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1、(10)申请公布号 CN 102441499 A(43)申请公布日 2012.05.09CN102441499A*CN102441499A*(21)申请号 201110410858.1(22)申请日 2011.12.12B03D 1/00(2006.01)B03B 1/00(2006.01)(71)申请人昆明理工大学地址 650093 云南省昆明市五华区学府路253号(72)发明人周海攀 曾春平(54) 发明名称一种硫化铅锌矿的浮选方法(57) 摘要本发明公开了一种硫化铅锌矿的浮选方法，采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎，然后进行两段闭路磨矿，磨矿粒度为-200目达80%-90%，磨。
2、矿后添加捕收剂、抑制剂、起泡剂和pH调整剂对铅进行优先浮选，铅浮选采用一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿，铅扫选后的尾矿放入电解槽中采用电解法进行锌的浮选，得到锌精矿。本发明方法利用电解法分离矿物，减少了药剂的使用量，降低了成本，减少了对环境的污染，且提取率高。(51)Int.Cl.(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请权利要求书 1 页 说明书 3 页 附图 1 页xxxxxxxx 1/1页21.一种硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在于：采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌进行破碎，然后进行两段闭路磨矿，磨矿粒度为-200目达80%90%，磨矿后添加捕收剂、抑制剂、起泡剂和。
3、PH调整剂对铅进行优选浮选，铅浮选采用一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿，铅扫选后的尾矿放入电解槽中采用电解法进行锌浮选，得到锌精矿。2.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在于：硫化铅锌矿破碎后粒度为-10-20mm。3.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在与：磨矿中的一级棒磨机采用分级机和水力旋流器完成。4.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在于：磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为2128%，然后添加20100g/t捕收剂乙硫氮，100-400g/t硫酸锌和100-400g/t亚硫酸钠的混合抑制剂，2070g/t起泡剂730A，2001000。
4、g/t石灰调节PH为1112，进行一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿。5.根据权利要求4所述的硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在于：硫酸锌和亚硫酸钠按质量比1：11.5混合后作为抑制剂。6.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在于：铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸铵100200g/t，捕收剂丁基黄药100300g/t，起泡剂730A 4050g/t，进行铅扫选，扫选之后的尾矿采用电解法浮选锌，以0.2mol/L KNO3溶液为电解质，采用100300g/t亚硫酸铵为活化剂，100200g/t捕收剂，用石灰调节PH值为711，通入电流电解35小时，最后得到锌精矿。权 利 要 求 书C。
5、N 102441499 Axxxxxxxx 1/3页3一种硫化铅锌矿的浮选方法技术领域0001 本发明涉及一种硫化铅锌矿的浮选方法，属于有色金属选矿领域。技术背景0002 我国的铅锌矿资源丰富，主要分为两种类型：一种是以闪锌矿、方铅矿、黄铁矿为主的的硫化矿，另一种是以异极矿、菱锌矿为主的氧化矿。迄今为止，对硫化铅锌矿的的浮选有很多种方法，但是常规的浮选方法都是采用药剂来浮选，这种浮选方法中，各种药剂都比较昂贵，成本比较高。而且抛弃的尾矿也会对环境造成不同程度的影响，而且在添加药剂时也不好控制药剂的用量，这导致药剂浮选降低了铅、锌精矿的品味和回收率。传统采用电解法浮选硫化铅锌矿时，直接把硫化铅锌。
6、矿用于电解，这样就导致浮选率低，而且不能得到品位好的铅锌精矿。发明内容0003 本发明为提高硫化铅锌矿浮选分离效率和减少环境的污染，提供了一种硫化铅锌矿的浮选方法。0004 本发明硫化铅锌矿的浮选方法，通过如下技术方案实现：采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌进行破碎，然后进行两段闭路磨矿，磨矿粒度为-200（小于200）目达80%90%，不经过脱泥，直接进入浮选，磨矿后添加捕收剂、抑制剂、起泡剂和PH调整剂对铅进行优选浮选，铅浮选采用一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿，铅扫选后的尾矿放入电解槽中采用电解法进行锌浮选，得到锌精矿。0005 本发明中所述硫化铅锌矿破碎后粒度为-10-20mm。
7、，实现多碎少磨，有利于提高磨矿效率。0006 本发明中所述磨矿中的一级棒磨机采用分级机和水力旋流器完成。0007 本发明中所述磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为2128%，然后添加乙硫氮20100g/t作为捕收剂， 100400g/t硫酸锌和100400g/t亚硫酸钠作为抑制剂， 2070g/t 730A作为起泡剂，2001000g/t石灰调节PH为1112，进行一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿。0008 本发明中所述硫酸锌和亚硫酸钠按质量比1：11.5混合后作为抑制剂。0009 本发明中所述铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸铵100200g/t，捕收剂丁基黄药100300g/t，起泡剂。
8、730A 4050g/t，进行铅扫选，扫选之后的尾矿采用电解法浮选锌，以0.2mol/L KNO3溶液为电解质，采用100300g/t亚硫酸铵为活化剂，100200g/t捕收剂，用石灰调节PH值为711，通入电流电解35小时，电流大小为常规电流，最后得到锌精矿。0010 所述铅浮选捕收剂为乙硫氮，它的分子式为（C2H2）2NCSSNa，乙硫氮对方铅矿捕收能力强，对黄铁矿捕收能力弱，乙硫氮与硫化铅锌矿中的硫化铅发生作用，而不与硫化锌矿发生反应。在浮选过程中加入乙硫氮，加入石灰作为PH调整剂使矿浆PH保持在1112，说 明 书CN 102441499 Axxxxxxxx 2/3页4同时加入硫酸锌和。
9、亚硫酸钠作为硫化锌矿物的抑制剂，起泡剂为730A，进行回收，并保持浮选矿浆的碱性环境，改变铅锌矿物表面亲水、疏水性质，使锌矿物、硫矿物因表面疏水而不与捕收剂作用，这样可以浮选分离出铅精矿。0011 对锌进行浮选时采用电解法，电解时，采用的阳极工作电极为铅合金圆柱形固体，直径为16mm，有效面积为1m2，除工作面之外，其余面用环氧树脂胶封，用导线相连接，阴极电极采用圆柱形铝板，厚度为3mm。以0.2mol/L KNO3溶液作为支持电解质，丁基黄药为捕收剂，石灰做PH调整剂， 所用试剂全部都是分析纯，水为蒸馏水。通入工业氮气3-4小时。在此阴极反应式为：阳极反应式为：总反应式是：得到的锌精矿由电解。
10、槽中排出。0012 本发明中未做特殊说明的方法，均为常规技术，所用试剂为化学纯。0013 与传统的硫化铅锌矿的浮选技术相比，本发明大大减少了药剂的使用种类，减少了药品的浪费，降低了成本，采用的电解法，首先它的原料比较广泛，没有产生有害物质，对环境不会造成污染，而且电解法的过程比较简单，同时也提高了铅、锌的品位和回收率。附图说明0014 图1是本发明硫化铅锌矿的浮选方法的工艺流程示意图。0015 具体实施方式下面结合附图和实例对本发明作进一步详细说明，但本发明保护范围并不局限于所述内容。0016 实施例1：本硫化铅锌矿的浮选方法，具体操作如下：使用含Pb 5.82%、Zn 6.5%的云南某硫化铅。
11、锌矿原矿，采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎，破碎粒度为-15mm，然后进行两段闭路磨矿，磨矿粒度为-200目占80%，磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为21%，添加捕收剂乙硫氮100g/t，硫酸锌400g/t和亚硫酸钠400g/t的混合抑制剂，起泡剂730A 60g/t，石灰1000g/t，调节PH为11，进行铅浮选，经过一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿，铅精矿品位55.6%，回收率为84.87%；铅粗选之后的尾矿添加活化剂亚硫酸胺200g/t，丁基黄药100g/t，起泡剂730A 40g/t，进行铅扫选，最后把扫选之后的尾矿放入电解池中，以0.2mol/L KNO3溶液。
12、为电解质，添加亚硫酸铵100 g/t，丁基黄药100g/t，加入石灰调节PH值为9，电解3小时之后，得到锌精矿，锌品位为50.4%，回收率为81%，和传统方法相比锌品位提高了1.04%，铅品位提高1%。0017 实施例2：本硫化铅锌矿的浮选方法，具体操作如下：使用含Pb 5.82%、Zn 6.5%的云南某铅锌矿原矿，采用三段一闭路的破碎流程对硫化说 明 书CN 102441499 Axxxxxxxx 3/3页5铅锌矿进行破碎，破碎粒度为-10mm，然后进行两段闭路磨矿，磨矿粒度为-200目占90%，磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为25%，添加捕收剂乙硫氮20g/t，硫酸锌100g/t和亚硫。
13、酸钠100g/t混合抑制剂，起泡剂730A 20g/t，石灰200g/t，调节PH为11.5，进行铅浮选，经过一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿，铅精矿品位56.01%，回收率为84.56%；铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸胺150g/t，丁基黄药200g/t，起泡剂730A 45g/t，进行铅扫选，最后把扫选之后的尾矿通入到电解池中，以0.2mol/L KNO3溶液为电解质，添加亚硫酸铵300 g/t，丁基黄药为120g/t，加入石灰调节PH值为11，电解4小时之后，得到锌品位为51.42%，回收率为81.5%，和传统方法相比锌品位提高了2.06%。0018 实施例3：本硫化铅锌矿的浮选。
14、方法，具体操作如下：使用含Pb 5.82%、Zn 6.5%的云南某铅锌矿原矿，采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎，破碎粒度为-20mm，然后进行两段闭路磨矿，磨矿粒度为-200目占85%，磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为28%，添加捕收剂乙硫氮80g/t，硫酸锌200g/t和亚硫酸钠300g/t混合抑制剂，起泡剂730A 70g/t，石灰600g/t，调节PH为12，进行铅浮选，经过一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿，铅精矿品位55.6%，回收率为84.87%；铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸胺100g/t，丁基黄药300g/t，起泡剂730A 50g/t，进行铅扫选，最后把扫选之后的尾矿通入到电解池中，以0.2mol/L KNO3溶液为电解质，添加亚硫酸铵300 g/t，丁基黄药为200g/t，加入石灰调节PH值为7，电解5小时之后，得到锌品位为49.4%，回收率为79%，和传统方法相比锌品位提高了0.04%。说 明 书CN 102441499 Axxxxxxxx 1/1页6图1说 明 书 附 图CN 102441499 A。