阅读说明：本技术 一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法 (Method for separating and utilizing micro-fine particle embedded lead-zinc oxide ore by dressing and smelting ) 是由 丰奇成 王美丽 文书明 赵文娟 于 2020-06-16 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法,属于矿物加工技术领域。本发明将微细粒嵌布型氧化铅锌矿破碎、磨矿、调浆后,添加组合抑制剂协同抑制脉石矿物,添加铜氨络合物梯级活化铅锌矿物,添加组合硫化剂协同硫化氧化铅锌矿物,添加组合捕收剂使硫化后的氧化铅锌矿物强化疏水,有效地抛除矿石中的脉石矿物,得到铅锌浮选混合精矿,然后采用硫酸浸出其中的锌矿物,固液分离后得到含铅浸出渣和含锌浸出液；含铅浸出渣采用甲基磺酸为浸出剂,通过加温搅拌浸出铅矿物,得到含铅浸出液；本发明经济高效地解决了微细粒嵌布型氧化铅锌矿难以分离的技术难题,提高了铅锌资源的综合利用率,社会、环境和经济效益显著。(The invention discloses a method for separating and utilizing micro-fine particle embedded lead-zinc oxide ore in a dressing and smelting manner, and belongs to the technical field of mineral processing. Crushing, grinding and size mixing micro-fine particle embedded lead-zinc oxide ore, adding a combined inhibitor to cooperatively inhibit gangue minerals, adding a copper-ammonia complex to step activate the lead-zinc ore, adding a combined vulcanizing agent to cooperatively sulfide the lead-zinc oxide ore, adding a combined collecting agent to strengthen hydrophobicity of the vulcanized lead-zinc oxide ore, effectively removing the gangue minerals in the ore to obtain lead-zinc flotation mixed concentrate, leaching the zinc minerals in the lead-zinc flotation mixed concentrate by adopting sulfuric acid, and performing solid-liquid separation to obtain leached lead-containing slag and a zinc-containing leachate; adopting methanesulfonic acid as a leaching agent to leach lead minerals by heating and stirring the lead-containing leaching residues to obtain a lead-containing leaching solution; the method economically and efficiently solves the technical problem that the micro-fine particle embedded lead-zinc oxide ore is difficult to separate, improves the comprehensive utilization rate of lead-zinc resources, and has remarkable social, environmental and economic benefits.)

一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法

技术领域

本发明涉及一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法，属于矿物加工技术领域。

背景技术

长期以来，铅锌冶炼一直以硫化矿物为原料，然而，随着有限的硫化铅锌资源不断消耗，现存的硫化铅锌矿物已不能满足日益增长的金属需求，因此，为了确保铅锌金属的保有量，降低对外依存度，氧化铅锌矿的高效开发利用已成必然。氧化铅锌矿是我国重要的铅锌矿产资源，储量丰富，但具有贫、细、杂、泥化严重等特点，且这类矿石含有大量的可溶性盐；与硫化铅锌矿物相比，氧化铅锌矿物具有更高的溶解度和表面亲水性，因此大量的氧化铅锌矿产资源至今未被充分开发利用，且相当一部分低品位氧化铅锌矿开采后堆存于矿山附近，不仅造成资源浪费，还会引起环境问题。

选矿是富集氧化铅矿的重要方法，但由于氧化铅锌矿中矿物种类较多，矿石结构复杂，伴生组分不稳定，含有大量活化的石英、方解石以及可溶性盐类矿物，因此氧化铅锌矿通过选矿的方法进行回收仍存在一些问题。火法工艺能够处理铅锌品位较高，钙镁含量较低的氧化铅锌矿，当氧化铅锌矿中钙镁含量较高时，火法工艺存在大量的问题，如物料碱度大、黏度大，铅锌损失高，添加剂用量大；另外，火法回收铅锌存在不同程度的铅蒸汽污染，环境风险较大。目前，浸出工艺常用来提取氧化铅锌矿，硫酸浸出后得到的浸出液可通过溶剂萃取或电积工艺直接提取金属锌，当矿石中钙镁含量较高时，酸耗较高、浸出液中杂质含量较高，后续处理成本较高；采用碱性体系、铵盐体系、氯盐体系浸出氧化铅锌矿时，浸出渣量大，渣中碱含量高，同时会形成难以处理的强碱浸渣，大量的强碱浸渣堆存会引起二次污染，环境风险较大，这极大地限制了该工艺的推广。

微细粒嵌布型氧化铅锌矿是一类极难分离的氧化铅锌矿，即使采用细磨工艺仍然不能将矿石中的氧化铅锌矿物有效解离，采用传统的选矿方法铅锌分离困难，产品中铅锌互含率高，难以满足后续处理工艺的需要。因此亟需研发一种能够高效分离与利用微细粒嵌布型氧化铅锌矿的新工艺，最大程度提高该类资源的综合利用率，缓解铅锌供需矛盾，增加企业效益。

发明内容

本发明针对微细粒嵌布型氧化铅锌矿采用单一浮选工艺分离困难，采用单一浸出方法成本高、浸出液中杂质元素高的技术难题，提供一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法，即将微细粒嵌布型氧化铅锌矿破碎、磨矿、调浆后，添加组合抑制剂协同抑制脉石矿物，添加铜氨络合物梯级活化铅锌矿物，添加组合硫化剂协同硫化氧化铅锌矿物，添加组合捕收剂使硫化后的氧化铅锌矿物强化疏水，有效地抛除矿石中的脉石矿物，得到铅锌浮选混合精矿，然后采用硫酸浸出其中的锌矿物，固液分离后得到含铅浸出渣和含锌浸出液；含铅浸出渣采用甲基磺酸为浸出剂，通过加温搅拌浸出铅矿物，得到含铅浸出液；本发明经济高效地解决了微细粒嵌布型氧化铅锌矿难以分离的技术难题，提高了铅锌资源的综合利用率，社会、环境和经济效益显著。

一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法，具体步骤如下：

(1)将微细粒嵌布型氧化铅锌矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占80～90％，调浆至矿浆质量百分浓度为30～40％，在矿浆中依次加入组合抑制剂、铜氨络合物A、组合硫化剂、铜氨络合物B、组合捕收剂和起泡剂，进行粗选作业得到粗选精矿和粗选尾矿；

(2)在步骤(1)粗选尾矿中依次加入组合抑制剂、铜氨络合物A、组合硫化剂、铜氨络合物B、组合捕收剂和起泡剂，进行一次扫选作业得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中一次扫选精矿返回调浆并入粗选作业；在一次扫选尾矿中依次加入组合抑制剂、铜氨络合物A、组合硫化剂、铜氨络合物B、组合捕收剂和起泡剂，进行二次扫选作业得到二次扫选精矿和浮选尾矿，其中二次扫选精矿返回调浆并入一次扫选作业；

(3)将步骤(1)粗选精矿进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回调浆并入粗选作业，一次精选精矿进行二次精选作业得到铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铅锌浮选混合精矿调浆，在温度为45～75℃的搅拌条件下，进行硫酸浸出60～120min，固液分离后得到含铅浸出渣和含锌浸出液；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆，在温度为40～60℃的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出35～55min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣。

以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，所述步骤(1)矿浆中加入组合抑制剂1400～2200g、铜氨络合物A 500～900g、组合硫化剂3200～7600g、铜氨络合物B300～600g、组合捕收剂800～1400g、起泡剂60～80g。

以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，所述步骤(2)粗选尾矿中依次加入组合抑制剂700～1100g、铜氨络合物A 250～450g、组合硫化剂1600～3800g、铜氨络合物B150～300g、组合捕收剂400～700g、起泡剂30～40g。

以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，所述步骤(2)一次扫选尾矿中依次加入组合抑制剂350～550g、铜氨络合物A 125～225g、组合硫化剂800～1900g、铜氨络合物B75～150g、组合捕收剂200～350g、起泡剂15～20g。

所述步骤(4)铅锌浮选混合精矿调浆浓度为矿浆的液固质量比为3:1，硫酸浓度为55～135g/L。

所述步骤(5)含铅浸出渣调浆浓度为矿浆的液固质量比为3:1，甲基磺酸的浓度为45～95g/L。

所述组合抑制剂包括水玻璃、三聚磷酸钠和羧甲基纤维素，其中水玻璃、三聚磷酸钠和羧甲基纤维素的质量比为4:3:3。

所述组合硫化剂包括硫化钠、多硫化钠和硫氢化钠，其中硫化钠、多硫化钠和硫氢化钠的质量比为5:2:3。

所述组合捕收剂包括异戊基黄药、乙硫氮和丁铵黑药，其中异戊基黄药、乙硫氮和丁铵黑药的质量比为4:3:3。

所述铜氨络合物A和铜氨络合物B为相同的铜氨络合物，其制备方法为：

1)采用浓氨水对高纯度氧化铜矿物进行搅拌浸出得到铜氨络合物溶液；

2)将步骤1)铜氨络合物溶液置于乙醇溶液中进行多次结晶，得到活化剂铜氨络合物。

优选的，所述起泡剂为松醇油。

本发明的有益效果：

(1)本发明采用铜氨络合物对微细粒嵌布型氧化铅锌矿中的铅锌矿物进行梯级活化，增强矿物表面反应活性，促进矿物表面硫化反应，形成更厚更稳定的硫化层，实现强化硫化；同时铜氨络离子还能选择性地吸附在强化硫化后的氧化铅锌矿物表面，从而增强捕收剂吸附，提高矿物表面疏水性；

(2)本发明通过组合抑制剂协同抑制脉石矿物，铜氨络合物梯级活化氧化铅锌矿物，组合硫化剂协同硫化氧化铅锌矿物，添加组合捕收剂使硫化后的矿物表面强化疏水，不仅实现了矿石中铅锌矿物的有效富集，而且抛除大量的不利于浸出工艺的脉石矿物，大幅减少了浸出过程中的矿石量，降低了浸出液中杂质元素的含量，降低了矿石处理成本；

(3)本发明采用硫酸浸出铅锌浮选混合精矿，得到含铅浸出渣和含锌浸出液，含铅浸出渣采用甲基磺酸浸出，得到含铅浸出液和浸出尾渣，实现了微细粒嵌布型氧化铅锌矿的高效回收和分离，经济高效地解决了微细粒嵌布型氧化铅锌矿采用单一浮选工艺分离困难，采用单一浸出方法成本高、浸出液中杂质元素高的技术难题。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

本发明以下实施例中组合抑制剂包括水玻璃、三聚磷酸钠和羧甲基纤维素，其中水玻璃、三聚磷酸钠和羧甲基纤维素的质量比为4:3:3；组合硫化剂包括硫化钠、多硫化钠和硫氢化钠，其中硫化钠、多硫化钠和硫氢化钠的质量比为5:2:3；组合捕收剂包括异戊基黄药、乙硫氮和丁铵黑药，其中异戊基黄药、乙硫氮和丁铵黑药的质量比为4:3:3；起泡剂为松醇油；

铜氨络合物A和铜氨络合物B为相同的铜氨络合物，其制备方法为：

1)采用浓氨水对高纯度氧化铜矿物进行搅拌浸出得到铜氨络合物溶液；

2)将步骤1)铜氨络合物溶液置于乙醇溶液中进行多次结晶，得到活化剂铜氨络合物。

实施例1：本实施例的微细粒嵌布型氧化铅锌矿中铅的质量百分数含量为4.3％，锌的质量百分数含量为5.4％；

如图1所示，一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法，具体步骤如下：

(1)将微细粒嵌布型氧化铅锌矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占90％，调浆至矿浆质量百分浓度为30％，以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，在矿浆中依次加入1400g组合抑制剂、500g铜氨络合物A、3200g组合硫化剂、300g铜氨络合物B、800g组合捕收剂和60g起泡剂，进行粗选作业得到粗选精矿和粗选尾矿；

(2)以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，在步骤(1)粗选尾矿中依次加入700g组合抑制剂、250g铜氨络合物A、1600g组合硫化剂、150g铜氨络合物B、400g组合捕收剂和30g起泡剂，进行一次扫选作业得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中一次扫选精矿返回调浆并入粗选作业；在一次扫选尾矿中依次加入350g组合抑制剂、125g铜氨络合物A、800g组合硫化剂、75g铜氨络合物B、200g组合捕收剂和15g起泡剂，进行二次扫选作业得到二次扫选精矿和浮选尾矿，其中二次扫选精矿返回调浆并入一次扫选作业；

(3)将步骤(1)粗选精矿进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回调浆并入粗选作业，一次精选精矿进行二次精选作业得到铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铅锌浮选混合精矿调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为45℃、硫酸浓度为55g/L的搅拌条件下，进行硫酸浸出120min，固液分离后得到含铅浸出渣和含锌浸出液；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为40℃、甲基磺酸浓度为45g/L的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出55min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；

本实施例中铅的回收率为87.8％，锌的回收率为88.3％。

实施例2：本实施例的微细粒嵌布型氧化铅锌矿中铅的质量百分数含量为5.4％，锌的质量百分数含量为6.8％；

如图1所示，一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法，具体步骤如下：

(1)将微细粒嵌布型氧化铅锌矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占85％，调浆至矿浆质量百分浓度为35％，以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，在矿浆中依次加入1800g组合抑制剂、700g铜氨络合物A、5400g组合硫化剂、450g铜氨络合物B、1100g组合捕收剂和70g起泡剂，进行粗选作业得到粗选精矿和粗选尾矿；

(2)以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，在步骤(1)粗选尾矿中依次加入900g组合抑制剂、350g铜氨络合物A、2700g组合硫化剂、225g铜氨络合物B、550g组合捕收剂和35g起泡剂，进行一次扫选作业得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中一次扫选精矿返回调浆并入粗选作业；在一次扫选尾矿中依次加入450g组合抑制剂、175g铜氨络合物A、1350g组合硫化剂、112g铜氨络合物B、275g组合捕收剂和17g起泡剂，进行二次扫选作业得到二次扫选精矿和浮选尾矿，其中二次扫选精矿返回调浆并入一次扫选作业；

(3)将步骤(1)粗选精矿进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回调浆并入粗选作业，一次精选精矿进行二次精选作业得到铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铅锌浮选混合精矿调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为60℃、硫酸浓度为95g/L的搅拌条件下，进行硫酸浸出90min，固液分离后得到含铅浸出渣和含锌浸出液；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为50℃、甲基磺酸浓度为75g/L的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出45min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；

本实施例中铅的回收率为88.2％，锌的回收率为89.1％。

实施例3：本实施例的微细粒嵌布型氧化铅锌矿中铅的质量百分数含量为6.7％，锌的质量百分数含量为7.3％；

如图1所示，一种微细粒嵌布型氧化铅锌矿选冶分离与利用的方法，具体步骤如下：

(1)将微细粒嵌布型氧化铅锌矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占80％，调浆至矿浆质量百分浓度为40％，以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，在矿浆中依次加入2200g组合抑制剂、900g铜氨络合物A、7600g组合硫化剂、600g铜氨络合物B、1400g组合捕收剂和80g起泡剂，进行粗选作业得到粗选精矿和粗选尾矿；

(2)以每吨微细粒嵌布型氧化铅锌矿计，在步骤(1)粗选尾矿中依次加入1100g组合抑制剂、450g铜氨络合物A、3800g组合硫化剂、300g铜氨络合物B、700g组合捕收剂和40g起泡剂，进行一次扫选作业得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中一次扫选精矿返回调浆并入粗选作业；在一次扫选尾矿中依次加入550g组合抑制剂、225g铜氨络合物A、1900g组合硫化剂、150g铜氨络合物B、350g组合捕收剂和20g起泡剂，进行二次扫选作业得到二次扫选精矿和浮选尾矿，其中二次扫选精矿返回调浆并入一次扫选作业；

(3)将步骤(1)粗选精矿进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回调浆并入粗选作业，一次精选精矿进行二次精选作业得到铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铅锌浮选混合精矿调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为75℃、硫酸浓度为135g/L的搅拌条件下，进行硫酸浸出60min，固液分离后得到含铅浸出渣和含锌浸出液；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为60℃、甲基磺酸浓度为95g/L的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出35min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；

本实施例中铅的回收率为89.4％，锌的回收率为90.3％。