自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法
技术领域
1.本发明涉及一种选矿方法，尤其涉及一种自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法。
背景技术：
2.铅锌是一种重要金属，广泛应用于电气工业、机械工业、冶金工业、化学工业等领域。
3.我国铅锌矿产资源丰富，分布广。但是，我国铅锌矿矿石类型复杂，品位不高，伴生元素多，可选性差异大，给选矿带来很大困难。
4.高硫铅锌矿因硫元素含量高，在浮选过程中硫容易浮出而难以获得高品位铅、锌精矿。因而大多数只能采用传统的高碱选矿工艺，通过添加大量石灰把矿浆ph调整到12以上，配合硫酸锌、亚硫酸盐等常规抑制剂来充分抑制非目的矿物，达到分选目的。
5.但是，高碱工艺存在以下问题：1）大量石灰加入对伴生金、银有抑制作用，选锌过程中ph值过高容易抑制铁闪锌矿物，降低了锌回收率；2）硫铁矿因为受到石灰的强烈抑制，在浮选过程中活化困难，需要添加大量硫酸，硫精矿回收率低；3）石灰过多导致浮选管路结垢容易堵塞；4）尾矿矿浆ph值高，cod含量高，重金属离子含量高，废水处理成本高，环保风险压力大大增加。
6.如何克服现有高碱选矿技术的不足，找到一种高硫铅锌矿在自然ph条件不使用石灰的高效分选铅锌的新方法，是本领域迫切需要解决的技术问题。
技术实现要素：
7.本发明要解决的技术问题在于提供一种自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法，以实现在自然ph条件不使用石灰能够高效分选铅锌。
8.为了解决上述技术问题，本发明的自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法，包括如下步骤：（1）磨矿，对原矿破碎磨矿至
‑
74um占68
‑
72%，得到细物料a；（2）选铅，自然ph条件下，在细物料a中依次加入锌硫抑制剂cz
‑
1和选铅捕收剂hsp
‑
1，经过两次粗选，两次扫选，四次精选得到铅精矿b和铅尾矿c；（3）选锌：自然ph条件下，将铅尾矿c加入硫抑制剂cz
‑
2，锌活化剂硫酸铜，锌捕收剂hsp
‑
2，经过一次粗选，三次扫选，三次精选得到锌精矿d。
9.所述步骤（2）中，铅粗选二的泡沫添加柴油搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫添加锌硫抑制剂cz
‑
1、铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫和铅粗一泡沫合并搅拌后进行三段精选，三段精选泡沫搅拌后进行四段精选，四段精选泡沫为铅精矿；精选中矿顺序返回；铅粗选一中矿添加铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行铅粗选二作业，铅粗选二中矿合并铅扫一泡沫添加铅捕收剂搅拌后进行扫选作业，扫选泡沫分别顺序返回上一作业。
10.所述步骤（2）中，锌硫抑制剂cz
‑
1是单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠组成，单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠的重量比为4
‑
8：2
‑
5：2
‑
6。
11.所述步骤（2）中，铅捕收剂hsp
‑
1由二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇组成，二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇的重量比为1
‑
6：1
‑
4：3
‑
6。
12.所述步骤（3）中，锌粗选中矿添加锌活化剂、锌捕收剂后进行一段扫选，一段扫选添加锌活化剂、锌捕收剂搅拌后进行二段扫选，二段扫选中矿搅拌后进行三段扫选，扫选泡沫顺序返回上一段作业；锌粗选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫搅拌后进行三段精选，三段精选精矿为锌精矿。
13.所述步骤（3）中，硫抑制剂cz
‑
2是焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠组成，焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠的重量比为3
‑
8：1
‑
3：1
‑
6。
14.所述步骤（3）中，锌捕收剂hsp
‑
2由乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200组成，乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200的重量比为1
‑
7：2
‑
5：3
‑
8。
15.所述步骤（2）中，粗选一的工艺条件为：加入抑制剂300
‑
500g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂100
‑
180g/t，辅助捕收剂柴油15
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；粗选二的工艺条件为：加入铅捕收剂20
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为：加入铅捕收剂10
‑
20g/t；精选一的工艺条件为：加入辅助捕收剂柴油5
‑
10g/t；精选二的工艺条件为：加入锌硫抑制剂100
‑
200g/t，铅捕收剂10
‑
30g/t。
16.所述步骤（3）中，粗选加入硫抑制剂300
‑
600g/t，锌活化剂硫酸铜400
‑
800g/t，锌捕收剂30
‑
80g/t，起泡剂5
‑
20g/t；精选一工艺条件为：添加硫抑制剂100
‑
300g/t搅拌后进行二段精选；精选二工艺条件为：加入硫抑制剂50
‑
200g/t，锌捕收剂2
‑
6g/t，搅拌后进行三段精选；三段精矿为锌精矿；扫选一的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜30
‑
80g/t，锌捕收剂3
‑
5g/t；扫选二的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜20
‑
60g/t，锌捕收剂2
‑
4g/t。
17.所述ph值为6
‑
8。
18.本发明的方法，为了实现在自然ph条件不使用石灰能够高效分选铅锌，发明并配合使用了锌硫抑制剂cz
‑
1、铅捕收剂hsp
‑
1和硫抑制剂cz
‑
2、锌捕收剂hsp
‑
2，实现了高硫铅锌矿在自然ph条件下对硫矿物的有效抑制，解决了高硫铅锌矿铅硫矿物必须使用石灰才能有效分选及高硫铅锌矿锌硫分离的难题，获得了更好的铅、锌精矿品位和回收率。铅精矿品位可达66%以上，铅回收率可达90%以上；锌精矿品位从45%提高到46%以上，锌回收率从92%提高到94%以上。本发明的选矿药剂清洁环保，浮选后尾水cod含量低于国标，有效降低了废水处理成本，提高了废水循环利用率。
19.本发明的选矿方法具有以下技术创新、特点：（1）本发明取消了常规高硫铅锌矿铅锌浮选需要加入大量石灰，节约了石灰制备、人工、砂泵扬送等成本；（2）本发明浮选矿浆ph值为6
‑
8，为矿浆的自然ph范围，抑制剂用量小，对伴生金、银贵金属抑制作用弱，有效提升了铅精矿中伴生金、银矿物回收率；（3）本发明使用的铅浮选捕收剂hsp
‑
1在选铅过程中对铅矿物选择性好，对锌矿物、硫铁矿物几乎无捕收作用，适合于铅与锌硫矿物的分选，容易获得高品质铅精矿；（4）本发明使用的锌浮选捕收剂hsp
‑
2对锌矿物具有特殊的分选效果，对硫铁矿捕收性极弱，有利于锌硫分离，获得高品质锌精矿，在自然ph值条件下，无大量石灰的过度抑
制，铁闪锌矿物可浮性明显改善；（5）本发明浮选尾水cod含量＜60ml/l，重金属离子含量低，浮选尾矿水不需要处理cod，废水处理成本显著下降，本质上提高了矿山环保水平；（6）浮选操作更加简单、稳定、容易掌控，不会因为石灰质量波动、供应不足等引起ph值变化，导致浮选作业指标的大幅度波动。
具体实施方式
20.下面结合具体实施方式对本发明作详细描述：本发明的自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法包括如下步骤：（1）磨矿，对原矿破碎磨矿至
‑
74um占68
‑
72%，得到细物料a。
21.（2）选铅，自然ph条件下，在细物料a中依次加入锌硫抑制剂cz
‑
1和选铅捕收剂hsp
‑
1，经过两次粗选，两次扫选，四次精选得到铅精矿b和铅尾矿c。
22.铅粗选二的泡沫添加柴油搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫添加锌硫抑制剂cz
‑
1、铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫和铅粗一泡沫合并搅拌后进行三段精选，三段精选泡沫搅拌后进行四段精选，四段精选泡沫为铅精矿；精选中矿顺序返回；铅粗选一中矿添加铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行铅粗选二作业，铅粗选二中矿合并铅扫一泡沫添加铅捕收剂搅拌后进行扫选作业，扫选泡沫分别顺序返回上一作业。
23.锌硫抑制剂cz
‑
1是单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠组成，单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠的重量比为4
‑
8：2
‑
5：2
‑
6。
24.铅捕收剂hsp
‑
1由二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇组成，二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇的重量比为1
‑
6：1
‑
4：3
‑
6。
25.粗选一的工艺条件为：加入抑制剂300
‑
500g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂100
‑
180g/t，辅助捕收剂柴油15
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；粗选二的工艺条件为：加入铅捕收剂20
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为：加入铅捕收剂10
‑
20g/t；精选一的工艺条件为：加入辅助捕收剂柴油5
‑
10g/t；精选二的工艺条件为：加入锌硫抑制剂100
‑
200g/t，铅捕收剂10
‑
30g/t。
26.（3）选锌：自然ph条件下，将铅尾矿c加入硫抑制剂cz
‑
2，锌活化剂硫酸铜，锌捕收剂hsp
‑
2，经过一次粗选，三次扫选，三次精选得到锌精矿d。
27.锌粗选中矿添加锌活化剂、锌捕收剂后进行一段扫选，一段扫选添加锌活化剂、锌捕收剂搅拌后进行二段扫选，二段扫选中矿搅拌后进行三段扫选，扫选泡沫顺序返回上一段作业；锌粗选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫搅拌后进行三段精选，三段精选精矿为锌精矿。
28.硫抑制剂cz
‑
2是焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠组成，焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠的重量比为3
‑
8：1
‑
3：1
‑
6。
29.锌捕收剂hsp
‑
2由乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200组成，乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200的重量比为1
‑
7：2
‑
5：3
‑
8。
30.粗选加入硫抑制剂300
‑
600g/t，锌活化剂硫酸铜400
‑
800g/t，锌捕收剂30
‑
80g/t，起泡剂5
‑
20g/t；精选一工艺条件为：添加硫抑制剂100
‑
300g/t搅拌后进行二段精选；精选
二工艺条件为：加入硫抑制剂50
‑
200g/t，锌捕收剂2
‑
6g/t，搅拌后进行三段精选；三段精矿为锌精矿；扫选一的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜30
‑
80g/t，锌捕收剂3
‑
5g/t；扫选二的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜20
‑
60g/t，锌捕收剂2
‑
4g/t。
31.本发明的方法中，ph值为6
‑
8，即在自然ph条件下进行。
32.实施例一湖南某铅锌选矿厂，原矿含铅2.43%、锌6.50%、硫20.56%、银70g/t；主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿等硫化矿物，铅矿物可浮性好，锌因为含铁高，可浮性差，硫矿物嵌布粒度粗，可浮性较好。
33.将上述原矿采用本发明的方法步骤处理：（1）磨矿：将原矿磨细，磨矿细度为
‑
74um含量占68%
‑
72%。
34.（2）选铅：优先选铅粗选一的工艺条件为：加入锌硫抑制剂500g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂160g/t，辅助捕收剂柴油20g/t，搅拌2
‑
3分钟；粗选一的工艺条件为加入铅捕收剂20g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为加入铅捕收剂10g/t；精选一的工艺条件为加入辅助捕收剂柴油5g/t；精选二的工艺条件为加入锌硫抑制剂100g/t，铅捕收剂10g/t。
35.（3）选锌：锌粗选加入硫抑制剂450g/t，锌活化剂硫酸铜550g/t，锌捕收剂45g/t，起泡剂10g/t；精选一工艺条件为添加硫抑制剂200g/t搅拌后进行二段精选，锌精选二工艺条件为加入硫抑制剂50g/t，锌捕收剂2g/t，搅拌后进行三段精选，三段精矿为锌精矿；锌扫选一的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜50g/t，锌捕收剂3g/t；扫选二的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜30g/t，锌捕收剂3g/t，扫选泡沫顺序返回上一作业，尾矿排入尾矿库。
36.采用以上工艺处理该高硫铅锌矿石，可获得含铅66.36%，铅回收率90.87%的铅精矿，铅精矿中银回收率49.28%，含锌46.35%，锌回收率94.25%的锌精矿，相比高碱工艺，铅精矿中银回收率提高了4.46%个百分点，锌精矿品位从45%提高到46%以上，锌回收率从92%提高到94%以上，显著提高了矿产资源的综合利用率。
37.实施例二内蒙古某铅锌选矿厂，原矿含铅4.20%、锌3.50%、硫10.30%、银120g/t、金2g/t；主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿等硫化矿物，铅锌矿物无氧化，嵌布粒度中粗，可浮性较好。
38.将上述原矿采用本发明的方法步骤处理：（1）磨矿：将原矿磨细，磨矿细度为
‑
74um含量占75%
‑
78%。
39.（2）选铅：优先选铅粗选的工艺条件为：加入锌硫抑制剂200g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂220g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为加入铅捕收剂10g/t；扫二的工艺条件加入铅捕收剂5g/t；精选二的工艺条件为加入锌硫抑制剂100g/t，铅捕收剂5g/t；（3）选锌：锌粗选加入硫抑制剂300g/t，锌活化剂硫酸铜350g/t，锌捕收剂30g/t，起泡剂10g/t；精选一工艺条件为添加硫抑制剂100g/t搅拌后进行三段精选，三段精矿为锌精矿；扫选一的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜20g/t，锌捕收剂2g/t；扫选二的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜10g/t，锌捕收剂2g/t，扫选泡沫顺序返回上一作业，尾矿进入下一段选硫作业。
40.因原矿含金，部分金嵌布粒度微细，与黄铁矿紧密共生，磨矿难以解离，选硫粗选
加入硫酸铜200g/t，丁黄药80g/t，起泡剂30g/t，硫扫一加入丁黄药10g/t，起泡剂5g/t；硫精选不加药剂进行两段精选，精矿即为含金硫精矿。
41.采用以上工艺处理该含金银铅锌矿石，可获得含铅70.28%，铅回收率92.56%的铅精矿，铅精矿中含金36g/t，金回收率38.26%，含银1258g/t，银回收率79.28%，含锌57.52%，锌回收率93.26%的锌精矿，显著提高了铅锌选矿技术指标，提升了伴生金银矿产资源的综合利用率。
技术领域
1.本发明涉及一种选矿方法，尤其涉及一种自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法。
背景技术：
2.铅锌是一种重要金属，广泛应用于电气工业、机械工业、冶金工业、化学工业等领域。
3.我国铅锌矿产资源丰富，分布广。但是，我国铅锌矿矿石类型复杂，品位不高，伴生元素多，可选性差异大，给选矿带来很大困难。
4.高硫铅锌矿因硫元素含量高，在浮选过程中硫容易浮出而难以获得高品位铅、锌精矿。因而大多数只能采用传统的高碱选矿工艺，通过添加大量石灰把矿浆ph调整到12以上，配合硫酸锌、亚硫酸盐等常规抑制剂来充分抑制非目的矿物，达到分选目的。
5.但是，高碱工艺存在以下问题：1）大量石灰加入对伴生金、银有抑制作用，选锌过程中ph值过高容易抑制铁闪锌矿物，降低了锌回收率；2）硫铁矿因为受到石灰的强烈抑制，在浮选过程中活化困难，需要添加大量硫酸，硫精矿回收率低；3）石灰过多导致浮选管路结垢容易堵塞；4）尾矿矿浆ph值高，cod含量高，重金属离子含量高，废水处理成本高，环保风险压力大大增加。
6.如何克服现有高碱选矿技术的不足，找到一种高硫铅锌矿在自然ph条件不使用石灰的高效分选铅锌的新方法，是本领域迫切需要解决的技术问题。
技术实现要素：
7.本发明要解决的技术问题在于提供一种自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法，以实现在自然ph条件不使用石灰能够高效分选铅锌。
8.为了解决上述技术问题，本发明的自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法，包括如下步骤：（1）磨矿，对原矿破碎磨矿至
‑
74um占68
‑
72%，得到细物料a；（2）选铅，自然ph条件下，在细物料a中依次加入锌硫抑制剂cz
‑
1和选铅捕收剂hsp
‑
1，经过两次粗选，两次扫选，四次精选得到铅精矿b和铅尾矿c；（3）选锌：自然ph条件下，将铅尾矿c加入硫抑制剂cz
‑
2，锌活化剂硫酸铜，锌捕收剂hsp
‑
2，经过一次粗选，三次扫选，三次精选得到锌精矿d。
9.所述步骤（2）中，铅粗选二的泡沫添加柴油搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫添加锌硫抑制剂cz
‑
1、铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫和铅粗一泡沫合并搅拌后进行三段精选，三段精选泡沫搅拌后进行四段精选，四段精选泡沫为铅精矿；精选中矿顺序返回；铅粗选一中矿添加铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行铅粗选二作业，铅粗选二中矿合并铅扫一泡沫添加铅捕收剂搅拌后进行扫选作业，扫选泡沫分别顺序返回上一作业。
10.所述步骤（2）中，锌硫抑制剂cz
‑
1是单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠组成，单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠的重量比为4
‑
8：2
‑
5：2
‑
6。
11.所述步骤（2）中，铅捕收剂hsp
‑
1由二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇组成，二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇的重量比为1
‑
6：1
‑
4：3
‑
6。
12.所述步骤（3）中，锌粗选中矿添加锌活化剂、锌捕收剂后进行一段扫选，一段扫选添加锌活化剂、锌捕收剂搅拌后进行二段扫选，二段扫选中矿搅拌后进行三段扫选，扫选泡沫顺序返回上一段作业；锌粗选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫搅拌后进行三段精选，三段精选精矿为锌精矿。
13.所述步骤（3）中，硫抑制剂cz
‑
2是焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠组成，焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠的重量比为3
‑
8：1
‑
3：1
‑
6。
14.所述步骤（3）中，锌捕收剂hsp
‑
2由乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200组成，乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200的重量比为1
‑
7：2
‑
5：3
‑
8。
15.所述步骤（2）中，粗选一的工艺条件为：加入抑制剂300
‑
500g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂100
‑
180g/t，辅助捕收剂柴油15
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；粗选二的工艺条件为：加入铅捕收剂20
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为：加入铅捕收剂10
‑
20g/t；精选一的工艺条件为：加入辅助捕收剂柴油5
‑
10g/t；精选二的工艺条件为：加入锌硫抑制剂100
‑
200g/t，铅捕收剂10
‑
30g/t。
16.所述步骤（3）中，粗选加入硫抑制剂300
‑
600g/t，锌活化剂硫酸铜400
‑
800g/t，锌捕收剂30
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80g/t，起泡剂5
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20g/t；精选一工艺条件为：添加硫抑制剂100
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300g/t搅拌后进行二段精选；精选二工艺条件为：加入硫抑制剂50
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200g/t，锌捕收剂2
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6g/t，搅拌后进行三段精选；三段精矿为锌精矿；扫选一的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜30
‑
80g/t，锌捕收剂3
‑
5g/t；扫选二的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜20
‑
60g/t，锌捕收剂2
‑
4g/t。
17.所述ph值为6
‑
8。
18.本发明的方法，为了实现在自然ph条件不使用石灰能够高效分选铅锌，发明并配合使用了锌硫抑制剂cz
‑
1、铅捕收剂hsp
‑
1和硫抑制剂cz
‑
2、锌捕收剂hsp
‑
2，实现了高硫铅锌矿在自然ph条件下对硫矿物的有效抑制，解决了高硫铅锌矿铅硫矿物必须使用石灰才能有效分选及高硫铅锌矿锌硫分离的难题，获得了更好的铅、锌精矿品位和回收率。铅精矿品位可达66%以上，铅回收率可达90%以上；锌精矿品位从45%提高到46%以上，锌回收率从92%提高到94%以上。本发明的选矿药剂清洁环保，浮选后尾水cod含量低于国标，有效降低了废水处理成本，提高了废水循环利用率。
19.本发明的选矿方法具有以下技术创新、特点：（1）本发明取消了常规高硫铅锌矿铅锌浮选需要加入大量石灰，节约了石灰制备、人工、砂泵扬送等成本；（2）本发明浮选矿浆ph值为6
‑
8，为矿浆的自然ph范围，抑制剂用量小，对伴生金、银贵金属抑制作用弱，有效提升了铅精矿中伴生金、银矿物回收率；（3）本发明使用的铅浮选捕收剂hsp
‑
1在选铅过程中对铅矿物选择性好，对锌矿物、硫铁矿物几乎无捕收作用，适合于铅与锌硫矿物的分选，容易获得高品质铅精矿；（4）本发明使用的锌浮选捕收剂hsp
‑
2对锌矿物具有特殊的分选效果，对硫铁矿捕收性极弱，有利于锌硫分离，获得高品质锌精矿，在自然ph值条件下，无大量石灰的过度抑
制，铁闪锌矿物可浮性明显改善；（5）本发明浮选尾水cod含量＜60ml/l，重金属离子含量低，浮选尾矿水不需要处理cod，废水处理成本显著下降，本质上提高了矿山环保水平；（6）浮选操作更加简单、稳定、容易掌控，不会因为石灰质量波动、供应不足等引起ph值变化，导致浮选作业指标的大幅度波动。
具体实施方式
20.下面结合具体实施方式对本发明作详细描述：本发明的自然ph条件下高硫铅锌矿选矿方法包括如下步骤：（1）磨矿，对原矿破碎磨矿至
‑
74um占68
‑
72%，得到细物料a。
21.（2）选铅，自然ph条件下，在细物料a中依次加入锌硫抑制剂cz
‑
1和选铅捕收剂hsp
‑
1，经过两次粗选，两次扫选，四次精选得到铅精矿b和铅尾矿c。
22.铅粗选二的泡沫添加柴油搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫添加锌硫抑制剂cz
‑
1、铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫和铅粗一泡沫合并搅拌后进行三段精选，三段精选泡沫搅拌后进行四段精选，四段精选泡沫为铅精矿；精选中矿顺序返回；铅粗选一中矿添加铅捕收剂hsp
‑
1搅拌后进行铅粗选二作业，铅粗选二中矿合并铅扫一泡沫添加铅捕收剂搅拌后进行扫选作业，扫选泡沫分别顺序返回上一作业。
23.锌硫抑制剂cz
‑
1是单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠组成，单宁酸钠、腐殖酸钠、二硫代硫酸钠的重量比为4
‑
8：2
‑
5：2
‑
6。
24.铅捕收剂hsp
‑
1由二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇组成，二异丁基二硫代磷酸钠、二异丁基二硫酸次磷酸钠、十二烷基硫醇的重量比为1
‑
6：1
‑
4：3
‑
6。
25.粗选一的工艺条件为：加入抑制剂300
‑
500g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂100
‑
180g/t，辅助捕收剂柴油15
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；粗选二的工艺条件为：加入铅捕收剂20
‑
30g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为：加入铅捕收剂10
‑
20g/t；精选一的工艺条件为：加入辅助捕收剂柴油5
‑
10g/t；精选二的工艺条件为：加入锌硫抑制剂100
‑
200g/t，铅捕收剂10
‑
30g/t。
26.（3）选锌：自然ph条件下，将铅尾矿c加入硫抑制剂cz
‑
2，锌活化剂硫酸铜，锌捕收剂hsp
‑
2，经过一次粗选，三次扫选，三次精选得到锌精矿d。
27.锌粗选中矿添加锌活化剂、锌捕收剂后进行一段扫选，一段扫选添加锌活化剂、锌捕收剂搅拌后进行二段扫选，二段扫选中矿搅拌后进行三段扫选，扫选泡沫顺序返回上一段作业；锌粗选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行一段精选，一段精选泡沫加入硫抑制剂搅拌后进行二段精选，二段精选泡沫搅拌后进行三段精选，三段精选精矿为锌精矿。
28.硫抑制剂cz
‑
2是焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠组成，焦亚硫酸钠、二硫代亚硫酸钠和柠檬酸钠的重量比为3
‑
8：1
‑
3：1
‑
6。
29.锌捕收剂hsp
‑
2由乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200组成，乙硫氨酯、2
‑
巯基乙酸异丙基酯和s200的重量比为1
‑
7：2
‑
5：3
‑
8。
30.粗选加入硫抑制剂300
‑
600g/t，锌活化剂硫酸铜400
‑
800g/t，锌捕收剂30
‑
80g/t，起泡剂5
‑
20g/t；精选一工艺条件为：添加硫抑制剂100
‑
300g/t搅拌后进行二段精选；精选
二工艺条件为：加入硫抑制剂50
‑
200g/t，锌捕收剂2
‑
6g/t，搅拌后进行三段精选；三段精矿为锌精矿；扫选一的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜30
‑
80g/t，锌捕收剂3
‑
5g/t；扫选二的工艺条件为：加入锌活化剂硫酸铜20
‑
60g/t，锌捕收剂2
‑
4g/t。
31.本发明的方法中，ph值为6
‑
8，即在自然ph条件下进行。
32.实施例一湖南某铅锌选矿厂，原矿含铅2.43%、锌6.50%、硫20.56%、银70g/t；主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿等硫化矿物，铅矿物可浮性好，锌因为含铁高，可浮性差，硫矿物嵌布粒度粗，可浮性较好。
33.将上述原矿采用本发明的方法步骤处理：（1）磨矿：将原矿磨细，磨矿细度为
‑
74um含量占68%
‑
72%。
34.（2）选铅：优先选铅粗选一的工艺条件为：加入锌硫抑制剂500g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂160g/t，辅助捕收剂柴油20g/t，搅拌2
‑
3分钟；粗选一的工艺条件为加入铅捕收剂20g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为加入铅捕收剂10g/t；精选一的工艺条件为加入辅助捕收剂柴油5g/t；精选二的工艺条件为加入锌硫抑制剂100g/t，铅捕收剂10g/t。
35.（3）选锌：锌粗选加入硫抑制剂450g/t，锌活化剂硫酸铜550g/t，锌捕收剂45g/t，起泡剂10g/t；精选一工艺条件为添加硫抑制剂200g/t搅拌后进行二段精选，锌精选二工艺条件为加入硫抑制剂50g/t，锌捕收剂2g/t，搅拌后进行三段精选，三段精矿为锌精矿；锌扫选一的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜50g/t，锌捕收剂3g/t；扫选二的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜30g/t，锌捕收剂3g/t，扫选泡沫顺序返回上一作业，尾矿排入尾矿库。
36.采用以上工艺处理该高硫铅锌矿石，可获得含铅66.36%，铅回收率90.87%的铅精矿，铅精矿中银回收率49.28%，含锌46.35%，锌回收率94.25%的锌精矿，相比高碱工艺，铅精矿中银回收率提高了4.46%个百分点，锌精矿品位从45%提高到46%以上，锌回收率从92%提高到94%以上，显著提高了矿产资源的综合利用率。
37.实施例二内蒙古某铅锌选矿厂，原矿含铅4.20%、锌3.50%、硫10.30%、银120g/t、金2g/t；主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿等硫化矿物，铅锌矿物无氧化，嵌布粒度中粗，可浮性较好。
38.将上述原矿采用本发明的方法步骤处理：（1）磨矿：将原矿磨细，磨矿细度为
‑
74um含量占75%
‑
78%。
39.（2）选铅：优先选铅粗选的工艺条件为：加入锌硫抑制剂200g/t，搅拌3
‑
4分钟，然后加入铅捕收剂220g/t，搅拌2
‑
3分钟；扫一的工艺条件为加入铅捕收剂10g/t；扫二的工艺条件加入铅捕收剂5g/t；精选二的工艺条件为加入锌硫抑制剂100g/t，铅捕收剂5g/t；（3）选锌：锌粗选加入硫抑制剂300g/t，锌活化剂硫酸铜350g/t，锌捕收剂30g/t，起泡剂10g/t；精选一工艺条件为添加硫抑制剂100g/t搅拌后进行三段精选，三段精矿为锌精矿；扫选一的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜20g/t，锌捕收剂2g/t；扫选二的工艺条件为加入锌活化剂硫酸铜10g/t，锌捕收剂2g/t，扫选泡沫顺序返回上一作业，尾矿进入下一段选硫作业。
40.因原矿含金，部分金嵌布粒度微细，与黄铁矿紧密共生，磨矿难以解离，选硫粗选
加入硫酸铜200g/t，丁黄药80g/t，起泡剂30g/t，硫扫一加入丁黄药10g/t，起泡剂5g/t；硫精选不加药剂进行两段精选，精矿即为含金硫精矿。
41.采用以上工艺处理该含金银铅锌矿石，可获得含铅70.28%，铅回收率92.56%的铅精矿，铅精矿中含金36g/t，金回收率38.26%，含银1258g/t，银回收率79.28%，含锌57.52%，锌回收率93.26%的锌精矿，显著提高了铅锌选矿技术指标，提升了伴生金银矿产资源的综合利用率。
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