(19)中华人民共和国国家知识产权局
(12)发明专利申请
(10)申请公布号 CN 109569873 A(43)申请公布日 2019.04.05
(21)申请号 201811396146.7(22)申请日 2018.11.22
(71)申请人 长春黄金研究院有限公司
地址 130000 吉林春市朝阳区南湖大
路6760号(72)发明人 孙洪丽 郑晔 郝福来 岳辉
杨海鸣 (74)专利代理机构 长春吉大专利代理有限责任
公司 22201
代理人 郭佳宁(51)Int.Cl.
B03B 9/00(2006.01)B03B 5/04(2006.01)B03D 1/00(2006.01)
权利要求书1页 说明书7页 附图1页
(54)发明名称
一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法(57)摘要
本发明属于矿物回收工艺方法技术领域，具体涉及一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法；采用重选+快速浮选流程，降低了铅精矿中锌的含量，提高了铅精矿的品质，为下一步锌的回收创造有利的条件，该工艺方法解决了铅锌矿石浮选过程中产出铅高锌低铅锌矿物的问题。
CN 109569873 ACN 109569873 A
权 利 要 求 书
1/1页
1.一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法，其特征在于包括以下步骤：步骤一、磨矿分级作业；不同的铅锌矿石，由于铅、锌的粒度组成及赋存状态不同，磨矿细度组成也不相同，原矿磨矿至细度-0.074mm质量百分比含量在45％～60％之间，调浆；
步骤二、摇床重选作业；
将调好的矿浆加入重选搅拌槽中，开始供水，启动摇床，直接产出银铅精矿1，产出的中矿和尾矿合并成为一个尾矿；
步骤三、再磨分级作业；
将步骤二所得尾矿进行过滤分级，加入球磨中进行磨矿，磨矿细度-0.074m质量百分比含量在70％～85％之间，调浆；
步骤四、快速浮选作业；
将步骤三中的矿浆倒入浮选机中，浮选矿浆浓度控制在28％-38％，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至7.5～8.5；加入ZnSO4，用量为200-400g/t，搅拌5分钟；加入SN9﹟作为捕收剂，用量为10-30g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量10-20g/t，搅拌2分钟；进行充气浮选，直接产出银铅精矿2；
步骤五、优先浮选作业；
将步骤四中浮选所得的尾矿继续进行粗选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0-9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为1200-1600g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为20-40g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量为20-40g/t，搅拌2分钟；然后进行精选充气浮选，直接产出银铅精矿3，再进行两次扫选，第一次扫选加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0-9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为600-800g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为10-20g/t，搅拌3分钟；再进行第二次扫选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0-9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为300-400g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为5-10g/t，搅拌3分钟，产出铅中矿即尾矿。
2
CN 109569873 A
说 明 书
一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法
1/7页
技术领域
[0001]本发明属于矿物回收工艺方法技术领域，具体涉及一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法。
背景技术
[0002]我国铅储量居世界前列，锌储量居世界首位，铅的克拉克值为0.0016％，锌为0.005％，铅锌银三种金属因生成的地质条件相同或近似，所以他们常共生在一起形成铅锌矿床。铅锌矿床大部分形成于热液阶段，特别是中低温热时期常形成巨大的矿床，铅锌分离只要采用浮选的方法，铅锌浮选传统的分离主要包括以下几种方法：1、铅锌优先浮选，此流程适用于铅锌含量较高，铅锌矿物间嵌布不很密切、或不呈集合体嵌布，磨矿时易单体解离的矿石；2、铅锌混合-优先浮选，首先进行铅、锌的全浮选，然后对混合精矿依次进行优先浮选的一种原则流程，它适用于铅锌含量较低，铅锌矿物共生关系密切，磨矿时从脉石矿物中解离出来的硫化物易成连生体的矿石；3、铅锌等可浮，首先使易浮的闪锌矿与浮游速度相同的方铅矿一起浮出，然后分离铅锌混合精矿，其缺点在于铅锌等可浮仅适用于可浮性差异较大的矿石，且比全正常浮选要多用设备；4铅锌分支浮选，分为分支粗选和分速精选，全流程分支浮选流程较为复杂。
发明内容
[0003]为了克服上述问题，本发明提供了一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法，该工艺方法解决了铅锌矿石浮选过程中产出铅高锌低铅锌矿物的问题，同时提高了产出铅精矿的品质，为锌的回收创造有利的条件。
[0004]一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法，包括以下步骤：[0005]步骤一、磨矿分级作业；[0006]不同的铅锌矿石，由于铅、锌的粒度组成及赋存状态不同，磨矿细度组成也不相同，原矿磨矿至细度-0.074mm质量百分比含量在45％～60％之间，调浆；[0007]步骤二、摇床重选作业；
[0008]将调好的矿浆加入重选搅拌槽中，开始供水，启动摇床，直接产出银铅精矿1，产出的中矿和尾矿合并成为一个尾矿；[0009]步骤三、再磨分级作业；
[0010]将步骤二所得尾矿进行过滤分级，加入球磨中进行磨矿，磨矿细度-0.074m质量百分比含量在70％～85％之间，调浆；[0011]步骤四、快速浮选作业；
[0012]将步骤三中的矿浆倒入浮选机中，浮选矿浆浓度控制在28％-38％，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至7.5～8.5；加入ZnSO4，用量为200-400g/t，搅拌5分钟；加入SN9﹟作为捕收剂，用量为10-30g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量10-20g/t，搅拌2分钟；进行充气浮选，直接产出银铅精矿2；
3
CN 109569873 A[0013]
说 明 书
2/7页
步骤五、优先浮选作业；
[0014]将步骤四中浮选所得的尾矿继续进行粗选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0-9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为1200-1600g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为20-40g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量为20-40g/t，搅拌2分钟；然后进行精选充气浮选，直接产出银铅精矿3，再进行两次扫选，第一次扫选加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0-9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为600-800g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为10-20g/t，搅拌3分钟；再进行第二次扫选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0-9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为300-400g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为5-10g/t，搅拌3分钟，产出铅中矿即尾矿。[0015]本发明的有益效果为：[0016]1、针对铅锌矿石(铅的矿物种类主要为方铅矿、车轮矿和砷硫锑铅矿)铅矿物可浮性差距较大，部分铅矿物极易浮，部分车轮矿和砷硫锑铅矿极易受到抑制，矿石浮选过程中，由于铅高锌低，铅精矿上浮的过程中会夹杂大量单体闪锌矿，粗精矿精选过程中很难抑制这部分的闪锌矿。本发明解决了以上问题，采用重选+快速浮选流程，降低了铅精矿中锌的含量，提高了铅精矿的品质，为下一步锌的回收创造有利的条件。[0017]2、本发明操作方便，生产成本低。附图说明
[0018]图1为本发明工艺方法的流程示意图。
具体实施方式
[0019]某铅锌矿，该矿石矿物组成以方铅矿为主，次为砷硫锑铅矿，还含有闪锌矿、毒砂、黄铁矿，金属氧化物主要以锰铁矿为主，还含有磁铁矿、褐铁矿、赤铁矿，脉石矿物以石英为主，次为透长石、斜长石，还含有云母、方解石。原矿多元素分析结果见表1、光谱分析见表2，矿石矿物组成测量结果见表3。[0020]表1原矿多元素分析结果
[0021]
元素Au(g/t)Ag(g/t)含量(％)0.053320.72元素AsC含量(％)0.110.[0022]表2原矿光谱分析结果
[0023]
Cu0.046CaO0.12Pb7.58MgO0.16Zn0.88Al2O37.63Fe1.79SiO275.77S1.48Mn1.48
元素含量(％)元素含量(％)元素Si54.7Ti0.116SbFe1.22Mn4.74FAl10.70Cu0.030PMg0.206Zn0.85
4
K3.42As0.145 Ca0.44Rb0.12 S1.71Nb0.0152 Pb7.41Ag
0.0321
CN 109569873 A
说 明 书
3/7页
含量(％)0.8090.580.0166 [0024]表3矿石矿物相对含量检测结果
[0025]
[0026][0027][0028]
将该矿石采用常规优先浮选方法，其试验结果见表4表4常规浮选试验结果
[0029]
从试验结果可以看出，铅精矿带走28.15％的锌，所以采用常规的优先浮选，造成
锌大量流失于铅精矿中，影响铅精矿品质，由于锌大量流失，下一步无法高效回收锌矿物。[0030]实施例1
[0031]一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法，包括以下步骤：
5
CN 109569873 A[0032]
说 明 书
4/7页
步骤一、磨矿分级作业；
[0033]不同的铅锌矿石，由于铅、锌的粒度组成及赋存状态不同，磨矿细度组成也不相同，原矿磨矿至细度-0.074mm质量百分比含量在50％，调浆；[0034]步骤二、摇床重选作业；
[0035]将调好的矿浆加入重选搅拌槽中，开始供水，启动摇床，直接产出银铅精矿1，产出的中矿和尾矿合并成为一个尾矿；[0036]步骤三、再磨分级作业；
[0037]将步骤二所得尾矿进行过滤分级，加入球磨中进行磨矿，磨矿细度-0.074m质量百分比含量在70％，调浆；[0038]步骤四、快速浮选作业；
[0039]将步骤三中的矿浆倒入浮选机中，浮选矿浆质量浓度控制在28％，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至8.0；加入ZnSO4，用量为200g/t，搅拌5分钟；加入SN9﹟作为捕收剂，用量为10g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量10g/t，搅拌2分钟；进行充气浮选，直接产出银铅精矿2；[0040]步骤五、优先浮选作业；
[0041]将步骤四中浮选所得的尾矿继续进行粗选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为1200g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为20g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量为20g/t，搅拌2分钟；然后进行精选充气浮选，直接产出银铅精矿3，再进行两次扫选，第一次扫选加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为600g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为10g/t，搅拌3分钟；再进行第二次扫选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.0；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为300g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为5g/t，搅拌3分钟，产出铅中矿即尾矿。[0042]试验结果技术指标为：[0043]表5实施例1试验结果
[0044]
[0045][0046][0047]
实施例2
一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法，包括以下步骤：步骤一、磨矿分级作业；
6
CN 109569873 A[0048]
说 明 书
5/7页
不同的铅锌矿石，由于铅、锌的粒度组成及赋存状态不同，磨矿细度组成也不相
同，原矿磨矿至细度-0.074mm质量百分比含量在45％，调浆；[0049]步骤二、摇床重选作业；
[0050]将调好的矿浆加入重选搅拌槽中，开始供水，启动摇床，直接产出银铅精矿1，产出的中矿和尾矿合并成为一个尾矿；[0051]步骤三、再磨分级作业；
[0052]将步骤二所得尾矿进行过滤分级，加入球磨中进行磨矿，磨矿细度-0.074m质量百分比含量在80％，调浆；[0053]步骤四、快速浮选作业；
[0054]将步骤三中的矿浆倒入浮选机中，浮选矿浆质量浓度控制在33％，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至8.5；加入ZnSO4，用量为300g/t，搅拌5分钟；加入SN9﹟作为捕收剂，用量为15g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量15g/t，搅拌2分钟；进行充气浮选，直接产出银铅精矿2；[0055]步骤五、优先浮选作业；
[0056]将步骤四中浮选所得的尾矿继续进行粗选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.2；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为1350g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为30g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量为25g/t，搅拌2分钟；然后进行精选充气浮选，直接产出银铅精矿3，再进行两次扫选，第一次扫选加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.2；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为675g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为15g/t，搅拌3分钟；再进行第二次扫选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.2；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为337.5g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为7.5g/t，搅拌3分钟，产出铅中矿即尾矿。[0057]试验结果技术指标为：[0058]表6实施例2试验结果
[0059]
[0060][0061][0062][0063]
实施例3
一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法，包括以下步骤：步骤一、磨矿分级作业；不同的铅锌矿石，由于铅、锌的粒度组成及赋存状态不同，磨矿细度组成也不相
7
CN 109569873 A
说 明 书
6/7页
同，原矿磨矿至细度-0.074mm质量百分比含量在60％，调浆；[00]步骤二、摇床重选作业；
[0065]将调好的矿浆加入重选搅拌槽中，开始供水，启动摇床，直接产出银铅精矿1，产出的中矿和尾矿合并成为一个尾矿；[0066]步骤三、再磨分级作业；
[0067]将步骤二所得尾矿进行过滤分级，加入球磨中进行磨矿，磨矿细度-0.074m质量百分比含量在85％，调浆；[0068]步骤四、快速浮选作业；
[0069]将步骤三中的矿浆倒入浮选机中，浮选矿浆质量浓度控制在38％，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至7.5；加入ZnSO4，用量为400g/t，搅拌5分钟；加入SN9﹟作为捕收剂，用量为30g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量20g/t，搅拌2分钟；进行充气浮选，直接产出银铅精矿2；[0070]步骤五、优先浮选作业；
[0071]将步骤四中浮选所得的尾矿继续进行粗选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为1600g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为40g/t，搅拌3分钟；然后加入MIBC作为起泡剂，用量为30g/t，搅拌2分钟；然后进行精选充气浮选，直接产出银铅精矿3，再进行两次扫选，第一次扫选加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为800g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为20g/t，搅拌3分钟；再进行第二次扫选，加入CaO搅拌5分钟，调节矿浆pH至9.5；加入质量比为2：1的ZnSO4和Na2SO3，总用量为400g/t，搅拌5分钟；加入质量比为1：1的SN9﹟和丁铵作为捕收剂，总用量为10g/t，搅拌3分钟，产出铅中矿即尾矿。[0072]试验结果技术指标为：[0073]表7实施例3试验结果
[0074]
3个实施例指标均较好，铅精矿回收率提高了，铅精矿中锌矿物含量大幅度降低，
不仅提高了铅精矿品质，而且为下一步高效回收锌创造有利条件。[0076]重选又称重力选矿，是指利用被分选矿物颗粒间相对密度、粒度、形状的差异及其在介质中运动速率和方向的不同，使之彼此分离的选矿方法，与其它选矿方法比较，重选具有处理能力大、选别粒度范围宽、设备结构较简单、不消耗贵重生产材料、作业成本低、没有
8
[0075]
CN 109569873 A
说 明 书
7/7页
污染等优点，因此重选广泛用于钨、锡矿的选矿。在黑色金属、稀有金属、贵金属矿石的选别，铅一般与锌伴生，多以铅锌矿的形式存在，所以铅锌矿的选矿以浮选法为主。[0077]快速浮选工艺为近年来发展出来的新工艺方法，是一种充分利用矿物的解离特征和可浮性差异，在弱捕收、弱抑制的情况下，可浮性较好的目的矿物提前回收的工艺方法，因为铜的可浮性较好，明显优于其他矿物，所以快速浮选广泛的引用于铜矿的选别。
9
CN 109569873 A
说 明 书 附 图
1/1页
图1
10
