一种较高氧化率泥炭质板岩铅锌矿的浮选方法与流程

本发明涉及冶金化工技术领域，尤其涉及一种用于铅锌矿的浮选选矿工艺。

背景技术

我国铅锌矿资源丰富，探明储量居世界第二，仅次于澳大利亚。自然界中，铅锌主要以硫化矿和氧化矿的形式存在，按照铅锌矿物的氧化程度，将铅锌氧化率大于30％的矿石称之为氧化矿石，将铅锌氧化率为10％～30％的矿石称之为混合矿石，而将铅锌氧化率小于10％的矿石称之为硫化矿石，本发明所述的泥炭质板岩型铅锌矿属于氧化铅锌矿石，该类型矿石的特征主要是铅原矿品位较低，且铅矿物主要以氧化铅矿物和硫化铅矿物的形式存在。锌矿物主要是以氧化锌矿物和硫化锌矿物的形式存在，属难选类型铅锌矿石。

目前，我国主要开发的铅锌矿资源是硫化铅锌矿石，其主流的选矿方法有“低碱工艺”和“高碱工艺”。对于氧化铅锌矿资源的开发相对较少，其选矿工艺主要有重(磁)-浮联合工艺、选冶联合工艺、预选脱泥-硫化浮选工艺等，这些工艺对生产条件要求高，生产成本偏高，不适合大规模工业生产。然而，对于泥炭质板岩型铅锌矿的选矿方法鲜有报道，该类型矿石的选矿难点在于矿浆中细泥和碳对铅锌矿物浮选的影响，以及至今没有一个很好的药剂制度选别氧化锌矿物。

技术实现要素：

本发明要解决的技术问题是针对泥炭质板岩型铅锌矿选矿难度大、选矿工艺流程长和铅锌选矿回收率低等问题，提供一种可实现硫化铅锌矿高效回收以及细泥、碳与氧化锌矿物高效分离的用于较高氧化率泥炭质板岩铅锌矿的浮选工艺。

为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种较高氧化率泥炭质板岩铅锌矿的浮选方法，其特征在于：该泥炭质板岩铅锌矿的铅品位为1-1.6％，锌品位为10-12％，铅氧化率为30-42％，锌氧化率为20-36％。矿石中金属矿物主要是闪锌矿，其次为菱锌矿、方铅矿、黄铁矿、白铅矿、硅锌矿等，偶见极少量银矿物，脉石矿物则以白云石居多，浮选工艺按以下步骤进行，

1)将矿石和水加入球磨机中进行，磨矿浓度为66.67％，磨矿至粒度为-0.074mm含量为75-80％；

2)将磨好的矿浆倒入浮选机，搅拌，进行硫化铅矿物粗选作业，得到硫化铅粗精矿Ⅰ和硫化铅粗选尾矿；硫化铅粗选作业的工艺条件为：使用的pH调整剂为石灰，用量为2000-4000g/t；抑制剂为水玻璃，用量为500-1000g/t；硫化锌矿物抑制剂为硫酸锌，用量为1000-2000g/t；硫化铅捕收剂为乙硫氮，用量为50-120g/t，作用时间为3-4min，起泡剂为2#油，用量为14-28g/t，作用时间为1-2min；

3)将步骤2)获得的铅粗精矿进行三次精选，得到硫化铅精矿和三个精选中矿，三个精选中矿顺序返回上一层作业；硫化铅矿物精选工艺条件为：精选Ⅰ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌400-600g/t，作用时间3-4min；精选Ⅱ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌200-400g/t，作用时间3-4min；精选Ⅲ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌100-200g/t，作用时间3-4min；

4)将步骤2)获得的铅粗选尾矿进行一次铅扫选，得到硫化铅扫选中矿和硫化铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选尾矿进入硫化锌粗选作业；硫化铅扫选作业的工艺条件为：硫化锌抑制剂硫酸锌用量为400-600g/t，硫化铅捕收剂用量为30-50g/t，作用时间3-4min；

5)将步骤4)获得的硫化铅扫选尾矿进行硫化锌粗选，得到硫化锌粗精矿和硫化锌粗选尾矿；硫化锌粗选作业工艺条件为：石灰用量为700-1500g/t,硫酸铜用量为350-450g/t，丁基黄药用量为100-150g/t，作用时间为3-4min，2#油用量为14-28g/t，作用时间为1-2min；

6)将步骤5)获得的硫化锌粗精矿进行一次精选，得到硫化锌精矿和中矿，中矿顺序返回上一层作业；硫化锌精选作业的工艺条件为：加入石灰调整pH≥12，作用时间为2-3min；

7)将步骤5)获得的硫化锌粗选尾矿进行两次扫选，获得扫选中矿和扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选尾矿依次进入下一浮选作业；硫化锌扫选作业工艺条件为：硫化锌扫选Ⅰ加入活化剂硫酸铜150-250g/t，加入捕收剂丁基黄药50-70g/t，作业时间3-4min；扫选Ⅱ加入活化剂硫酸铜50-150g/t，加入捕收剂丁基黄药20-40g/t，作业时间3-4min；

8)将步骤7)中扫选二获得的尾矿进行氧化锌粗选，得到氧化锌粗精矿和氧化锌粗选尾矿；氧化锌粗选作业工艺条件为：加入调整剂碳酸钠1500-2000g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为700-1500g/t和400-600g/t，加入硫化剂硫化钠5000-7000g/t，加入活化剂硫酸铵400-600g/t，加入组合捕收剂十八胺和十六胺，用量分别为200-400g/t和200-400g/t，作用时间3-4min；加入2#油7-21g/t，作用时间1-2min；

9)将步骤8)获得的氧化锌粗精矿进行四次精选，获得氧化锌精矿和精选中矿，精选中矿顺序返回到上一层作业；氧化锌精选作业工艺条件为：精选Ⅰ加入碳酸钠700-1500g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为400-600g/t和200-400g/t，作用时间3-4min；精选Ⅱ加入碳酸钠400-600g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为200-400g/t和100-300g/t，作用时间3-4min；精选Ⅲ入碳酸钠200-400g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为100-300g/t和50-150g/t，作用时间3-4min；精选Ⅳ入碳酸钠100-300g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为50-150g/t和40-60g/t，作用时间3-4min；

10)将步骤9)获得的氧化锌粗选尾矿进行二次扫选，得到的扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，排入尾矿库；氧化锌扫选作业的工艺条件为：扫选Ⅰ加入硫化剂硫化钠2000-4000g/t，加入活化剂硫酸铵100-300g/t，加入组合捕收剂剂十八胺和十六胺，用量分别为200-400g/t和200-400g/t，作用时间3-4min；扫选Ⅱ加入硫化剂硫化钠1000-2000g/t，加入活化剂硫酸铵50-150g/t，加入组合捕收剂剂十八胺和十六胺，用量分别为100-300g/t和100-300g/t，作用时间3-4min。

本发明的主要特点在于：第一，本发明利用不同矿物的浮游特性，将易浮选的硫化铅锌依次浮出后，浮选尾矿直接浮选氧化锌矿物，缩短了浮选工艺流程，降低了生产成本。

第二，先利用调整剂碳酸钠将矿浆中的细泥进行分散，同时起到调整矿浆电位的作用；再利用组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠中的阴离子通过静电吸附作用将矿浆中带正电的细泥吸附后沉淀，从氧化锌表面脱落，解决了矿泥罩盖氧化锌矿物表面而导致其难以被捕收剂捕获的难题。

第三，利用硫化剂硫化钠和活化剂硫酸铵将氧化镁表面硫化和活化，利用组合阴离子捕收剂十八胺和十六胺的协同效应将氧化锌矿物捕收，进而将氧化锌矿物浮出，有效地将氧化锌矿物进行捕收，较好的实现了氧化锌矿物与脉石矿物的分离，解决了氧化锌矿物难以被选别和捕收的难题。通过本发明的选矿方法，既降低了选矿生产成本，又提高了锌矿物的选矿回收率，解决了泥炭质斑岩型铅锌矿的选矿难题，可为企业增加经济效益。

由此，通过本发明的方法可以不需要对硫化锌扫选尾矿进行预脱泥工艺，从而可缩短工艺流程短，通过将硫化锌尾矿直接浮选氧化锌，经过四次精选即可获得氧化锌锌精矿。

附图说明

图1为本发明工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图1通过具体实施例对本发明做进一步说明：

实施例1，矿石性质：铅品位为1.11％，锌品位为11.33％，铅氧化率为41.49％，锌氧化率为35.21％。矿石中金属矿物主要是闪锌矿，其次为菱锌矿、方铅矿、黄铁矿、白铅矿、硅锌矿等，偶见极少量银矿物，脉石矿物则以白云石居多。

按以下步骤进行操作：

1)将矿石和水加入球磨机中，磨矿浓度为66.67％，磨矿至粒度为-0.074mm含量为75％；

2)将磨好的矿浆倒入浮选机，搅拌，进行硫化铅矿物粗选作业，得到硫化铅粗精矿Ⅰ和硫化铅粗选尾矿；硫化铅粗选作业的工艺条件为：使用的pH调整剂为石灰，用量为3000g/t，硫化锌矿物抑制剂为硫酸锌，用量为1000g/t。硫化铅捕收剂为乙硫氮，用量为80g/t，作用时间为3-4min，起泡剂为2#油，用量为21g/t，作用时间为1-2min；

3)将步骤2)获得的铅粗精矿进行三次精选，得到硫化铅精矿和三个精选中矿，三个精选中矿顺序返回上一层作业；硫化铅矿物精选工艺条件为：精选Ⅰ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌500g/t，作用时间3-4min；精选Ⅱ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌300g/t，作用时间3-4min；精选Ⅲ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌100g/t，作用时间3-4min；

4)将步骤2)获得的铅粗选尾矿进行一次铅扫选，得到硫化铅扫选中矿和硫化铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选尾矿进入硫化锌粗选作业；硫化铅扫选作业的工艺条件为：硫化锌抑制剂硫酸锌用量为500g/t，硫化铅捕收剂用量为40g/t，作用时间3-4min；

5)将步骤4)获得的硫化铅扫选尾矿进行硫化锌粗选，得到硫化锌粗精矿和硫化锌粗选尾矿；硫化锌粗选作业工艺条件为：石灰用量为1000g/t,硫酸铜用量为400g/t，丁基黄药用量为120g/t，作用时间为3-4min，2#油用量为21g/t，作用时间为1-2min；

6)将步骤5)获得的硫化锌粗精矿进行一次精选，得到硫化锌精矿和中矿，中矿顺序返回上一层作业。硫化锌精选作业的工艺条件为：加入石灰调整pH≥12，作用时间为2-3min；

7)将步骤5)获得的硫化锌粗选尾矿进行两次扫选，获得扫选中矿和扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选尾矿依次进入下一浮选作业。硫化锌扫选作业工艺条件为：硫化锌扫选Ⅰ加入活化剂硫酸铜200g/t，加入捕收剂丁基黄药60g/t，作业时间3-4min；扫选Ⅱ加入活化剂硫酸铜100g/t，加入捕收剂丁基黄药30g/t，作业时间3-4min；

8)将步骤7)中扫选二获得的尾矿进行氧化锌粗选，得到氧化锌粗精矿和氧化锌粗选尾矿。氧化锌粗选作业工艺条件为：加入调整剂碳酸钠2000g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为1000g/t和500g/t，加入硫化剂硫化钠6000g/t，加入活化剂硫酸铵500g/t，加入组合捕收剂十八胺和十六胺，用量分别为300g/t和300g/t，作用时间3-4min，加入2#油14g/t，作用时间1-2min；

9)将步骤8)获得的氧化锌粗精矿进行四次精选，获得氧化锌精矿和精选中矿，精选中矿顺序返回到上一层作业。氧化锌精选作业工艺条件为：精选Ⅰ加入碳酸钠1000g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为500g/t和300g/t，作用时间3-4min；精选Ⅱ加入碳酸钠500g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为300g/t和200g/t，作用时间3-4min；精选Ⅲ入碳酸钠300g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为200g/t和100g/t，作用时间3-4min；精选Ⅳ入碳酸钠200g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为100g/t和50g/t，作用时间3-4min；

10)将步骤8)获得的氧化锌粗选尾矿进行二次扫选，得到的扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，排入尾矿库。氧化锌扫选作业的工艺条件为：扫选Ⅰ加入硫化剂硫化钠3000g/t，加入活化剂硫酸铵200g/t，加入组合捕收剂剂十八胺和十六胺，用量分别为200g/t和200g/t，作用时间3-4min；扫选Ⅱ加入硫化剂硫化钠1500g/t，加入活化剂硫酸铵100g/t，加入组合捕收剂剂十八胺和十六胺，用量分别为100g/t和100g/t，作用时间3-4min。

对比条件1：硫化铅锌矿浮选条件及工艺与本发明相同，氧化锌浮选工艺为预先脱泥，再用硫化钠硫化、单一抑制剂六偏磷酸钠抑制脉石矿物、单一捕收剂十二胺捕收氧化锌矿物、2#油作起泡剂。

浮选结果如表1所示：

表1浮选试验指标(wt％)

由表1可知，通过采用本发明方法处理该铅锌矿，在原矿含铅1.11％、含锌11.33％、铅氧化率为41.49％、锌氧化率为35.21％的情况下，可获得硫化铅精矿铅品位43.27％、铅回收率为41.19％，硫化锌精矿锌品位56.59％、锌回收率67.24％，氧化锌精矿锌品位23.43％、锌回收率22.67％。本发明方法较传统方法氧化锌精矿品位提高了0.31个百分点，回收率提高了5.72个百分点。采用本发明方法可对铅锌矿中氧化率为35.21％氧化锌进行高效的回收，优势显著。

实施例2，矿石性质：铅品位为1.54％，锌品位为10.15％，铅氧化率为30.46％，锌氧化率为20.02％。矿石中金属矿物主要是闪锌矿，其次为菱锌矿、方铅矿、黄铁矿、白铅矿、硅锌矿等，偶见极少量银矿物，脉石矿物则以白云石居多。

按以下步骤进行操作：

1)将矿石和水加入球磨机中，磨矿浓度为66.67％，磨矿至粒度为-0.074mm含量为80％；

2)将磨好的矿浆倒入浮选机，搅拌，进行硫化铅矿物粗选作业，得到硫化铅粗精矿Ⅰ和硫化铅粗选尾矿；硫化铅粗选作业的工艺条件为：使用的pH调整剂为石灰，用量为4000g/t，硫化锌矿物抑制剂为硫酸锌，用量为800g/t。硫化铅捕收剂为乙硫氮，用量为70g/t，作用时间为3-4min，起泡剂为2#油，用量为21g/t，作用时间为1-2min；

3)将步骤2)获得的铅粗精矿进行三次精选，得到硫化铅精矿和三个精选中矿，三个精选中矿顺序返回上一层作业；硫化铅矿物精选工艺条件为：精选Ⅰ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌400g/t，作用时间3-4min；精选Ⅱ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌200g/t，作用时间3-4min；精选Ⅲ加入石灰调整矿浆pH≥10，加入硫化锌矿物抑制剂硫酸锌50g/t，作用时间3-4min；

4)将步骤2)获得的铅粗选尾矿进行一次铅扫选，得到硫化铅扫选中矿和硫化铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选尾矿进入硫化锌粗选作业；硫化铅扫选作业的工艺条件为：硫化锌抑制剂硫酸锌用量为400g/t，硫化铅捕收剂用量为30g/t，作用时间3-4min；

5)将步骤4)获得的硫化铅扫选尾矿进行硫化锌粗选，得到硫化锌粗精矿和硫化锌粗选尾矿；硫化锌粗选作业工艺条件为：石灰用量为1500g/t,硫酸铜用量为300g/t，丁基黄药用量为120g/t，作用时间为3-4min，2^#油用量为28g/t，作用时间为1-2min；

6)将步骤5)获得的硫化锌粗精矿进行一次精选，得到硫化锌精矿和中矿，中矿顺序返回上一层作业。硫化锌精选作业的工艺条件为：加入石灰调整pH≥12，作用时间为2-3min；

7)将步骤5)获得的硫化锌粗选尾矿进行两次扫选，获得扫选中矿和扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选尾矿依次进入下一浮选作业。硫化锌扫选作业工艺条件为：硫化锌扫选Ⅰ加入活化剂硫酸铜150g/t，加入捕收剂丁基黄药40g/t，作业时间3-4min；扫选Ⅱ加入活化剂硫酸铜70g/t，加入捕收剂丁基黄药20g/t，作业时间3-4min；

8)将步骤7)中扫选二获得的尾矿进行氧化锌粗选，得到氧化锌粗精矿和氧化锌粗选尾矿。氧化锌粗选作业工艺条件为：加入调整剂碳酸钠1500g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为800g/t和400g/t，加入硫化剂硫化钠5000g/t，加入活化剂硫酸铵300g/t，加入组合捕收剂十八胺和十六胺，用量分别为200g/t和200g/t，作用时间3-4min，加入2#油7g/t，作用时间1-2min；

9)将步骤8)获得的氧化锌粗精矿进行四次精选，获得氧化锌精矿和精选中矿，精选中矿顺序返回到上一层作业。氧化锌精选作业工艺条件为：精选Ⅰ加入碳酸钠800g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为400g/t和200g/t，作用时间3-4min；精选Ⅱ加入碳酸钠400g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为200g/t和150g/t，作用时间3-4min；精选Ⅲ入碳酸钠200g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为150g/t和70g/t，作用时间3-4min；精选Ⅳ入碳酸钠100g/t，加入组合抑制剂水玻璃和六偏磷酸钠，用量分别为50g/t和30g/t，作用时间3-4min；

10)将步骤8)获得的氧化锌粗选尾矿进行二次扫选，得到的扫选中矿顺序返回上一层作业，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，排入尾矿库。氧化锌扫选作业的工艺条件为：扫选Ⅰ加入硫化剂硫化钠2000g/t，加入活化剂硫酸铵150g/t，加入组合捕收剂剂十八胺和十六胺，用量分别为150g/t和150g/t，作用时间3-4min；扫选Ⅱ加入硫化剂硫化钠1000g/t，加入活化剂硫酸铵50g/t，加入组合捕收剂剂十八胺和十六胺，用量分别为50g/t和50g/t，作用时间3-4min。

对比条件2：硫化铅锌矿浮选条件及工艺与本发明相同，氧化锌浮选工艺为预先脱泥，再用硫化钠硫化、单一抑制剂六偏磷酸钠抑制脉石矿物、单一捕收剂十二胺捕收氧化锌矿物、2#油作起泡剂。

浮选结果如表1所示：

表2浮选试验指标(wt％)

由表2可知，通过采用本发明方法处理该铅锌矿，在原矿含铅1.54％、含锌10.26％、铅氧化率为30.46％、锌氧化率为20.02％的情况下，可获得硫化铅精矿铅品位47.53％、铅回收率为39.31％，硫化锌精矿锌品位55.25％、锌回收率80.68％，氧化锌精矿锌品位25.16％、锌回收率13.12％。本发明方法较传统方法氧化锌精矿锌品位基本不变，锌回收率提高了5.55个百分点。采用本发明方法可对铅锌矿中氧化率为20.02％氧化锌进行高效的回收，优势显著。

以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。