从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法

摘要

本发明公开了一种从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，以高石榴子石型硫化铅锌浮选完硫化铅和硫化锌的尾矿作为给矿，其包括以下步骤：步骤一、采用高梯度脉动强磁选机对给矿进行强磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿；步骤二、采用浮选机对强磁选尾矿进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；步骤三、对浮选精矿进行湿式筛分分级，获得两个不同粒级的物料，分别对两个不同粒级的物料进行重选，得到两个粒级的精矿和两个粒级的尾矿；该从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法能将菱锌矿从给矿中分离出来，且药剂消耗量小、且富集效果好、回收率比较理想。

权利要求

1.从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，其特征在于：以高石榴子石型硫化铅锌浮选完硫化铅和硫化锌的尾矿作为给矿，其包括以下步骤：步骤一、采用高梯度脉动强磁选机对给矿进行强磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿；

步骤二、采用浮选机对强磁选尾矿进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；

步骤三、对浮选精矿进行湿式筛分分级，获得两个不同粒级的物料，分别对两个不同粒级的物料进行摇床重选，得到两个粒级的精矿和两个粒级的尾矿；

尾矿中石榴子石含量为15-40％、Fe含量为5-10％、ZnCO3含量为1-3％；

浮选时添加组合抑制剂和组合捕收剂，并分别满足以下比例关系，组合抑制剂：给矿＝

600-900g：1t，组合捕收剂：给矿＝200-300g：1t，所述组合抑制剂包括碳酸钠、硅酸钠、氟硅酸钠、六偏磷酸钠，且由各成份的水溶液均匀混合所得；混合前各成份的水溶液的质量浓度分别为：碳酸钠的质量浓度为10％，硅酸钠的质量浓度为5％，氟硅酸钠的质量浓度为1％，六偏磷酸钠的质量浓度为2％；所述组合抑制剂中个组分溶液的质量比为：碳酸钠：硅酸钠：氟硅酸钠：六偏磷酸钠＝20:30:25:25。

2.根据权利要求1所述的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，其特征在于：在步骤二中，所述浮选包括一次粗选和两次精选。

3.根据权利要求1所述的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，其特征在于：所述组合捕收剂包括油酸钠、十二烷基硫酸钠，且由各成份的水溶液均匀混合所得。

4.根据权利要求3所述的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，其特征在于：混合前各成份的水溶液的质量浓度分别为：油酸钠的质量浓度为4％，十二烷基硫酸钠的质量浓度为2％。

5.根据权利要求4所述的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，其特征在于：组合捕收剂中个组分溶液的质量比为：油酸钠：十二烷基硫酸钠＝70：30。

说明书

从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法

技术领域

[0001] 本发明涉及选矿工艺领域，具体涉及一种从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法。

背景技术

[0002] 菱锌矿是氧化锌矿的一种主要矿物形态，属于碳酸盐系矿物。目前生产上针对菱锌矿的选矿方法主要是硫化-胺法，该工艺的实质是通过加入大量的硫化钠将菱锌矿的表面进行预先硫化后，加入胺类与高级黄药混合和捕收剂进行直接浮选。

[0003] 硫化-胺法的弊端主要有两点：

[0004] 1、对矿泥敏感，通常要在浮选之前进行脱泥，而脱泥作业会导致锌金属大量损失在泥产品中，使得最终的回收率低于50％；2、预硫化消耗的硫化钠量大(一般在10-50kg/吨*给矿)，预硫化的时间长(一般在10-20分钟)，由于硫化钠本身也是一种消泡剂，硫化钠用量的加大导致具有起泡性能的胺类捕收剂用量也需要随之加大才能确保浮选泡沫的稳定性，而捕收剂用量过大又会导致夹带严重而影响精矿品位，在实际生产中为了确保硫化效果硫化钠用量不断加大，为了确保泡沫稳定性捕收剂用量亦随之加大，导致恶性循环，使得生产药剂用量大、精矿品位低。

[0005] 由于伴生在硫化铅锌矿中的菱锌矿通常品位较低(＜3％)且较硫化铅锌矿易磨、易碎，导致该原料含泥高，采用常规的硫化-胺浮选方法不但药剂消耗量大，而且富集效果、回收率均不理想。

[0006] 综上可知，现需提供一种药剂消耗量小、且富集效果好、回收率理想的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法。

发明内容

[0007] 为此，本发明提供了一种从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，以高石榴子石型硫化铅锌浮选完硫化铅和硫化锌的尾矿作为给矿，其包括以下步骤：

[0008] 步骤一、采用高梯度脉动强磁选机对给矿进行强磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿；

[0009] 步骤二、采用浮选机对强磁选尾矿进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；

[0010] 步骤三、对浮选精矿进行湿式筛分分级，获得两个不同粒级的物料，分别对两个不同粒级的物料进行重选，得到两个粒级的精矿和两个粒级的尾矿。

[0011] 在步骤二中，浮选时添加组合抑制剂和组合捕收剂，并分别满足以下比例关系，组合抑制剂∶给矿＝600-900g∶1t，组合捕收剂∶给矿＝200-300g∶1t。

[0012] 所述组合抑制剂包括碳酸钠、硅酸钠、氟硅酸钠、六偏磷酸钠，且由各成份的水溶液均匀混合所得。

[0013] 在步骤二中，所述浮选包括一次粗选和两次精选。

[0014] 混合前各成份的水溶液的质量浓度分别为：碳酸钠的质量浓度为10％，硅酸钠的质量浓度为5％，氟硅酸钠的质量浓度为1％，六偏磷酸钠的质量浓度为2％。

[0015] 所述组合抑制剂中个组分溶液的质量比为：

[0016] 碳酸钠∶硅酸钠∶氟硅酸钠∶六偏磷酸钠＝20∶30∶25∶25。

[0017] 所述组合捕收剂包括油酸钠、十二烷基硫酸钠，且由各成份的水溶液均匀混合所得。

[0018] 混合前各成份的水溶液的质量浓度分别为：油酸钠的质量浓度为4％，十二烷基硫酸钠的质量浓度为2％。

[0019] 组合捕收剂中个组分溶液的质量比为：

[0020] 油酸钠∶十二烷基硫酸钠＝70∶30。

[0021] 尾矿中的质量含量为：尾矿中石榴子石含量为15-40％、Fe含量为5-10％、ZnCO3含量为1-3％。

[0022] 本发明相对于现有技术，具有如下优点之处：

[0023] 1、在本发明中，首先，给矿中的石榴子石等含铁矿物属于比磁化系数较高的磁性矿物，而所要回收矿物菱锌矿属于逆磁性(非磁性)矿物，因此采用磁选可以将菱锌矿与其他磁性矿物进行有效分离，实现预富集；其次，浮选时，可浮性较好的主要矿物有方解石、白云石、菱锌矿、细泥，其比重从大到小依次是菱锌矿＞白云石＞方解石＞细泥，所以通过摇床重选能将菱锌矿从浮选精矿中有效分离出来；因此，该从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法能将菱锌矿从给矿中分离出来，且药剂消耗量小、且富集效果好、回收率比较理想。

[0024] 2、在本发明中，强磁选尾矿中的矿物主要分为硅酸盐类和碳酸盐类，两种矿物表面的性质存在较大差异，组合抑制剂用于抑制硅酸盐矿物；其中，碳酸钠属于矿浆的pH值调整剂，可以将矿浆的pH值稳定在9-10区间，在该区间内硅酸盐矿物表面呈负电性，与阴离子脂肪酸捕收剂不发生相互吸附，硅酸钠属于矿泥的高效分散剂，可以有效将细粒矿物进行分散，强化药剂的靶向作用；氟硅酸钠、六偏磷酸钠属于硅酸盐矿物的抑制剂，能在碱性条件下与硅酸盐矿物发生选择性吸附，使其可浮性下降，将四种药剂的水溶液互配后的螯合物对硅酸盐类矿物具有较强的选择性抑制作用。

[0025] 3、在本发明中，浮选过程中添加组合捕收剂，组合捕收剂中的油酸钠是碱性条件下碳酸盐矿物的高效捕收剂，但其浮选的泡沫粘度和浓度较大易造成夹带，十二烷基硫酸钠是一种阴离子表面活性剂，其在碱性条件下具有较好的起泡性能，因此将油酸钠与十二烷基硫酸钠混合后可以改善浮选泡沫的粘度，降低泡沫浓度减少夹带，确保浮选精矿的富集比。

[0026] 在本发明中，浮选精矿主要是碳酸盐矿物，菱锌矿的比重在碳酸盐矿物中相对较大，而其余密度较大的含铁矿物在强磁选作业中已经脱除，因此通过摇床重选的方法易于实现菱锌矿与其他碳酸盐矿物的有效分离，使其得到进一步富集。

附图说明

[0027] 为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案，下面将对具体实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施方式，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

[0028] 图1为本发明所述的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法流程示意图。

具体实施方式

[0029] 下面将结合附图对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

[0030] 此外，下面所描述的本发明不同实施方式中所涉及的技术特征只要彼此之间未构成冲突就可以相互结合。

[0031] 如图1所示，本实施例提供了从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法，以高石榴子石型硫化铅锌浮选完硫化铅和硫化锌的尾矿作为给矿，其包括以下步骤：

[0032] 步骤一、采用高梯度脉动强磁选机对给矿进行强磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿；

[0033] 步骤二、采用浮选机对强磁选尾矿进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；

[0034] 步骤三、对浮选精矿进行湿式筛分分级，获得两个不同粒级的物料，分别对两个不同粒级的物料进行重选，得到两个粒级的精矿和两个粒级的尾矿。

[0035] 在本实施例中，尾矿中的质量含量为：尾矿中石榴子石含量为15-40％、Fe含量为5-10％、ZnCO3含量为1-3％。

[0036] 具体地，首先，给矿中的石榴子石等含铁矿物属于比磁化系数较高的磁性矿物，而所要回收矿物菱锌矿属于逆磁性(非磁性)矿物，因此采用磁选可以将菱锌矿与其他磁性矿物进行有效分离，实现预富集；其次，浮选时，可浮性较好的主要矿物有方解石、白云石、菱锌矿、细泥，其比重从大到小依次是菱锌矿＞白云石＞方解石＞细泥，所以通过摇床重选能将菱锌矿从浮选精矿中有效分离出来；因此，该从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法能将菱锌矿从给矿中分离出来，且药剂消耗量小、且富集效果好、回收率比较理想。

[0037] 在步骤二中，浮选时添加组合抑制剂和组合捕收剂，并分别满足以下比例关系，组合抑制剂∶给矿＝600-900g∶1t，组合捕收剂∶给矿＝200-300g∶1t。

[0038] 具体地，所述组合抑制剂包括碳酸钠、硅酸钠、氟硅酸钠、六偏磷酸钠，且由各成份的水溶液均匀混合所得；混合前各成份的水溶液的质量浓度分别为：碳酸钠的质量浓度为10％，硅酸钠的质量浓度为5％，氟硅酸钠的质量浓度为1％，六偏磷酸钠的质量浓度为2％。
其中，作为优选的实施方式，所述组合抑制剂中个组分溶液的质量比为：碳酸钠∶硅酸钠∶氟硅酸钠∶六偏磷酸钠＝20∶30∶25∶25。

[0039] 在本实施例中，强磁选尾矿中的矿物主要分为硅酸盐类和碳酸盐类，两种矿物表面的性质存在较大差异，组合抑制剂用于抑制硅酸盐矿物；其中，碳酸钠属于矿浆的pH值调整剂，可以将矿浆的pH值稳定在9-10区间，在该区间内硅酸盐矿物表面呈负电性，与阴离子脂肪酸捕收剂不发生相互吸附，硅酸钠属于矿泥的高效分散剂，可以有效将细粒矿物进行分散，强化药剂的靶向作用；氟硅酸钠、六偏磷酸钠属于硅酸盐矿物的抑制剂，能在碱性条件下与硅酸盐矿物发生选择性吸附，使其可浮性下降，将四种药剂的水溶液互配后的螯合物对硅酸盐类矿物具有较强的选择性抑制作用。

[0040] 具体地，所述组合捕收剂包括油酸钠、十二烷基硫酸钠，且由各成份的水溶液均匀混合所得；其中，混合前各成份的水溶液的质量浓度分别为：油酸钠的质量浓度为4％，十二烷基硫酸钠的质量浓度为2％。在本实施例中，作为优选的实施方式，组合捕收剂中个组分溶液的质量比为：油酸钠∶十二烷基硫酸钠＝70∶30。

[0041] 在本实施例中，浮选过程中添加组合捕收剂，组合捕收剂中的油酸钠是碱性条件下碳酸盐矿物的高效捕收剂，但其浮选的泡沫粘度和浓度较大易造成夹带，十二烷基硫酸钠是一种阴离子表面活性剂，其在碱性条件下具有较好的起泡性能，因此将油酸钠与十二烷基硫酸钠混合后可以改善浮选泡沫的粘度，降低泡沫浓度减少夹带，确保浮选精矿的富集比。

[0042] 进一步地，在步骤二中，所述浮选包括一次粗选和两次精选；具体地，在对经步骤一处理后的矿浆先后添加组合抑制剂和组合捕收剂后进行粗选，粗选槽底产品即为浮选尾矿，粗选泡沫流入精选1的浮选槽进行第一次精选；在粗选段的泡沫槽中添加组合抑制剂，精选1的槽底产品返回至粗选泡沫槽，精选1的泡沫产品流入精选2的浮选槽进行第二次精选，精选2的槽底产品返回精选1的泡沫槽，精选2的泡沫产品即为浮选精矿；在本实施例中，通过浮选过程中的一次粗选和两次精选大大提高浮选精矿的产率。

[0043] 在上述实施例的基础上，在步骤三中，采用口径为0.032mm的筛子进行湿式筛分分级，获得粒级大于0.032mm粒级的物料和粒级小于0.032mm粒级的物料，分别对两个粒级的物料采用摇床进行重选，得到两个粒级的摇床精矿和两个粒级的摇床尾矿。

[0044] 在本实施例中，浮选精矿主要是碳酸盐矿物，菱锌矿的比重在碳酸盐矿物中相对较大，而其余密度较大的含铁矿物在强磁选作业中已经脱除，因此通过摇床重选的方法易于实现菱锌矿与其他碳酸盐矿物的有效分离，使其得到进一步富集。

[0045] 本实施例优选的具体实施方式如下：

[0046] 本实施例的给矿为内蒙古扎兰屯某铅锌银多金属矿的浮选尾矿，该给矿中的石榴子石含量为25％，ZnCO3含量为1.75％，Fe含量为7.62％。主要成分如下表：

[0047] (本申请中，除有特别说明外，各百分数均为质量百分数)

[0048] 表1硫化铅锌浮选尾矿主要化学元素分析结果

[0049]

[0050] 针对上述浮选尾矿，本实施例使用的工艺流程如图1所示，具体的步骤如下：

[0051] (1)采用高梯度脉动强磁选机对给矿进行强磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿；其中，所述高梯度脉动强磁选机的磁场强度为1.2特斯拉，磁选给矿的矿浆浓度(干矿重量与水的比例)为15-25％；强磁选后获得一个强磁选精矿和一个强磁选尾矿，强磁选尾矿浓度为10-15％；

[0052] (2)将磁选尾矿浓缩至矿浆浓度为25-30％后，采用浮选机对强磁选尾矿进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；其中，强磁选尾矿的浓缩溢流水返回至强磁选作业的精矿冲洗作业进行循环使用；

[0053] 具体地，浮选包括一次粗选和两次精选，其具体的过程为：

[0054] 粗选：将浓缩后的矿浆引入浮选给矿搅拌桶并添加组合抑制剂，其用量为400-600g/t(以给矿计)；后添加组合捕收剂，其用量为100-200g/t(以给矿计)；矿浆与药剂在搅拌桶充分搅拌后引入浮选槽充气进行一段粗选，粗选槽底产品即为浮选尾矿，粗选泡沫经泡沫槽流入精选1的浮选槽；

[0055] 精选1：在粗选段的泡沫槽中添加组合抑制剂100-200g/t，精选1的槽底产品返回至粗选泡沫槽，精选1的泡沫产品经泡沫槽流入精选2的浮选槽；

[0056] 精选2：在精选1的泡沫槽中添加组合抑制剂100-200g/t、组合捕收剂50-100g/t，精选2的槽底产品返回至精选1泡沫槽，精选2的泡沫产品即为浮选精矿。

[0057] (3)将步骤(2)所得的浮选精矿采用高频振动筛以0.032mm为分级点进行湿式筛分，获得一个+0.032mm粒级的产品和一个-0.032mm粒级的产品；将两个产品分别引入摇床进行重选再富集，分别获得+0.032mm粒级和-0.032mm粒级的两个摇床精矿和两个摇床尾矿，将两个摇床精矿合并即为含ZnCO3为20-25％的重选菱锌矿精矿。

[0058] 在浮选过程中，抑制剂实际使用时，首先需要将各组分配置成溶液后，按照各组溶液的质量比进行混合得到混合液后再加入到矿浆中，各组分的溶液初始浓度是根据其水溶性以及使用量来确定的；

[0059] 本发明将上述组合抑制剂分别添加与配置混合液后添加进行了对比试验：

[0060] 抑制剂总添加量均保持为800g/t(其中粗选抑制剂添加量为400g/t、精选1抑制剂添加量为300g/t、精选2抑制剂添加量为100g/t)；

[0061] 组合捕收的的添加了均为260g/t(其中粗选捕收剂添加量为200g/t、精选1不添加、精选2捕收剂的添加量为60g/t)；

[0062] 对比试验结果见表2。

[0063] 表2选矿试验结果

[0064]

[0065] 由上述试验可以看出，对于ZnCO3含量为2％左右的硫化铅锌浮选尾矿，经过上述选矿工艺流程之后，获得的重选精矿中ZnCO3含量可以提高至25％左右，回收率为70％左右；而对于组合抑制剂，将各组分混合后添加获得的浮选精矿产率为17.36％，ZnCO3含量为9.73％，回收率为86.64％；而将各组分分别添加获得的浮选精矿产率为21.35％，ZnCO3含量为7.94％，回收率为87.35％。

[0066] 由此可知，本实施例提供的从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法是一种环保、高效的选矿方法，其可以直接处理石榴子石含量(按质量计算)为15-40％、含Fe为5-10％、含ZnCO3为1-3％的硫化铅锌浮选尾矿；采用本工艺方法获得的重选菱锌矿精矿ZnCO3含量可以从最初的1-3％提升至20-25％，该产品可以直接作为锌精矿进行销售，有效的实现了资源的高效利用；同时该方法流程简单、高效、工业实施简单。

[0067] 显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引伸出的显而易见的变化或变动仍处于本发明创造的保护范围之中。