混合物干基300 gji 的硫酸銅、鋅硫錫混合物干基120 git的丁黃藥和鋅硫錫混合物干基30 g/i的起泡劑730A 進行精選和掃選，得到的鋅硫混合物和掃選尾礦；(4)向鋅硫混合物中依次加入鋅硫混合物干基500g/t的PH調(diào)整劑石灰，鋅硫混合物干基80 g/i的硫酸銅、鋅硫混合物干基40 gfi的丁黃藥和鋅硫混合物干基30 gft的起泡劑730A,然后進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦，得到鋅精礦品位46. 29%， 回收率81. 36% ；(5)將步驟(3)中得到的掃選尾礦中加入尾礦干基8g/i的丁黃藥精選和掃選分離出硫精礦和浮選尾礦，硫精礦品位37. 22% ；(6)步驟(5)中得到的浮選尾礦經(jīng)復合力場離心機拋棄掉80%的尾礦，送入分級箱分級，進入搖床選別，第一段搖床選出的中礦集中分級再選，得到錫精礦和重選尾礦，錫精礦的品位43. 58%，回收率65. 22%。
實施例2:本實施例硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法(如圖I所示)(1)首先將鉛鋅錫礦(成分及百分比范圍鉛2.5wt%、鋅3. 5wt%j1i 8wt%、錫O. 45wt%， 其余為雜質(zhì))破碎至粒度小于15mm，然后加水調(diào)整礦漿濃度為70wt%后進行磨礦，并在磨礦的過程中依次加入鉛鋒錫礦干基的100 κβ的乙硫氣、鉛鋒錫礦干基的1000 git的石灰調(diào)整礦漿PH為12，然后依次加入抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉(硫酸鋅的加入量為鉛鋅錫礦干基的400 ,亞硫酸鈉的加入量為鉛鋅錫礦干基的400 g/t )、鉛鋅錫礦干基的40 g/t的起泡劑730A后保持礦漿PH > 11，最終使磨礦細度為過200目篩達到80wt%以上；(2)將步驟(I)中得到的磨礦后的礦漿進行一次粗選，一次掃選，兩次精選的流程，得到鉛精礦，掃選得到的鋅硫錫混合物進入下一流程進行選別；粗選和精選的尾礦都可以返回繼續(xù)選別。
(3)將步驟(2)中掃選得到的鋅硫錫混合物中依次加入鋅硫錫混合物干基200 g/t 的硫酸銅、鋅硫錫混合物干基100 g/t的丁黃藥和鋅硫錫混合物干基40 g/i的起泡劑730A 進行精選和掃選，得到的鋅硫混合物和掃選尾礦；(4)向鋅硫混合物中依次加入鋅硫混合物干基1000 g/i的PH調(diào)整劑石灰，鋅硫混合物干基120 g/t的硫酸銅、鋅硫混合物干基50 g,ii的丁黃藥和鋅硫混合物干基10 gji的起泡劑730A，然后進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦，得到鋅精礦品位 48. 39%,回收率 80. 04% ；(5)將步驟(3)中得到的掃選尾礦中加入尾礦干基12g/i的丁黃藥精選和掃選分離出硫精礦和浮選尾礦，硫精礦品位38. 55% ；(6)步驟(5)中得到的浮選尾礦經(jīng)復合力場離心機拋棄掉80%的尾礦，送入分級箱分級，進入搖床選別，第一段搖床選出的中礦集中分級再選，得到錫精礦和重選尾礦，錫精礦的品位41. 24%,回收率66. 44%ο
實施例3:本實施例硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法(如圖I所示) (1)首先將鉛鋅錫礦(成分及百分比范圍 鉛3wt%、鋅3.1￥七％、硫7wt%、錫O. 6wt%，其余為雜質(zhì))破碎至粒度小于15mm，然后加水調(diào)整礦漿濃度為60wt%后進行磨礦，并在磨礦的過程中依次加入鉛鋅錫礦干基的80 g/ 的乙硫氮、鉛鋅錫礦干基的850 的石灰調(diào)整礦漿PH為11. 5，然后依次加入抑制劑硫酸鋅和亞硫酸鈉(硫酸鋅的加入量為鉛鋅錫礦干基的 300 g/纟，亞硫酸鈉的加入量為鉛鋅錫礦干基的200 g/i )、鉛鋅錫礦干基的70 g/t的起泡劑 730A后保持礦漿PH > 11，最終使磨礦細度為過200目篩達到80wt%以上；(2)將步驟(I)中得到的磨礦后的礦漿進行一次粗選，一次掃選，兩次精選的流程，得到鉛精礦，掃選得到的鋅硫錫混合物進入下一流程進行選別；粗選和精選的尾礦都可以返回繼續(xù)選別。
(3)將步驟(2)中掃選得到的鋅硫錫混合物中依次加入鋅硫錫混合物干基280 g I 的硫酸銅、鋅硫錫混合物干基60 g/￡的丁黃藥和鋅硫錫混合物干基60 g/￡的起泡劑730A 進行精選和掃選，得到的鋅硫混合物和掃選尾礦；(4)向鋅硫混合物中依次加入鋅硫混合物干基2200S A的PH調(diào)整劑石灰，鋅硫混合物干基100 g/i的硫酸銅、鋅硫混合物干基60 g/i的丁黃藥和鋅硫混合物干基15 g/￡的起泡劑730A，然后進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦，得到鋅精礦品位 47. 68%,回收率 83. 11% ；(5)將步驟(3)中得到的掃選尾礦中加入尾礦干基10g/ 的丁黃藥精選和掃選分離出硫精礦和浮選尾礦，硫精礦品位37. 24% ；(6)步驟(5)中得到的浮選尾礦經(jīng)復合力場離心機拋棄掉80%的尾礦，送入分級箱分級，進入搖床選別，第一段搖床選出的中礦集中分級再選，得到錫精礦和重選尾礦，錫精礦的品位43. 25%，回收率67. 22%。
權(quán)利要求
1.一種硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法，其特征在于具體步驟包括如下 (1)首先將鉛鋅錫礦破碎至粒度小于15mm，然后加水調(diào)整礦漿濃度為60 70wt%后進行磨礦，并在磨礦的過程中依次加入捕收劑、PH值調(diào)整劑調(diào)整礦漿PH為11 12，然后依次加入抑制劑、起泡劑后保持礦漿PH > 11，最終使磨礦細度為過200目篩達到80wt%以上； (2)將步驟(I)中得到的磨礦后的礦漿進行一次粗選，一次掃選，兩次精選的流程，得到鉛精礦，掃選得到的鋅硫錫混合物進入下一流程進行選別；粗選和精選的尾礦都可以返回繼續(xù)選別； (3)將步驟(2)中掃選得到的鋅硫錫混合物中依次加入鋅硫錫混合物干基200 300Eft的硫酸銅、鋅硫錫混合物干基60 120 git的丁黃藥和鋅硫錫混合物干基30 60 gfi的起泡劑進行精選和掃選，得到的鋅硫混合物和掃選尾礦； (4)向鋅硫混合物中依次加入鋅硫混合物干基500 2200Εβ的PH調(diào)整劑鋅硫混合物干基80 120 g/i的硫酸銅、鋅硫混合物干基40 60 g/i的丁黃藥和鋅硫混合物干基10 30 g/i￡的起泡劑，然后進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦； (5)將步驟(3)中得到的掃選尾礦中加入尾礦干基8 12gji的丁黃藥精選和掃選分離出硫精礦和浮選尾礦； (6 )步驟(5 )中得到的浮選尾礦采用現(xiàn)有技術(shù)進行錫精礦的選別，最終得到錫精礦和重選尾礦。
2.根據(jù)權(quán)利要求I所述的硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法，其特征在于所述鉛鋅錫礦的成分及百分比范圍鉛2 3wt%、鋅3 3. 5wt%jt 7 9wt%、錫O. 4 O. 6wt%,其余為雜質(zhì)。
3.根據(jù)權(quán)利要求I所述的硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法，其特征在于所述捕收劑為乙硫氮，它的分子式為(C2Zfi)2MCSSfMi,乙硫氮加入量為鉛鋅錫礦干基的20 100
4.根據(jù)權(quán)利要求I所述的硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法，其特征在于所述PH調(diào)整劑為石灰，步驟(I)中加入量為鉛鋅錫礦干基的200 1000 g/ ，為普通市售。
5.根據(jù)權(quán)利要求I所述的硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法，其特征在于所述抑制劑為硫酸鋅和亞硫酸鈉，硫酸鋅的加入量為鉛鋅錫礦干基的100 400 g々，亞硫酸鈉的加入量為鉛鋅錫礦干基的100 400 Εβ。
6.根據(jù)權(quán)利要求I所述的硫化鉛鋅錫礦的浮選分離選礦方法，其特征在于所述的起泡劑為730Α，步驟(I)中加入量為鉛鋅錫礦干基的20 70 g/i。
全文摘要
本發(fā)明公開一種硫化鉛鋅錫礦浮選分離的選礦方法，具體涉及一種硫化鉛鋅錫復雜難選伴生礦的選礦方法，屬于選礦技術(shù)領(lǐng)域。將鉛鋅錫礦磨礦時進行一次粗選，一次掃選，兩次精選的流程，首先得到鉛精礦，然后將掃選后的鋅硫錫混合物進行精選和掃選，得到鋅硫混合物和掃選尾礦，再將向鋅硫混合物進行三次精選，一次掃選，得到鋅精礦和一部分硫精礦，最后從掃選尾礦中掃選分離出硫精礦和浮選尾礦，在采用現(xiàn)有技術(shù)分離得到錫精礦和重選尾礦。采用此套浮選技術(shù)可獲得Pb品位為50～55%，回收率80～85%；鋅精礦品位為45～50%，回收率80～85%；硫品位35～40%；錫品位40～45%。
文檔編號B03D1/012GK102921549SQ20121012241
公開日2013年2月13日 申請日期2012年4月25日 優(yōu)先權(quán)日2012年4月25日
發(fā)明者劉楊, 曾春平, 周海攀 申請人:昆明理工大學