The invention discloses a flotation separation process of high sulphur lead zinc mine under high concentration, which is aimed at the lead and the associated gold and silver minerals in high concentration and neutral natural pH flotation environment for high sulphur containing gold and silver sulfide ore, and the flotation lead tailings are selected by two sections of coarse selection and mixed with zinc sulphur minerals, and the flotation process is used in the separation and flotation of zinc and sulfur. Lime was used to control the pulp pH and pulp potential to realize the separation of zinc and sulphur, and add a small amount of activator and collector to enhance the floatation of refractory zinc minerals. The method overcomes the defects of low lead and silver recovery rate, large dosage and unstable flotation process in high alkali medium floating lead. At the same time, the zinc sulphur mineral inhibitor XKY012 and the lead and gold and silver collecting foaming agent XKY712 have been invented, which solved the problem of low separation efficiency of lead, zinc and sulfur, poor separation precision and weak hydrophobic ability of some lead and silver minerals. It has the advantages of energy saving, environmental protection, innocuity and harmlessness, low cost and high recovery efficiency, and is suitable for comprehensive recovery of valuable metallic minerals in high sulfur gold, silver, lead-zinc ores.
【技术实现步骤摘要】
一种高浓度环境下高硫铅锌矿浮选分离工艺
本专利技术涉及有色金属矿石浮选
,尤其涉及一种回收高硫铅锌矿中有价金属矿物的选矿工艺。
技术介绍
铅锌多金属硫化矿矿石中常伴生贵金属金银矿物的存在,其中铅、锌、硫主要分别以方铅矿、(铁)闪锌矿、(磁)黄铁矿形式存在,金矿物以方铅矿包裹金、黄铁矿包裹金以及少量自然金形式存在,银矿物主要以硫化银和自然银形式存在。矿石中可综合回收的有价金属矿物有铅、锌、硫及伴生金银,金银矿物主要富集在铅精矿中得到综合回收。该类矿石分选过程中普遍存在铅、锌、硫分离难度大,金属互含严重,主金属及伴生金银矿物回收率偏低,浮选药耗、水耗、能耗高等问题,特别是高硫铅锌矿石的浮选过程中,存在浮选pH过高,浮选药剂用量大、浮选流程不稳定、选矿成本高等突出问题。专利号为CN103041924B的中国专利技术专利“铅锌银硫化矿中回收伴生银的选矿工艺”公开了一种从含高硫的铅锌银硫化矿中回收伴生银的选矿工艺,其提出在磨矿细度72%,浮选浓度30%的条件下,采用石灰作矿浆pH调整剂及硫矿物抑制剂,碳酸钠+硫酸锌为锌矿物抑制剂,乙硫氮为铅矿物主要捕收剂,复合黄药为辅助捕收剂,松醇油为起泡剂优先浮选铅银矿物;选锌时采用硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂。此方法虽然获得了含铅大于52%、含银2382g/t,铅回收率88.43%、银回收率75.86%的铅银精矿,但存在银回收率偏低,铅浮选回路石灰用量过大(15kg/t)等问题,捕收剂乙硫氮+复合黄药用量也达到了210g/t,选矿成本、能耗依然偏高。
技术实现思路
本专利技术要解决的技术问题是针对高硫含伴 ...
【技术保护点】
一种高浓度环境下高硫铅锌矿浮选分离工艺,其特征在于:按以下步骤进行,(1)磨矿:将矿石磨细,得到磨矿矿浆;其中原矿磨细的磨矿细度为‑0.074mm粒度级别含量占原矿总重量的60~80%;(2)将步骤(1)得到的磨矿矿浆调整好浮选浓度后进行铅粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;其中铅粗选作业工艺条件为:先加入锌硫抑制剂XKY012为500~1000g/t,作用时间为3~5min,再加入捕收剂XK712为50~80g/t,作用时间为2~3min;(3)将步骤(2)得到的铅粗选尾矿进行铅扫选两次,即铅扫选Ⅰ和铅扫选Ⅱ,得到铅浮选尾矿和两个铅扫选中矿,两个铅扫选中矿分别顺序返回到上一层作业;其中铅扫选两次作业工艺条件为:铅扫选Ⅰ作业加入捕收剂XK712为20~30g/t,作用时间为2~3min;铅扫选Ⅱ作业加入捕收剂XK712为10~20g/t,作用时间为2~3min;(4)将步骤(2)得到的铅粗精矿进行铅精选二次,即铅精Ⅰ和铅精Ⅱ,得到铅精矿和二个铅精选中矿,二个铅精选中矿分别顺序返回到上一层作业;铅精选二次作业工艺条件为:铅精Ⅰ作业加入锌硫抑制剂XKY012为300~500g/t,作用时间为3 ...
【技术特征摘要】
1.一种高浓度环境下高硫铅锌矿浮选分离工艺,其特征在于:按以下步骤进行,(1)磨矿:将矿石磨细,得到磨矿矿浆;其中原矿磨细的磨矿细度为-0.074mm粒度级别含量占原矿总重量的60~80%;(2)将步骤(1)得到的磨矿矿浆调整好浮选浓度后进行铅粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;其中铅粗选作业工艺条件为:先加入锌硫抑制剂XKY012为500~1000g/t,作用时间为3~5min,再加入捕收剂XK712为50~80g/t,作用时间为2~3min;(3)将步骤(2)得到的铅粗选尾矿进行铅扫选两次,即铅扫选Ⅰ和铅扫选Ⅱ,得到铅浮选尾矿和两个铅扫选中矿,两个铅扫选中矿分别顺序返回到上一层作业;其中铅扫选两次作业工艺条件为:铅扫选Ⅰ作业加入捕收剂XK712为20~30g/t,作用时间为2~3min;铅扫选Ⅱ作业加入捕收剂XK712为10~20g/t,作用时间为2~3min;(4)将步骤(2)得到的铅粗精矿进行铅精选二次,即铅精Ⅰ和铅精Ⅱ,得到铅精矿和二个铅精选中矿,二个铅精选中矿分别顺序返回到上一层作业;铅精选二次作业工艺条件为:铅精Ⅰ作业加入锌硫抑制剂XKY012为300~500g/t,作用时间为3~5min,铅精Ⅱ作业加入锌硫抑制剂XKY012为200~300g/t,作用时间为3~5min;(5)将步骤(3)得到的铅浮选尾矿进行锌硫第一次混合粗选,得到锌硫混合粗精矿Ⅰ和锌硫混合粗选Ⅰ尾矿;锌硫第一次混合粗选作业工艺条件为:加入矿浆调整剂石灰500~1000g/t,作用时间为3~5min,活化剂硫酸铜300~400g/t,作用时间为3~5min,捕收剂丁基黄药60~100g/t,作用时间为2~3min,起泡剂2#油10~20g/t,作用时间为1~2min;(6)将步骤(5)得到的锌硫混合粗选Ⅰ尾矿进行锌硫第二次混合粗选,得到锌硫混合粗精矿Ⅱ和锌硫混合粗选Ⅱ尾矿;其中锌硫第二次混合粗选作业工艺条件为:加入活化剂硫酸铜50~80g/t,作用时间为3~5min,捕收剂丁基黄药20~30g/t,作用时间为2~3min;(7)将步骤(6)得到的锌硫混合粗选Ⅱ尾矿进行锌硫混合扫选一次,得到锌硫混合浮选尾矿和锌硫混合扫选中矿,锌硫混合扫选中矿顺序返回到上一层作业;其中锌硫混合扫选作业工艺条件为:加入捕收剂丁基黄药2...
【专利技术属性】
技术研发人员:罗仙平,王金庆,翁存建,赖春华,周贺鹏,王海丰,程武忠,冯博,
申请(专利权)人:西部矿业股份有限公司,西部矿业集团科技发展有限公司,江西理工大学,
类型:发明
国别省市:青海,63
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