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1、(10)申请公布号 CN 102371212 A (43)申请公布日 2012.03.14 CN 102371212 A *CN102371212A* (21)申请号 201110318074.6 (22)申请日 2011.10.19 B03D 1/00(2006.01) B03D 1/012(2006.01) B03D 1/08(2006.01) B03D 101/02(2006.01) B03D 101/04(2006.01) B03D 101/06(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 蓝卓越 黎维中 黄。
2、伟忠 (54) 发明名称 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合 浮选技术 (57) 摘要 本发明公开了铅锌硫化矿强化分散低高碱度 部分优先混合浮选技术， 在铅锌硫化矿选别中， 以 六偏磷酸钠为分散剂， 直接添加到球磨中， 矿石磨 至 -0.074mm 占 67% 70%， 以石灰为调整剂， 以 硫酸锌和亚硫酸钠为抑制剂， 以丁铵黑药和乙硫 氮为捕收剂， 在低碱度下优先浮选部分可浮性好 的铅矿物 ； 然后以黄药和乙硫氮为捕收剂， 在高 碱度下进一步浮选铅矿物 ； 选铅尾矿加硫酸铜活 化， 以丁黄药为捕收剂浮选出闪锌矿和部分黄铁 矿， 锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选 ； 选锌尾 矿加硫酸活化， 。
3、以黄药为捕收剂浮出剩下的黄铁 矿 ； 该技术能够提高铅银回收率， 降低石灰、 硫酸 用量和减少中矿循环量， 降低选矿成本， 提高精矿 品位。 (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 4 页 附图 1 页 CN 102371213 A1/1 页 2 1. 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术， 优先选铅， 再进行锌硫混浮、 锌硫分离和选硫作业， 得到铅精矿、 锌精矿和硫精矿， 其特征是 ： 以六偏磷酸钠为分散剂， 在 低碱条件下用选择性好的捕收剂优先浮出部分易浮的方铅矿和银矿物， 然后在高碱条件下 用捕收能力较强的。
4、捕收剂浮选剩下的方铅矿， 选铅尾矿再进行锌硫部分优先混合浮选、 锌 硫分离和选硫作业， 最后得到铅精矿、 锌精矿和硫精矿。 2. 根据权利要求 1 所述的铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术， 其 特征是 ： 在球磨机中添加 800 1000g/t 六偏磷酸钠作为分散剂， 磨矿细度为 -0.074mm 占 67% 70%， 添加 3000 4000g/t 石灰调节矿浆 pH 值至 9.0 9.5， 以硫酸锌和亚硫酸钠为 闪锌矿的抑制剂， 用量分别为 400 500g/t 和 300 400g/t， 以丁铵黑药和乙硫氮为铅捕 收剂， 用量分别为 40 60g/t 和 20 30g/t，。
5、 2 号油为起泡剂， 用量为 10g/t 左右， 优先浮 选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物， 产品为粗一精矿， 并入到铅的精选二作业 中进行精选 ； 在铅二次粗选作业中， 添加 3000 4000g/t 石灰将矿浆 pH 值调节至 11.0 11.5， 添加300500g/t硫酸锌抑制闪锌矿， 以丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂， 用量分别是 20 30 g/t 和 30 40g/t， 2 号油用量为 20 30g/t， 进一步浮选较难上浮的铅矿物， 铅 粗选二作业中的泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。 3. 根据权利要求 1 所述的铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术， 其特 征是。
6、 ： 选铅尾矿不再添加石灰， 直接添加 400 500g/t 硫酸铜作活化剂， 以丁黄药为捕收 剂， 2 号油为起泡剂， 用量分别为 100 120g/t 和 30 40g/t， 浮选出闪锌矿和部分易浮的 黄铁矿， 得到锌硫混合精矿 ； 锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业， 以石灰为抑制剂抑制 黄铁矿， 经过三次精选得到锌精矿， 锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中 ； 锌硫混选的尾 矿加入20003000g/t硫酸， 将矿浆pH值调节至6.06.5， 以丁黄药为捕收剂， 二号油为 起泡剂， 用量分别为 80 100g/t 和 30 40g/t， 进一步浮选出黄铁矿， 泡沫产品经过三次 精选得到。
7、硫精矿。 权 利 要 求 书 CN 102371212 A CN 102371213 A1/4 页 3 铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术 技术领域 0001 本发明涉及铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选技术， 这是一种铅锌 硫化矿选别技术。 背景技术 0002 铅锌硫化矿是我国重要的铅锌冶炼的物料， 通常是铅锌矿物 （方铅矿和闪锌矿） 共 伴生， 而且其中还伴生有银、 铟、 锗、 镓等稀贵金属， 在选矿和冶炼的过程中需要考虑综合回 收。我国铅锌硫化矿的一个特点是低铅高锌高硫， 通过选矿作业可获得铅精矿、 锌精矿和 硫精矿三种产品， 稀贵金属在三种精矿产品中不同程度得到富集。
8、， 从而得以综合回收。目 前， 铅锌硫化矿最常用的选别方法是高碱度全优先浮选工艺技术， 浮选工艺中， 原矿磨矿细 度为 -0.074mm 占 70%， 以石灰为调整剂， 将矿浆 pH 值调整到 11.0 以上， 以硫酸锌为闪锌矿 的抑制剂， 在高碱度下黄铁矿和闪锌矿均受到强烈抑制， 以乙硫氮为捕收剂， 二号油为起泡 剂， 优先浮选出方铅矿， 经过三次精选得到合格的铅精矿。选铅尾矿继续加石灰将 pH 值调 整到 11.5-12.0， 抑制黄铁矿， 用硫酸铜活化闪锌矿， 以丁基黄药为捕收剂， 二号油为起泡 剂， 浮选出闪锌矿， 经过三次精选得到合格的锌精矿。 选锌尾矿再选硫， 以硫酸为活化剂， 将。
9、 矿浆 pH 值调整到 6.0， 使黄铁矿得到活化， 再以丁基黄药为捕收剂， 二号油为起泡剂浮出黄 铁矿， 最终得到硫精矿。在此过程中， 伴生银主要富集在铅精矿中， 在铅的冶炼过程中得到 综合回收 ； 伴生铟主要富集在锌精矿中， 在锌的湿法冶炼中得到综合回收。 该工艺技术的优 点是流程简单， 操作容易， 但也存在以下缺点 ：（1） 在选铅作业中的高碱度环境下， 虽然黄 铁矿和闪锌矿得到有效抑制， 有利于提高铅精矿品位， 但部分银矿物也受到抑制， 降低了贵 金属的回收率 （ 55%） 。同时， 如果矿石中含有部分易浮的脆硫锑铅矿， 该矿物在高碱度下 也受到抑制， 从而降低了铅的回收率。 （2） 。
10、在含泥较多 （包括原生矿泥和次生矿泥） 时， 在高 碱度环境中矿浆的分散性较差， 铅的选别指标受到的影响较大， 回收率较低 （ 65%） 。 （3） 整个工艺流程存在 “强压强拉” 的现象， 在优先选铅作业中用石灰和硫酸锌强烈抑制黄铁矿 和闪锌矿， 在选锌作业中， 需要加入较多的硫酸铜活化闪锌矿 ； 在选硫作业中， 需要加入较 多的硫酸活化黄铁矿。 因此造成药剂消耗量大， 中矿循环量大， 后续的作业设备容易形成硫 酸钙结垢等问题。 发明内容 0003 为了解决上述常规高碱度全优先浮选工艺中的铅银回收率低和 “强压强拉” 造成 的系列问题， 本发明提供了铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选。
11、技术， 该技术 是强化分散低高碱度铅锌硫化矿选别技术， 该技术不仅能够提高铅以及铅精矿中银的回收 率， 而且能够减少石灰和其他浮选药剂的用量， 降低生产成本。 0004 本发明采用的技术方案是 ： 优先选铅， 再进行锌硫混浮、 锌硫分离和选硫作业， 得 到铅精矿、 锌精矿和硫精矿 ； 其中以六偏磷酸钠为分散剂， 在低碱条件下用选择性好的捕收 剂优先浮出部分易浮的方铅矿和银矿物， 然后在高碱条件下用捕收能力较强的捕收剂浮选 说 明 书 CN 102371212 A CN 102371213 A2/4 页 4 剩下的方铅矿， 选铅尾矿再进行锌硫部分优先混合浮选、 锌硫分离和选硫作业， 最后得到铅 。
12、精矿、 锌精矿和硫精矿。 0005 在磨矿过程中加入分散剂， 该分散剂不仅具有矿浆分散的效果， 也具有一定的助 磨效果， 使磨矿细度趋于合理， 避免过粉碎和矿泥的 “罩盖” 效应。加入石灰将矿浆 pH 值调 节到 9.0 9.5， 以硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿抑制剂， 以对方铅矿选择性好的丁铵黑药和 乙硫氮为捕收剂， 优先浮选部分可浮性好的铅矿物。然后再以石灰为调整剂， 将矿浆 pH 值 调整至 11.0 11.5， 以硫酸锌为抑制剂， 丁黄药和乙硫氮为捕收剂， 进行二次铅粗选， 浮选 出难浮的铅矿物。通过强化分散和低高碱度的两次选别， 有利于提高铅的回收率和铅中银 的回收率。 选铅的尾矿不再添。
13、加石灰， 直接加硫酸铜活化， 以丁黄药为捕收剂浮出闪锌矿和 部分易浮的黄铁矿， 锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选。 选锌尾矿加硫酸活化， 以丁黄药为 捕收剂浮出剩下的黄铁矿。 这样， 通过部分优先混合浮选的锌硫分离技术， 降低了石灰和硫 酸的用量， 减少了中矿的循环量， 从而降低了生产成本。 0006 本发明中在球磨机中添加 800 1000g/t 六偏磷酸钠作为分散剂， 磨矿细度 为 -0.074mm 占 67% 70%， 添加 3000 4000g/t 石灰调节矿浆 pH 值至 9.0 9.5， 以硫酸 锌和亚硫酸钠为闪锌矿的抑制剂， 用量分别为 400 500g/t 和 300 400g/。
14、t， 以丁铵黑药 和乙硫氮为铅捕收剂， 用量分别为4060g/t和2030g/t， 2号油为起泡剂， 用量为10g/ t 左右， 优先浮出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物， 产品为粗一精矿， 并入到铅的 精选二作业中进行精选 ； 在铅粗选二作业中添加30004000g/t石灰将铅粗选二作业的矿 浆 pH 值调节至 11.0 11.5， 添加 300 500g/t 硫酸锌抑制闪锌矿， 以丁黄药配合乙硫氮 作铅捕收剂， 用量分别为 20 30 g/t 和 30 40g/t， 2 号油用量为 20 30g/t， 进一步浮 选较难上浮的铅矿物， 粗选二作业中泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。 000。
15、7 本发明中选铅尾矿不再添加石灰， 直接添加 400 500g/t 硫酸铜作活化剂， 以丁 黄药为捕收剂， 2 号油为起泡剂， 用量分别为 100 120g/t 和 30 40g/t， 浮选出闪锌矿和 部分易浮的黄铁矿， 得到锌硫混合精矿 ； 锌硫混合精矿再进行锌硫分离浮选作业， 以石灰为 抑制剂抑制黄铁矿， 经过三次精选得到锌精矿， 锌硫分离的硫产品并入硫精选二作业中 ； 锌 硫混选的尾矿加入 2000 3000g/t 硫酸， 将矿浆 pH 值调节至 6.0 6.5， 以丁黄药为捕收 剂， 二号油为起泡剂， 用量分别为80100g/t和3040g/t， 进一步浮选出黄铁矿， 泡沫产 品经过三。
16、次精选得到硫精矿。 0008 本发明具有如下优点 ：（1） 适合于处理含银的铅锌硫化矿， 特别是适合于低铅高 锌高硫、 含泥较多、 伴生有银等贵金属的铅锌硫化矿， 可以提高铅的回收率和银的回收率， 增加经济效益。 （2） 适合处理容易泥化、 伴生有少量脆硫锑铅矿的铅锌硫化矿， 可以提高铅 的回收率。 （3） 减少了石灰、 硫酸的用量， 减少了中矿循环量和设备结垢的频率， 降低了选矿 成本。 （4） 提高了铅精矿、 锌精矿和硫精矿的品位， 降低了运输成本和冶炼成本。 附图说明 0009 图 1 是本发明的铅锌硫化矿强化分散低高碱度部分优先混合浮选工艺流程图。 0010 下面结合附图对本发明作进一。
17、步的描述。 具体实施方式 说 明 书 CN 102371212 A CN 102371213 A3/4 页 5 0011 实施例 1 云南某铅锌矿含铅 1.60%， 锌 4.70%， 硫 15%， 银 110g/t， 采用常规的高碱工艺流程获得 的技术指标是铅精矿品位45.4%， 回收率55.3%， 铅精矿中银品位2113g/t， 银回收率50.7% ； 锌精矿品位41.5%， 回收率88.7% ； 硫精矿品位33%， 回收率61.1%。 采用本发明的工艺技术流 程， 原矿磨矿至 -0.074mm 占 67%， 在磨矿过程中加入 800g/t 六偏磷酸钠作为分散剂和助磨 剂， 改善矿浆的分散性。
18、和磨矿效果， 添加 3000g/t 石灰调节 pH 值至 9.0， 以硫酸锌和亚硫酸 钠为闪锌矿的抑制剂， 用量分别为 400g/t 和 300g/t， 以对方铅矿选择性较好、 而对黄铁矿 和闪锌矿捕收能力较弱的丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂， 用量分别为 40g/t 和 20g/t， 2 号 油为起泡剂， 用量为 10g/t， 优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物， 产品为 粗一精矿， 并入到铅的精选二作业中进行精选。在铅粗二作业中添加 3000g/t 石灰将矿浆 pH 值调节至 11.0， 进一步抑制黄铁矿， 添加 300g/t 硫酸锌抑制闪锌矿， 以捕收能力较强的 丁黄药配合乙硫氮。
19、作铅捕收剂， 用量分别为20 g/t 和30g/t， 2号油用量为20 g/t， 进一步 浮选较难上浮的铅矿物， 粗二泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。 选铅尾矿不再添加石灰， 直接添加400g/t硫酸铜作活化剂， 以丁黄药为捕收剂， 2号油为起泡剂， 用量分别为100g/t 和 30g/t， 浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿， 得到锌硫混合精矿。锌硫混合精矿再进行锌 硫分离浮选作业， 以石灰为抑制剂抑制黄铁矿， 经过三次精选得到锌精矿， 锌硫分离的硫产 品并入硫精选二作业中。锌硫混选的尾矿加入 2000g/t 硫酸， 将矿浆 pH 值调节至 6.5， 以 丁黄药为捕收剂， 二号油为起泡剂， 用量。
20、分别为 80g/t 和 30g/t， 进一步浮选出黄铁矿， 泡沫 产品经过三次精选得到硫精矿。最后获得的技术指标是铅精矿品位 46.0%， 回收率 70.6%， 铅精矿中银品位 2067g/t， 银回收率 63.6% ； 锌精矿品位 44.2%， 回收率 89.0% ； 硫精矿品位 37%， 回收率 69.3%。石灰用量减少 4000g/t， 硫酸用量减少 2000 g/t。 0012 实施例 2 广西某铅锌矿含铅2.10%， 锌5.60%， 硫18%， 银90g/t， 采用常规的高碱工艺流程获得的 技术指标是铅精矿品位 47.0%， 回收率 82.1%， 铅精矿中银品位 1910g/t， 银。
21、回收率 60.0 % ； 锌精矿品位 44.3%， 回收率 88.0% ； 硫精矿品位 35%， 回收率 63.3%。采用本发明的工艺技术 流程， 原矿磨矿至 -0.074mm 占 70%， 在磨矿过程中加入 1000g/t 六偏磷酸钠作为分散剂和 助磨剂， 改善矿浆的分散性和磨矿效果， 添加 4000g/t 石灰调节 pH 值至 9.5， 以硫酸锌和亚 硫酸钠为闪锌矿的抑制剂， 用量分别为 500g/t 和 400g/t， 以对方铅矿选择性较好、 而对黄 铁矿和闪锌矿捕收能力较弱的丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂， 用量分别为 60g/t 和 30g/t， 2 号油为起泡剂， 用量为 10g/t，。
22、 优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物， 产 品为粗一精矿， 并入到铅的精选二作业中进行精选。在铅粗选二作业中添加 4000g/t 石灰 将矿浆 pH 值调节至 11.5， 进一步抑制黄铁矿， 添加 500g/t 硫酸锌抑制闪锌矿， 以捕收能力 较强的丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂， 用量分别为30 g/t 和40g/t， 2号油用量为30 g/t， 进一步浮选较难上浮的铅矿物， 粗二泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。选铅尾矿不再添 加石灰， 直接添加 500g/t 硫酸铜作活化剂， 以丁黄药为捕收剂， 2 号油为起泡剂， 用量分别 为 120g/t 和 40g/t， 浮选出闪锌矿和部分易。
23、浮的黄铁矿， 得到锌硫混合精矿。锌硫混合精 矿再进行锌硫分离浮选作业， 以石灰为抑制剂抑制黄铁矿， 经过三次精选得到锌精矿， 锌硫 分离的硫产品并入硫精选二作业中。锌硫混选的尾矿加入 3000g/t 硫酸， 将矿浆 pH 值调节 至6.0， 以丁黄药为捕收剂， 二号油为起泡剂， 用量分别为100g/t和40g/t， 进一步浮选出黄 说 明 书 CN 102371212 A CN 102371213 A4/4 页 6 铁矿， 泡沫产品经过三次精选得到硫精矿。最后获得的技术指标是铅精矿品位 47.2%， 回收 率 84.5%， 铅精矿中银品位 1920g/t， 银回收率 66.3% ； 锌精矿品位。
24、 44.0%， 回收率 89.5% ； 硫 精矿品位 36.7%， 回收率 67.8%。石灰用量减少 3000g/t， 硫酸用量减少 1500 g/t。 0013 实施例 3 云南某铅锌矿含铅 1.60%， 锌 4.70%， 硫 15%， 银 110g/t， 采用常规的高碱工艺流程获得 的技术指标是铅精矿品位45.4%， 回收率55.3%， 铅精矿中银品位2113g/t， 银回收率50.7% ； 锌精矿品位 41.5%， 回收率 88.7% ； 硫精矿品位 33%， 回收率 61.1%。采用本发明的工艺技术 流程， 原矿磨矿至 -0.074mm 占 69%， 在磨矿过程中加入 900g/t 六。
25、偏磷酸钠作为分散剂和助 磨剂， 改善矿浆的分散性和磨矿效果， 添加 3500g/t 石灰调节 pH 值至 9.3， 以硫酸锌和亚硫 酸钠为闪锌矿的抑制剂， 用量分别为 450g/t 和 350g/t， 以对方铅矿选择性较好、 而对黄铁 矿和闪锌矿捕收能力较弱的丁铵黑药和乙硫氮为铅捕收剂， 用量分别为 50g/t 和 25g/t， 2 号油为起泡剂， 用量为 10g/t， 优先浮选出部分可浮性好的铅矿物以及伴生的银矿物， 产品 为粗一精矿， 并入到铅的精选二作业中进行精选。在铅粗二作业中添加 3500g/t 石灰将矿 浆 pH 值调节至 11.3， 进一步抑制黄铁矿， 添加 400g/t 硫酸锌。
26、抑制闪锌矿， 以捕收能力较强 的丁黄药配合乙硫氮作铅捕收剂， 用量分别是25g/t和35g/t， 2号油用量为25 g/t， 进一步 浮选较难上浮的铅矿物， 粗二泡沫产品进行三次精选得到铅精矿。 选铅尾矿不再添加石灰， 直接添加450g/t硫酸铜作活化剂， 以丁黄药为捕收剂， 2号油为起泡剂， 用量分别为110g/t 和 35g/t， 浮选出闪锌矿和部分易浮的黄铁矿， 得到锌硫混合精矿。锌硫混合精矿再进行锌 硫分离浮选作业， 以石灰为抑制剂抑制黄铁矿， 经过三次精选得到锌精矿， 锌硫分离的硫产 品并入硫精选二作业中。锌硫混选的尾矿加入 2500g/t 硫酸， 将矿浆 pH 值调节至 6.0， 以 丁黄药为捕收剂， 二号油为起泡剂， 用量分别为 90g/t 和 35g/t， 进一步浮选出黄铁矿， 泡沫 产品经过三次精选得到硫精矿。最后获得的技术指标是铅精矿品位 46.8%， 回收率 75.6%， 铅精矿中银品位 2007g/t， 银回收率 64.6% ； 锌精矿品位 44.1%， 回收率 89.1% ； 硫精矿品位 36.5%， 回收率 68.3%。石灰用量减少 3000g/t， 硫酸用量减少 1300 g/t。 说 明 书 CN 102371212 A CN 102371213 A1/1 页 7 图 1 说 明 书 附 图 CN 102371212 A 。