CN108787179A - 处理铅锌矿的系统 - Google Patents
处理铅锌矿的系统 Download PDFInfo
- Publication number
- CN108787179A CN108787179A CN201810646344.8A CN201810646344A CN108787179A CN 108787179 A CN108787179 A CN 108787179A CN 201810646344 A CN201810646344 A CN 201810646344A CN 108787179 A CN108787179 A CN 108787179A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- lead
- outlet
- entrance
- flotation
- oxide
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- 229910020218 Pb—Zn Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 71
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 254
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 220
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 147
- YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N oxolead Chemical compound [Pb]=O YEXPOXQUZXUXJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 147
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 144
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims abstract description 128
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims abstract description 118
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 113
- 239000012190 activator Substances 0.000 claims abstract description 91
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 claims abstract description 85
- 239000003112 inhibitor Substances 0.000 claims abstract description 78
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 74
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 54
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 54
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 31
- WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N lead(0) Chemical compound [Pb] WABPQHHGFIMREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 9
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 230000008676 import Effects 0.000 claims description 60
- 230000008859 change Effects 0.000 claims description 16
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 11
- 238000004073 vulcanization Methods 0.000 claims description 6
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 14
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 abstract description 13
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 abstract description 13
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 7
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 abstract 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 96
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 96
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 83
- 238000000034 method Methods 0.000 description 40
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 32
- 230000008569 process Effects 0.000 description 27
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 25
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 21
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 20
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 19
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 17
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 17
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 16
- 229910052949 galena Inorganic materials 0.000 description 16
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 16
- 230000002401 inhibitory effect Effects 0.000 description 15
- 230000005764 inhibitory process Effects 0.000 description 13
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 13
- 230000010148 water-pollination Effects 0.000 description 12
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 11
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 11
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 10
- 230000009471 action Effects 0.000 description 9
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 9
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 9
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 9
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 description 9
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 description 9
- PAYRUJLWNCNPSJ-UHFFFAOYSA-N Aniline Chemical compound NC1=CC=CC=C1 PAYRUJLWNCNPSJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000012991 xanthate Substances 0.000 description 8
- -1 Wherein Chemical compound 0.000 description 7
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 6
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 6
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 5
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 5
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 125000000484 butyl group Chemical group [H]C([*])([H])C([H])([H])C([H])([H])C([H])([H])[H] 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N ethoxymethanedithioic acid Chemical compound CCOC(S)=S ZOOODBUHSVUZEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 229940001482 sodium sulfite Drugs 0.000 description 4
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical group [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 3
- 230000000670 limiting effect Effects 0.000 description 3
- 230000001629 suppression Effects 0.000 description 3
- 238000001238 wet grinding Methods 0.000 description 3
- 229910001656 zinc mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- REYJJPSVUYRZGE-UHFFFAOYSA-N Octadecylamine Chemical compound CCCCCCCCCCCCCCCCCCN REYJJPSVUYRZGE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000001412 amines Chemical group 0.000 description 2
- 229940116901 diethyldithiocarbamate Drugs 0.000 description 2
- LMBWSYZSUOEYSN-UHFFFAOYSA-N diethyldithiocarbamic acid Chemical compound CCN(CC)C(S)=S LMBWSYZSUOEYSN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 2
- JRBPAEWTRLWTQC-UHFFFAOYSA-N dodecylamine Chemical compound CCCCCCCCCCCCN JRBPAEWTRLWTQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000001802 infusion Methods 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 2
- MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 1,3,2$l^{2}-dioxaplumbetan-4-one Chemical compound [Pb+2].[O-]C([O-])=O MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910021532 Calcite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229920001732 Lignosulfonate Polymers 0.000 description 1
- 102000004316 Oxidoreductases Human genes 0.000 description 1
- 108090000854 Oxidoreductases Proteins 0.000 description 1
- 210000001367 artery Anatomy 0.000 description 1
- 239000012752 auxiliary agent Substances 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 125000001183 hydrocarbyl group Chemical group 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 238000006213 oxygenation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000894007 species Species 0.000 description 1
- 210000003462 vein Anatomy 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 229910000010 zinc carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
- B03D1/1443—Feed or discharge mechanisms for flotation tanks
- B03D1/145—Feed mechanisms for reagents
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
- B03D1/1443—Feed or discharge mechanisms for flotation tanks
- B03D1/1456—Feed mechanisms for the slurry
Landscapes
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Biotechnology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种处理铅锌矿的系统，包括：破碎制浆单元，含铅锌矿入口、水入口和矿浆出口；硫化铅浮选装置，含矿浆入口、抑制剂入口、第一捕收剂入口、第一起泡剂入口、硫化铅粗精矿出口和硫化铅浮选尾矿出口；硫化锌浮选装置，含硫化铅浮选尾矿入口、活化剂入口、第二捕收剂入口、第二起泡剂入口、硫化锌粗精矿出口和硫化锌浮选尾矿出口；氧化铅浮选装置，含硫化锌浮选尾矿入口、CMC抑制剂第一入口、Na2S活化剂第一入口、第三捕收剂入口、第三起泡剂入口、氧化铅粗精矿出口和氧化铅浮选尾矿出口；氧化锌浮选装置，含氧化铅浮选尾矿入口、CMC抑制剂第二入口、Na2S活化剂第二入口、第四捕收剂入口、氧化锌粗精矿出口和氧化锌浮选尾矿出口。
Description
技术领域
本发明属于铅锌矿浮选领域，具体而言，本发明涉及处理铅锌矿的系统。
背景技术
我国氧化铅锌矿资源非常丰富，但是，氧化铅锌矿所含矿物种类较多(包括方铅矿、白铅矿、闪锌矿、异极矿等)，且矿石结构复杂，含有多种脉石矿物(包括石英、方解石、云母等)，并含有大量细泥。因此造成氧化铅锌矿浮选难度较大而未有效开发，造成资源的大量浪费。
从现有的研究资料来看，氧化铅锌矿中氧化铅和氧化锌较难浮选，尤其是矿物中的大量细泥，严重影响了氧化锌矿物的浮选回收。针对此问题，目前常用的选矿方法是进行脱泥-浮选，即浮选前先用重选的方法将矿泥脱除。但脱除的细泥中铅、锌含量较高，铅、锌矿物的损失较大。近期也有氧化铅锌矿的不脱泥浮选的研究报道，如中南大学石晴等人发明了一种氧化铅锌矿浮选抑制剂，实现氧化铅锌矿不脱泥浮选。然而该技术方案只有一个产品，没能有效实现硫化矿和氧化矿的分离、铅矿物和锌矿物的分离，产品适用性不高。同时，该技术方案抑制剂组成比较复杂，包括木质素磺酸盐30-80份、助剂A10-40份、可溶性淀粉10-30份，而且需要添加pH调整剂将矿浆pH调至8-11，增加了该选矿方法的药剂成本。
因此，现有处理铅锌矿的技术有待进一步改进。
发明内容
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种处理铅锌矿的系统。该系统采用先硫后氧、先铅后锌的工艺流程，实现了复杂氧化铅锌矿的不脱泥浮选，且得到了多种适用性强的选矿产品，经济效益显著。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理铅锌矿的系统，根据本发明的实施例，该系统包括：
破碎制浆单元，所述破碎制浆单元具有铅锌矿入口、水入口和矿浆出口；
硫化铅浮选装置，所述硫化铅浮选装置具有矿浆入口、抑制剂入口、第一捕收剂入口、第一起泡剂入口、硫化铅粗精矿出口和硫化铅浮选尾矿出口，所述矿浆入口与所述矿浆出口相连；
硫化锌浮选装置，所述硫化锌浮选装置具有硫化铅浮选尾矿入口、活化剂入口、第二捕收剂入口、第二起泡剂入口、硫化锌粗精矿出口和硫化锌浮选尾矿出口，所述硫化铅浮选尾矿入口与所述硫化铅浮选尾矿出口相连；
氧化铅浮选装置，所述氧化铅浮选装置具有硫化锌浮选尾矿入口、CMC抑制剂第一入口、Na2S活化剂第二入口、第三捕收剂入口、第三起泡剂入口、氧化铅粗精矿出口和氧化铅浮选尾矿出口，所述硫化锌浮选尾矿入口与所述硫化锌浮选尾矿出口相连；
氧化锌浮选装置，所述氧化锌浮选装置具有氧化铅浮选尾矿入口、CMC抑制剂第二入口、Na2S活化剂第二入口、第四捕收剂入口、氧化锌粗精矿出口和氧化锌浮选尾矿出口，所述氧化铅浮选尾矿入口与所述氧化铅浮选尾矿出口相连。
根据本发明实施例的处理铅锌矿的系统，该系统通过将铅锌矿破碎、湿磨得到可用于浮选的矿浆，在不脱泥的情况下，根据硫化矿可浮性优于氧化矿、铅矿物可浮性优于锌矿物的性质，依次浮选出硫化铅粗精矿、硫化锌粗精矿、氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿，且在每次浮选过程中，所用的抑制剂单一，显著降低了每次浮选的药剂成本。尤其在氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿的浮选过程中，采用了CMC抑制剂和Na2S活化剂，其中CMC抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少细泥对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；而Na2S活化剂可以活化氧化铅和氧化锌矿物，调节矿浆的pH，并可与CMC抑制剂共同作用以进一步降低细粒脉石矿物对浮选作业的不利影响。由此，该系统实现了复杂铅锌矿的不脱泥浮选处理，并且在浮选药剂制度简单、成本低廉的情况下，可得到适用性强的硫化铅粗精矿、硫化锌粗精矿、氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿，经济效益显著。
另外，根据本发明上述实施例的处理铅锌矿的系统还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，所述硫化铅浮选装置包括：硫化铅粗选装置，所述硫化铅粗选装置具有矿浆进口、抑制剂进口、第一捕收剂进口、第一起泡剂进口、硫化铅粗选矿出口和硫化铅粗选尾矿出口，所述矿浆进口与所述矿浆出口相连；硫化铅扫选装置，所述硫化铅扫选装置具有硫化铅粗选尾矿入口、第一捕收剂进入口、第一起泡剂进入口、硫化铅扫选矿出口和硫化铅扫选尾矿出口，所述硫化铅粗选尾矿入口与所述硫化铅粗选尾矿出口相连。由此，有利于提高硫化铅粗精矿的浮选效率和品质。
在本发明的一些实施例中，所述硫化锌浮选装置包括：硫化锌粗选装置，所述硫化锌粗选装置具有硫化铅浮选尾矿进口、活化剂进口、第二捕收剂进口、第二起泡剂进口、硫化锌粗选矿出口和硫化锌粗选尾矿出口，所述硫化铅浮选尾矿进口与所述硫化铅浮选尾矿出口或所述硫化铅扫选尾矿出口相连；硫化锌扫选装置，所述硫化锌扫选装置具有硫化锌粗选尾矿入口、第二捕收剂进入口、第二起泡剂进入口、硫化锌扫选矿出口和硫化锌扫选尾矿出口，所述硫化锌粗选尾矿入口与所述硫化锌粗选尾矿出口相连。由此，有利于提高硫化锌粗精矿的浮选效率和品质。
在本发明的一些实施例中，所述氧化铅浮选装置包括：氧化铅粗选装置，所述氧化铅粗选装置具有硫化锌浮选尾矿进口、CMC抑制剂第一进口、Na2S活化剂第一进口、第三捕收剂进口、第三起泡剂进口、氧化铅粗选矿出口和氧化铅粗选尾矿出口，所述硫化锌浮选尾矿进口与所述硫化锌浮选尾矿出口或所述硫化锌扫选尾矿出口相连；氧化铅扫选装置，所述氧化铅扫选装置氧化铅粗选尾矿入口、Na2S活化剂第一进入口、第三捕收剂进入口、第三起泡剂进入口、氧化铅扫选矿出口和氧化铅扫选尾矿出口，所述氧化铅粗选尾矿入口与所述氧化铅粗选尾矿出口相连。由此，有利于提高氧化铅粗精矿的浮选效率和品质。
在本发明的一些实施例中，所述氧化锌浮选装置包括：氧化锌粗选装置，所述氧化锌粗选装置具有氧化铅浮选尾矿进口、CMC抑制剂第二进口、Na2S活化剂第二进口、第四捕收剂进口、氧化锌粗选矿出口和氧化锌粗选尾矿出口，所述氧化铅浮选尾矿进口与所述氧化铅浮选尾矿出口或所述氧化铅扫选尾矿出口相连；氧化锌扫选装置，所述氧化锌扫选装置具有氧化锌粗选尾矿、Na2S活化剂第二进入口、第四捕收剂进入口、氧化锌扫选矿出口和氧化锌扫选尾矿出口，所述氧化锌粗选尾矿入口与所述氧化锌粗选尾矿出口相连。由此，有利于提高氧化锌粗精矿的浮选效率和品质。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1是根据本发明一个实施例的处理铅锌矿的系统结构示意图；
图2是根据本发明再一个实施例的处理铅锌矿的系统结构示意图；
图3是根据本发明又一个实施例的处理铅锌矿的系统结构示意图；
图4是根据本发明又一个实施例的处理铅锌矿的系统结构示意图；
图5是根据本发明又一个实施例的处理铅锌矿的系统结构示意图；
图6是根据本发明一个实施例的采用处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法流程示意图；
图7是根据本发明再一个实施例的采用处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法流程示意图；
图8是根据本发明又一个实施例的采用处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法流程示意图；
图9是根据本发明又一个实施例的采用处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法流程示意图；
图10是根据本发明又一个实施例的采用处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法流程示意图；
图11是根据本发明一个实施例的处理铅锌矿的流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。
在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理铅锌矿的系统，根据本发明的实施例，参考图1，该系统包括：破碎制浆单元100、硫化铅浮选装置200、硫化锌浮选装置300、氧化铅浮选装置400和氧化锌浮选装置500。
根据本发明的实施例，破碎制浆单元100具有铅锌矿入口101、水入口102和矿浆出口103，且适于将铅锌矿依次进行破碎和湿磨处理，以便得到矿浆。具体的，矿浆中矿物的粒度为小于200目的占比80-85％，发明人发现，磨矿细度过高时会造成矿浆中细泥含量过高，对浮选造成不利影响；而磨矿细度不够又会造成有用矿物解离度较差，有用矿物回收率较低。矿浆中矿物的质量浓度可以为30％左右。发明人发现，若矿浆中矿物的质量浓度过低会使矿浆在浮选过程中出现掉槽现象，导致有用矿物回收率偏低；若矿浆中矿物的质量浓度过高会使矿浆粘度增加，分选效果变差。
根据本发明的实施例，硫化铅浮选装置200具有矿浆入口201、抑制剂入口202、第一捕收剂入口203、第一起泡剂入口204、硫化铅粗精矿出口205和硫化铅浮选尾矿出口206，矿浆入口201与矿浆出口103相连，且适于将矿浆与抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂混合进行浮选，以便得到硫化铅粗精矿和硫化铅浮选尾矿。
根据本发明的一个实施例，在矿浆的浮选过程中，基于1t铅锌矿，抑制剂的加入量可以为400～600g，第一捕收剂的加入量可以为20～40g，第一起泡剂的加入量可以为15～20g。发明人发现，抑制剂用量过少不能够有效抑制闪锌矿，过多会抑制方铅矿。第一捕收剂用量过少不能有效回收方铅矿，用量过多会增加方铅矿中闪锌矿的含量。第一起泡剂用量过少会导致浮选泡沫层较薄，矿物不能有效回收，第一起泡剂用量过多会降低浮选的选择性，甚至出现跑槽现象。由此，在矿浆的浮选过程中，采用本发明所述的抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂的加入量可以显著优于其他加入量提高矿浆的浮选效率和浮选效果。
根据本发明的再一个实施例，参考图2，硫化铅浮选装置200包括：硫化铅粗选装置600和硫化铅扫选装置700。
根据本发明的一个具体实施例，硫化铅粗选装置600具有矿浆进口601、抑制剂进口 602、第一捕收剂进口603、第一起泡剂进口604、硫化铅粗选矿出口605和硫化铅粗选尾矿出口606，矿浆进口601与矿浆出口103相连，且适于将矿浆与抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂混合进行粗选，以便得到硫化铅粗选矿和硫化铅粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，抑制剂的加入量可以为400～600g，第一捕收剂的加入量可以为10～25g，第一起泡剂的加入量可以为10g左右，发明人发现，抑制剂用量过少不能够有效抑制闪锌矿，过多会抑制方铅矿。第一捕收剂用量过少不能有效回收方铅矿，用量过多会增加方铅矿中闪锌矿的含量。第一起泡剂用量过少会导致浮选泡沫层较薄，矿物不能有效回收，第一起泡剂用量过多会降低浮选的选择性，甚至出现跑槽现象。由此，在矿浆的浮选过程中，采用本发明所述的抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂的加入量可以显著优于其他加入量提高矿浆的浮选效率和浮选效果。
根据本发明的再一个具体实施例，硫化铅扫选装置700具有硫化铅粗选尾矿入口701、第一捕收剂进入口702、第一起泡剂进入口703、硫化铅扫选矿出口704和硫化铅扫选尾矿出口705，硫化铅粗选尾矿入口701与硫化铅粗选尾矿出口606相连，且适于将硫化铅粗选尾矿与第一捕收剂、第一起泡剂混合进行扫选，以便得到硫化铅扫选矿和硫化铅浮选尾矿，其中，硫化铅粗精矿包括硫化铅粗选矿和硫化铅扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，第一捕收剂的加入量为10～15g，第一起泡剂的加入量为5～10g，发明人发现，第一捕收剂用量过少不能有效回收方铅矿，用量过多会增加方铅矿中闪锌矿的含量。第一起泡剂用量过少会导致浮选泡沫层较薄，矿物不能有效回收，第一起泡剂用量过多会降低浮选的选择性，甚至出现跑槽现象。由此，在矿浆的浮选过程中，采用本发明所述第一捕收剂、第一起泡剂的加入量可以显著优于其他加入量提高硫化铅粗选尾矿的扫选效率和扫选效果。
根据本发明的又一个实施例，抑制剂可以为硫酸锌和亚硫酸钠的混合物。根据本发明的一个具体实施例，当抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠的混合物时，硫酸锌和亚硫酸钠的质量比可以为2：1，发明人发现，硫酸锌与亚硫酸钠的质量比过高过低抑制效果都会减弱。
根据本发明的又一个实施例，第一捕收剂可以为苯胺黑药或乙硫氮。
根据本发明的又一个实施例，第一起泡剂可以为2#油或BK201。
根据本发明的实施例，硫化锌浮选装置300具有硫化铅浮选尾矿入口301、活化剂入口302、第二捕收剂入口303、第二起泡剂入口304、硫化锌粗精矿出口305和硫化锌浮选尾矿出口306，硫化铅浮选尾矿入口301与硫化铅浮选尾矿出口206或硫化铅扫选尾矿出口705相连，且适于将硫化铅浮选尾矿与活化剂、第二捕收剂、第二起泡剂混合进行浮选，以便得到硫化锌粗精矿和硫化锌浮选尾矿。发明人发现，活化剂可活化硫化铅浮选尾矿中被抑制的闪锌矿，在其表面生成可增加其可浮性的薄膜。
根据本发明的一个实施例，在硫化铅浮选尾矿的浮选过程中，基于1t铅锌矿，活化剂的加入量可以为50～100g，第二捕收剂的加入量可以为60～80g，第二起泡剂的加入量可以为25～35。
根据本发明的再一个实施例，参考图3，硫化锌浮选装置300包括：硫化锌粗选装置800和硫化锌扫选装置900。
根据本发明的一个具体实施例，硫化锌粗选装置800具有硫化铅浮选尾矿进口801、活化剂进口802、第二捕收剂进口803、第二起泡剂进口804、硫化锌粗选矿出口805和硫化锌粗选尾矿出口806，硫化铅浮选尾矿进口801与硫化铅浮选尾矿出口206或硫化铅扫选尾矿出口705相连，且适于将硫化铅浮选尾矿与活化剂、第二捕收剂、第二起泡剂混合进行粗选，以便得到硫化锌粗选矿和硫化锌粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，活化剂的加入量可以为50-100g，第二捕收剂的加入量可以为30-40g，第二起泡剂的加入量可以为 15-20g。
根据本发明的再一个具体实施例，硫化锌扫选装置900具有硫化锌粗选尾矿入口901、第二捕收剂进入口902、第二起泡剂进入口903、硫化锌扫选矿出口904和硫化锌扫选尾矿出口905，硫化锌粗选尾矿入口901与硫化锌粗选尾矿出口806相连，且适于将硫化锌粗选尾矿与第二捕收剂、第二起泡剂混合进行扫选，以便得到硫化锌扫选矿和硫化锌浮选尾矿，其中，硫化锌粗精矿包括硫化锌粗选矿和硫化锌扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，第二捕收剂的加入量可以为30～40g，第二起泡剂的加入量可以为10～15g。
根据本发明的又一个实施例，活化剂可以为硫酸铜。
根据本发明的又一个实施例，第二捕收剂可以为丁黄药或戊黄药。
根据本发明的又一个实施例，第二起泡剂可以为2#油或BK201。
根据本发明的实施例，氧化铅浮选装置400具有硫化锌浮选尾矿入口401、CMC抑制剂第一入口402、Na2S活化剂第一入口403、第三捕收剂入口404、第三起泡剂入口405、氧化铅粗精矿出口406和氧化铅浮选尾矿出口407，硫化锌浮选尾矿入口401与硫化锌浮选尾矿出口306或硫化锌扫选尾矿出口905相连，且适于将硫化锌浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行浮选，以便得到氧化铅粗精矿和氧化铅浮选尾矿。发明人发现，CMC抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少其对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；Na2S活化剂可以在氧化铅矿物表面形成硫化物薄膜，增加其可浮性。同时Na2S能够调节矿浆的pH至9左右，也能够增加矿泥的分散性，配合CMC对矿泥起到抑制作用。
根据本发明的一个实施例，在硫化锌浮选尾矿的浮选过程中，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为150～250g，Na2S活化剂的加入量可以为1000～1500g，第三捕收剂的加入量可以为80～100g，第三起泡剂的加入量可以为25～35g。发明人发现，CMC抑制剂用量过少对矿泥的抑制效果不明想，用量过多会抑制氧化铅矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少会对氧化铅矿物活化不充分，用量过多会对氧化铅起到抑制作用。
根据本发明的再一个实施例，参考图4，氧化铅浮选装置400包括：氧化铅粗选装置1000和氧化铅扫选装置1100。
根据本发明的一个具体实施例，氧化铅粗选装置1000具有硫化锌浮选尾矿进口1001、 CMC抑制剂第一进口1002、Na2S活化剂第一进口1003、第三捕收剂进口1004、第三起泡剂进口1005、氧化铅粗选矿出口1006和氧化铅粗选尾矿出口1007，硫化锌浮选尾矿进口1001与硫化锌浮选尾矿出口306或硫化锌扫选尾矿出口905相连，且适于将硫化锌浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行粗选，以便得到氧化铅粗选矿和氧化铅粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为 150-250g，Na2S活化剂的加入量可以为600-900g，第三捕收剂的加入量可以为40g左右，第三起泡剂的加入量可以为15g左右，发明人发现，在硫化锌浮选尾矿的粗选过程中CMC 抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少其对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；Na2S活化剂可以在氧化铅矿物表面形成硫化物薄膜，增加其可浮性。同时Na2S能够调节矿浆的pH至9左右，也能够增加矿泥的分散性，配合CMC对矿泥起到抑制作用。且CMC抑制剂用量过少对矿泥的抑制效果不明想，用量过多会抑制氧化铅矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少会对氧化铅矿物活化不充分，用量过多会对氧化铅起到抑制作用。
根据本发明的再一个具体实施例，氧化铅扫选装置1100具有氧化铅粗选尾矿入口1101、Na2S活化剂第一进入口1102、第三捕收剂进入口1103、第三起泡剂进入口1104、氧化铅扫选矿出口1105和氧化铅扫选尾矿出口1106，氧化铅粗选尾矿入口1101与氧化铅粗选尾矿出口1007相连，且适于将氧化铅粗选尾矿与Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行扫选，以便得到氧化铅扫选矿和氧化铅浮选尾矿，其中，氧化铅粗精矿包括氧化铅粗选矿和氧化铅扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，Na2S活化剂的加入量可以为 400～600g，第三捕收剂的加入量可以为40～60g，第三起泡剂的加入量可以为10～20g，发明人发现，在氧化铅粗选尾矿扫选过程中Na2S活化剂可以在氧化铅矿物表面形成硫化物薄膜，增加其可浮性。同时Na2S能够调节矿浆的pH至9左右，也能够增加矿泥的分散性。且Na2S活化剂用量过少会对氧化铅矿物活化不充分，用量过多会对氧化铅起到抑制作用。
根据本发明的又一个实施例，第三捕收剂可以为丁黄药或戊黄药。
根据本发明的又一个实施例，第三起泡剂可以为2#油或BK201。
根据本发明的实施例，氧化锌浮选装置500具有氧化铅浮选尾矿入口501、CMC抑制剂第二入口502、Na2S活化剂第二入口503、第四捕收剂入口504、氧化锌粗精矿出口505 和氧化锌浮选尾矿出口506，氧化铅浮选尾矿入口501与氧化铅浮选尾矿出口407或氧化铅扫选尾矿出口1106相连，且适于将氧化铅浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行浮选，以便得到氧化锌粗精矿和氧化锌浮选尾矿。发明人发现，CMC能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，减少细泥对选矿药剂的吸附。Na2S在矿浆中生成HS-离子吸附到氧化锌矿物表面，改变其表面电性，第四捕收剂为胺类阳离子型捕收剂，可促进捕收剂在氧化锌表面吸附。
根据本发明的一个实施例，在氧化铅浮选尾矿的浮选过程中，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为80～120g，Na2S活化剂的加入量可以为2000～3000g，第四捕收剂的加入量可以为80～100g。发明人发现，CMC用量过少对矿泥的抑制效果不明想，过高会抑制氧化锌矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少对氧化锌矿物活化不充分，过多会对氧化锌起到抑制作用。
根据本发明的再一个实施例，参考图5，氧化锌浮选装置500包括：氧化锌粗选装置1200和氧化锌扫选装置1300。
根据本发明的一个具体实施例，氧化锌粗选装置1200具有氧化铅浮选尾矿进口1201、 CMC抑制剂第二进口1202、Na2S活化剂第二进口1203、第四捕收剂进口1204、氧化锌粗选矿出口1205和氧化锌粗选尾矿出口1206，氧化铅浮选尾矿进口1201与氧化铅浮选尾矿出口407或氧化铅扫选尾矿出口1106相连，且适于将氧化铅浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S 活化剂、第四捕收剂混合进行粗选，以便得到氧化锌粗选矿和氧化锌粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为80-120g，Na2S活化剂的加入量可以为 1000-1500g，第四捕收剂的加入量可以为40-50g。发明人发现，氧化铅浮选尾矿在粗选过程中CMC能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，减少细泥对选矿药剂的吸附。Na2S在矿浆中生成HS-离子吸附到氧化锌矿物表面，改变其表面电性，第四捕收剂为胺类阳离子型捕收剂，可促进捕收剂在氧化锌表面吸附。且CMC用量过少对矿泥的抑制效果不明想，过高会抑制氧化锌矿物的浮选。Na2S 活化剂用量过少对氧化锌矿物活化不充分，过多会对氧化锌起到抑制作用。
根据本发明的再一个具体实施例，氧化锌扫选装置1300具有氧化锌粗选尾矿入口1301、Na2S活化剂第二进入口1302、第四捕收剂进入口1303、氧化锌扫选矿出口1304和氧化锌扫选尾矿出口1305，氧化锌粗选尾矿入口1301与氧化锌粗选尾矿出口1206相连，将氧化锌粗选尾矿与Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行扫选，以便得到氧化锌扫选矿和氧化锌扫选尾矿，其中，氧化锌粗精矿包括氧化锌粗选矿和氧化锌扫选矿。具体的，基于1t 铅锌矿，Na2S活化剂的加入量可以为1000～1500g，第四捕收剂的加入量可以为40～50g，发明人发现，氧化锌粗选尾矿扫选过程中Na2S在矿浆中生成HS-离子吸附到氧化锌矿物表面，改变其表面电性，第四捕收剂为胺类阳离子型捕收剂，可促进捕收剂在氧化锌表面吸附。且Na2S活化剂用量过少对氧化锌矿物活化不充分，过多会对氧化锌起到抑制作用。
根据本发明的又一个实施例，第四捕收剂可以为十二胺或十八胺。
根据本发明实施例的处理铅锌矿的系统，该系统通过将铅锌矿破碎、湿磨得到可用于浮选的矿浆，在不脱泥的情况下，根据硫化矿可浮性优于氧化矿、铅矿物可浮性优于锌矿物的性质，依次浮选出硫化铅粗精矿、硫化锌粗精矿、氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿，且在每次浮选过程中，所用的抑制剂单一，显著降低了每次浮选的药剂成本。尤其在氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿的浮选过程中，采用了CMC抑制剂和Na2S活化剂，其中CMC抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少细泥对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；而Na2S活化剂可以活化氧化铅和氧化锌矿物，调节矿浆的pH，并可与CMC抑制剂共同作用以进一步降低细粒脉石矿物对浮选作业的不利影响。由此，该系统实现了复杂铅锌矿的不脱泥浮选处理，并且在浮选药剂制度简单、成本低廉的情况下，可得到适用性强的硫化铅粗精矿、硫化锌粗精矿、氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿，经济效益显著。
为了方便理解，下面对采用上述处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法进行详细描述，根据本发明的实施例，参考图6，该方法包括：
S100：将铅锌矿依次进行破碎和湿磨处理
该步骤中，将铅锌矿依次进行破碎和湿磨处理，以便得到矿浆。具体的，矿浆中矿物的粒度为小于200目的占比80-85％，发明人发现，磨矿细度过高时会造成矿浆中细泥含量过高，对浮选造成不利影响；而磨矿细度不够又会造成有用矿物解离度较差，有用矿物回收率较低。矿浆中矿物的质量浓度可以为30％左右。发明人发现，若矿浆中矿物的质量浓度过低会使矿浆在浮选过程中出现掉槽现象，导致有用矿物回收率偏低；若矿浆中矿物的质量浓度过高会使矿浆粘度增加，分选效果变差。
S200：将矿浆与抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂混合进行浮选
该步骤中，将矿浆与抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂混合进行浮选，以便得到硫化铅粗精矿和硫化铅浮选尾矿。发明人发现，抑制剂在矿浆中的生成物能够吸附在硫化锌矿物表明，增加其亲水性。第一捕收剂含有极性基团和烃链，能够吸附到硫化铅矿表面，增加其疏水性。由此，可实现硫化铅粗精矿的浮选。
根据本发明的一个实施例，在矿浆的浮选过程中，基于1t铅锌矿，抑制剂的加入量可以为400～600g，第一捕收剂的加入量可以为20～40g，第一起泡剂的加入量可以为15～20g。发明人发现，抑制剂用量过少不能够有效抑制闪锌矿，过多会抑制方铅矿。第一捕收剂用量过少不能有效回收方铅矿，用量过多会增加方铅矿中闪锌矿的含量。第一起泡剂用量过少会导致浮选泡沫层较薄，矿物不能有效回收，第一起泡剂用量过多会降低浮选的选择性，甚至出现跑槽现象。由此，在矿浆的浮选过程中，采用本发明所述的抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂的加入量可以显著优于其他加入量提高矿浆的浮选效率和浮选效果。
根据本发明的再一个实施例，参考图7，S200可以包括：
S600：将矿浆与抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂混合进行粗选
该步骤中，将矿浆与抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂混合进行粗选，以便得到硫化铅粗选矿和硫化铅粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，抑制剂的加入量可以为400～600g，第一捕收剂的加入量可以为10～25g，第一起泡剂的加入量可以为10g左右，发明人发现，抑制剂用量过少不能够有效抑制闪锌矿，过多会抑制方铅矿。第一捕收剂用量过少不能有效回收方铅矿，用量过多会增加方铅矿中闪锌矿的含量。第一起泡剂用量过少会导致浮选泡沫层较薄，矿物不能有效回收，第一起泡剂用量过多会降低浮选的选择性，甚至出现跑槽现象。由此，在矿浆的浮选过程中，采用本发明所述的抑制剂、第一捕收剂、第一起泡剂的加入量可以显著优于其他加入量提高矿浆的浮选效率和浮选效果。
S700：将硫化铅粗选尾矿与第一捕收剂、第一起泡剂混合进行扫选
该步骤中，将硫化铅粗选尾矿与第一捕收剂、第一起泡剂混合进行扫选，以便得到硫化铅扫选矿和硫化铅扫选尾矿，其中，硫化铅粗精矿包括硫化铅粗选矿和硫化铅扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，第一捕收剂的加入量为10～15g，第一起泡剂的加入量为5～10g，发明人发现，第一捕收剂用量过少不能有效回收方铅矿，用量过多会增加方铅矿中闪锌矿的含量。第一起泡剂用量过少会导致浮选泡沫层较薄，矿物不能有效回收，第一起泡剂用量过多会降低浮选的选择性，甚至出现跑槽现象。由此，在矿浆的浮选过程中，采用本发明所述第一捕收剂、第一起泡剂的加入量可以显著优于其他加入量提高硫化铅粗选尾矿的扫选效率和扫选效果。
根据本发明的又一个实施例，抑制剂可以为硫酸锌和亚硫酸钠的混合物。根据本发明的一个具体实施例，当抑制剂为硫酸锌和亚硫酸钠的混合物时，硫酸锌和亚硫酸钠的质量比可以为2：1，发明人发现，硫酸锌与亚硫酸钠的质量比过高过低抑制效果都会减弱。
根据本发明的又一个实施例，第一捕收剂可以为苯胺黑药或乙硫氮。
根据本发明的又一个实施例，第一起泡剂可以为2#油或BK201。
S300：将硫化铅浮选尾矿与活化剂、第二捕收剂、第二起泡剂混合进行浮选
该步骤中，将硫化铅浮选尾矿与活化剂、第二捕收剂、第二起泡剂混合进行浮选，以便得到硫化锌粗精矿和硫化锌浮选尾矿。发明人发现，活化剂可活化硫化铅浮选尾矿中被抑制的闪锌矿，在其表面生成可增加其可浮性的薄膜。
根据本发明的一个实施例，在硫化铅浮选尾矿的浮选过程中，基于1t铅锌矿，活化剂的加入量可以为50～100g，第二捕收剂的加入量可以为60～80g，第二起泡剂的加入量可以为25～35。
根据本发明的再一个实施例，参考图8，S300可以包括：
S800：将硫化铅浮选尾矿与活化剂、第二捕收剂、第二起泡剂混合进行粗选
该步骤中，将硫化铅浮选尾矿与活化剂、第二捕收剂、第二起泡剂混合进行粗选，以便得到硫化锌粗选矿和硫化锌粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，活化剂的加入量可以为50-100g，第二捕收剂的加入量可以为30-40g，第二起泡剂的加入量可以为15-20g。
S900：将硫化锌粗选尾矿与第二捕收剂、第二起泡剂混合进行扫选
该步骤中，将硫化锌粗选尾矿与第二捕收剂、第二起泡剂混合进行扫选，以便得到硫化锌扫选矿和硫化锌扫选尾矿，其中，硫化锌粗精矿包括硫化锌粗选矿和硫化锌扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，第二捕收剂的加入量可以为30～40g，第二起泡剂的加入量可以为10～15g。
根据本发明的又一个实施例，活化剂可以为硫酸铜。
根据本发明的又一个实施例，第二捕收剂可以为丁黄药或戊黄药。
根据本发明的又一个实施例，第二起泡剂可以为2#油或BK201。
S400：将硫化锌浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行浮选
该步骤中，将硫化锌浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行浮选，以便得到氧化铅粗精矿和氧化铅浮选尾矿。发明人发现，CMC抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少其对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；Na2S活化剂可以在氧化铅矿物表面形成硫化物薄膜，增加其可浮性。同时 Na2S能够调节矿浆的pH至9左右，也能够增加矿泥的分散性，配合CMC对矿泥起到抑制作用。
根据本发明的一个实施例，在硫化锌浮选尾矿的浮选过程中，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为150～250g，Na2S活化剂的加入量可以为1000～1500g，第三捕收剂的加入量可以为80～100g，第三起泡剂的加入量可以为25～35g。发明人发现，CMC抑制剂用量过少对矿泥的抑制效果不明想，用量过多会抑制氧化铅矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少会对氧化铅矿物活化不充分，用量过多会对氧化铅起到抑制作用。
根据本发明的再一个实施例，参考图9，S400可以包括：
S1000：将硫化锌浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行粗选
该步骤中，将硫化锌浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行粗选，以便得到氧化铅粗选矿和氧化铅粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，CMC 抑制剂的加入量可以为150-250g，Na2S活化剂的加入量可以为600-900g，第三捕收剂的加入量可以为40g左右，第三起泡剂的加入量可以为15g左右，发明人发现，在硫化锌浮选尾矿的粗选过程中CMC抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少其对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；Na2S活化剂可以在氧化铅矿物表面形成硫化物薄膜，增加其可浮性。同时Na2S能够调节矿浆的pH至9左右，也能够增加矿泥的分散性，配合CMC对矿泥起到抑制作用。且CMC抑制剂用量过少对矿泥的抑制效果不明想，用量过多会抑制氧化铅矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少会对氧化铅矿物活化不充分，用量过多会对氧化铅起到抑制作用。
S1100：将氧化铅粗选尾矿与Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行扫选
该步骤中，将氧化铅粗选尾矿与Na2S活化剂、第三捕收剂、第三起泡剂混合进行扫选，以便得到氧化铅扫选矿和氧化铅扫选尾矿，其中，氧化铅粗精矿包括氧化铅粗选矿和氧化铅扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，Na2S活化剂的加入量可以为400～600g，第三捕收剂的加入量可以为40～60g，第三起泡剂的加入量可以为10～20g，发明人发现，在氧化铅粗选尾矿扫选过程中Na2S活化剂可以在氧化铅矿物表面形成硫化物薄膜，增加其可浮性。同时Na2S能够调节矿浆的pH至9左右，也能够增加矿泥的分散性。且Na2S活化剂用量过少会对氧化铅矿物活化不充分，用量过多会对氧化铅起到抑制作用。
根据本发明的又一个实施例，第三捕收剂可以为丁黄药或戊黄药。
根据本发明的又一个实施例，第三起泡剂可以为2#油或BK201。
S500：将氧化铅浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行浮选
该步骤中，将氧化铅浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行浮选，以便得到氧化锌粗精矿和氧化锌浮选尾矿。发明人发现，CMC能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，减少细泥对选矿药剂的吸附。Na2S在矿浆中生成HS-离子吸附到氧化锌矿物表面，改变其表面电性，第四捕收剂为胺类阳离子型捕收剂，可促进捕收剂在氧化锌表面吸附。
根据本发明的一个实施例，在氧化铅浮选尾矿的浮选过程中，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为80～120g，Na2S活化剂的加入量可以为2000～3000g，第四捕收剂的加入量可以为80～100g。发明人发现，CMC用量过少对矿泥的抑制效果不明想，过高会抑制氧化锌矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少对氧化锌矿物活化不充分，过多会对氧化锌起到抑制作用。
根据本发明的再一个实施例，参考图10，S500可以包括：
S1200：将氧化铅浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行粗选
该步骤中，将氧化铅浮选尾矿与CMC抑制剂、Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行粗选，以便得到氧化锌粗选矿和氧化锌粗选尾矿。具体的，基于1t铅锌矿，CMC抑制剂的加入量可以为80-120g，Na2S活化剂的加入量可以为1000-1500g，第四捕收剂的加入量可以为40-50g。发明人发现，氧化铅浮选尾矿在粗选过程中CMC能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，减少细泥对选矿药剂的吸附。Na2S在矿浆中生成HS-离子吸附到氧化锌矿物表面，改变其表面电性，第四捕收剂为胺类阳离子型捕收剂，可促进捕收剂在氧化锌表面吸附。且CMC用量过少对矿泥的抑制效果不明想，过高会抑制氧化锌矿物的浮选。Na2S活化剂用量过少对氧化锌矿物活化不充分，过多会对氧化锌起到抑制作用。
S1300：将氧化锌粗选尾矿与Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行扫选
该步骤中，将氧化锌粗选尾矿与Na2S活化剂、第四捕收剂混合进行扫选，以便得到氧化锌扫选矿和氧化锌扫选尾矿，其中，氧化锌粗精矿包括氧化锌粗选矿和氧化锌扫选矿。具体的，基于1t铅锌矿，Na2S活化剂的加入量可以为1000～1500g，第四捕收剂的加入量可以为40～50g，发明人发现，氧化锌粗选尾矿扫选过程中Na2S在矿浆中生成HS-离子吸附到氧化锌矿物表面，改变其表面电性，第四捕收剂为胺类阳离子型捕收剂，可促进捕收剂在氧化锌表面吸附。且Na2S活化剂用量过少对氧化锌矿物活化不充分，过多会对氧化锌起到抑制作用。
根据本发明的又一个实施例，第四捕收剂可以为十二胺或十八胺。
根据本发明实施例的采用处理铅锌矿的系统实施处理铅锌矿的方法，该方法通过将铅锌矿破碎、湿磨得到可用于浮选的矿浆，在不脱泥的情况下，根据硫化矿可浮性优于氧化矿、铅矿物可浮性优于锌矿物的性质，依次浮选出硫化铅粗精矿、硫化锌粗精矿、氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿，且在每次浮选过程中，所用的抑制剂单一，显著降低了每次浮选的药剂成本。尤其在氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿的浮选过程中，采用了CMC抑制剂和 Na2S活化剂，其中CMC抑制剂能够通过物理化学作用吸附在细粒脉石矿物表面，增加细粒脉石矿物的亲水性和分散程度，降低其对氧化铅和氧化锌矿物的影响，也减少细泥对选矿药剂的吸附，进而降低其对浮选作业的不利影响；而Na2S活化剂可以活化氧化铅和氧化锌矿物，调节矿浆的pH，并可与CMC抑制剂共同作用以进一步降低细粒脉石矿物对浮选作业的不利影响。由此，该方法实现了复杂铅锌矿的不脱泥浮选处理，并且在浮选药剂制度简单、成本低廉的情况下，可得到适用性强的硫化铅粗精矿、硫化锌粗精矿、氧化铅粗精矿和氧化锌粗精矿，经济效益显著。
下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。
实施例
参考图11，将铅品位为5.4％、锌品位为14％、铅氧化率为85％且锌氧化率为75％的铅锌矿依次进行破碎和湿磨处理，得到矿物粒度小于200目占比80-85％、质量浓度为。。。的矿浆，基于1t上述矿浆，将其与300g硫酸锌、150g亚硫酸钠、20g苯胺黑药和16g 2# 油混合进行粗选，得到硫化铅粗选矿和硫化铅粗选尾矿，并将硫化铅粗选尾矿与10g苯胺黑药和8g 2#油混合进行扫选，得到硫化铅扫选矿和硫化铅扫选尾矿，其中，硫化铅粗选矿和硫化铅扫选矿即为硫化铅粗精矿，该硫化铅粗精矿的铅品位为20.1％。将上述硫化铅扫选尾矿与50g硫酸铜、60g丁黄药和30g 2#油混合进行粗选，得到硫化锌粗选矿和硫化锌粗选尾矿，并将硫化锌粗选尾矿与30g丁黄药和15g 2#油混合进行扫选，得到硫化锌扫选矿和硫化锌扫选尾矿，其中，硫化锌粗选矿和硫化锌扫选矿之和即为硫化锌粗精矿，该硫化锌粗精矿的锌品位为30.8％。将上述硫化锌浮选尾矿与200g CMC、1000g Na2S、100g 丁黄药和30g 2#油混合进行粗选，得到氧化铅粗选矿和氧化铅粗选尾矿，并将氧化铅粗选尾矿与500gNa2S、50g丁黄药和15g 2#油混合进行扫选，得到氧化铅扫选矿和氧化铅扫选尾矿，其中，氧化铅粗选矿和氧化铅扫选矿之和即为氧化铅粗精矿，该氧化铅粗精矿的铅品位为30.5％。将上述氧化铅浮选尾矿与100g CMC、2000g Na2S活化剂、100g十二胺混合进行粗选，得到氧化锌粗选矿和氧化锌粗选尾矿，并将上述氧化锌粗选尾矿与1000g Na2S 活化剂、50g十二胺混合进行扫选，得到氧化锌扫选矿和氧化锌扫选尾矿，其中，氧化锌粗选矿和氧化锌扫选矿之和即为氧化锌粗精矿，该氧化锌粗精矿的锌品位为30.3％。由此，实现了铅锌矿的铅和锌的回收，且铅和锌的总回收率达90％。
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。
Claims (5)
1.一种处理铅锌矿的系统，其特征在于，包括：
破碎制浆单元，所述破碎制浆单元具有铅锌矿入口、水入口和矿浆出口；
硫化铅浮选装置，所述硫化铅浮选装置具有矿浆入口、抑制剂入口、第一捕收剂入口、第一起泡剂入口、硫化铅粗精矿出口和硫化铅浮选尾矿出口，所述矿浆入口与所述矿浆出口相连；
硫化锌浮选装置，所述硫化锌浮选装置具有硫化铅浮选尾矿入口、活化剂入口、第二捕收剂入口、第二起泡剂入口、硫化锌粗精矿出口和硫化锌浮选尾矿出口，所述硫化铅浮选尾矿入口与所述硫化铅浮选尾矿出口相连；
氧化铅浮选装置，所述氧化铅浮选装置具有硫化锌浮选尾矿入口、CMC抑制剂第一入口、Na2S活化剂第一入口、第三捕收剂入口、第三起泡剂入口、氧化铅粗精矿出口和氧化铅浮选尾矿出口，所述硫化锌浮选尾矿入口与所述硫化锌浮选尾矿出口相连；
氧化锌浮选装置，所述氧化锌浮选装置具有氧化铅浮选尾矿入口、CMC抑制剂第二入口、Na2S活化剂第二入口、第四捕收剂入口、氧化锌粗精矿出口和氧化锌浮选尾矿出口，所述氧化铅扫选尾矿入口与所述氧化铅浮选尾矿出口相连。
2.根据权利要求1所述的系统，其特征在于，所述硫化铅浮选装置包括：
硫化铅粗选装置，所述硫化铅粗选装置具有矿浆进口、抑制剂进口、第一捕收剂进口、第一起泡剂进口、硫化铅粗选矿出口和硫化铅粗选尾矿出口，所述矿浆进口与所述矿浆出口相连；
硫化铅扫选装置，所述硫化铅扫选装置具有硫化铅粗选尾矿入口、第一捕收剂进入口、第一起泡剂进入口、硫化铅扫选矿出口和硫化铅扫选尾矿出口，所述硫化铅粗选尾矿入口与所述硫化铅粗选尾矿出口相连。
3.根据权利要求1所述的系统，其特征在于，所述硫化锌浮选装置包括：
硫化锌粗选装置，所述硫化锌粗选装置具有硫化铅浮选尾矿进口、活化剂进口、第二捕收剂进口、第二起泡剂进口、硫化锌粗选矿出口和硫化锌粗选尾矿出口，所述硫化铅浮选尾矿进口与所述硫化铅浮选尾矿出口或所述硫化铅扫选尾矿出口相连；
硫化锌扫选装置，所述硫化锌扫选装置具有硫化锌粗选尾矿入口、第二捕收剂进入口、第二起泡剂进入口、硫化锌扫选矿出口和硫化锌扫选尾矿出口，所述硫化锌粗选尾矿入口与所述硫化锌粗选尾矿出口相连。
4.根据权利要求1所述的系统，其特征在于，所述氧化铅浮选装置包括：
氧化铅粗选装置，所述氧化铅粗选装置具有硫化锌浮选尾矿进口、CMC抑制剂第一进口、Na2S活化剂第一进口、第三捕收剂进口、第三起泡剂进口、氧化铅粗选矿出口和氧化铅粗选尾矿出口，所述硫化锌浮选尾矿进口与所述硫化锌浮选尾矿出口或所述硫化锌扫选尾矿出口相连；
氧化铅扫选装置，所述氧化铅扫选装置氧化铅粗选尾矿入口、Na2S活化剂第一进入口、第三捕收剂进入口、第三起泡剂进入口、氧化铅扫选矿出口和氧化铅扫选尾矿出口，所述氧化铅粗选尾矿入口与所述氧化铅粗选尾矿出口相连。
5.根据权利要求1所述的系统，其特征在于，所述氧化锌浮选装置包括：
氧化锌粗选装置，所述氧化锌粗选装置具有氧化铅浮选尾矿进口、CMC抑制剂第二进口、Na2S活化剂第二进口、第四捕收剂进口、氧化锌粗选矿出口和氧化锌粗选尾矿出口，所述氧化铅浮选尾矿进口与所述氧化铅浮选尾矿出口或所述氧化铅扫选尾矿出口相连；
氧化锌扫选装置，所述氧化锌扫选装置具有氧化锌粗选尾矿、Na2S活化剂第二进入口、第四捕收剂进入口、氧化锌扫选矿出口和氧化锌扫选尾矿出口，所述氧化锌粗选尾矿入口与所述氧化锌粗选尾矿出口相连。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201810646344.8A CN108787179A (zh) | 2018-06-21 | 2018-06-21 | 处理铅锌矿的系统 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201810646344.8A CN108787179A (zh) | 2018-06-21 | 2018-06-21 | 处理铅锌矿的系统 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN108787179A true CN108787179A (zh) | 2018-11-13 |
Family
ID=64084219
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201810646344.8A Pending CN108787179A (zh) | 2018-06-21 | 2018-06-21 | 处理铅锌矿的系统 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN108787179A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109482367A (zh) * | 2018-11-28 | 2019-03-19 | 中国华冶科工集团有限公司 | 微细粒锌金属分离选矿方法及分离选矿装置 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA1212842A (en) * | 1983-07-26 | 1986-10-21 | Anatoly P. Sychev | Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof |
| CN1704170A (zh) * | 2004-06-03 | 2005-12-07 | 黎东明 | 一种硫化－氧化混合铅锌矿浮选方法 |
| CN101816978A (zh) * | 2010-05-26 | 2010-09-01 | 中南大学 | 一种氧化铅锌矿浮选的方法 |
| CN103990547A (zh) * | 2014-05-07 | 2014-08-20 | 国土资源部昆明矿产资源监督检测中心 | 一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺 |
| CN208944365U (zh) * | 2018-06-21 | 2019-06-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理铅锌矿的系统 |
-
2018
- 2018-06-21 CN CN201810646344.8A patent/CN108787179A/zh active Pending
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA1212842A (en) * | 1983-07-26 | 1986-10-21 | Anatoly P. Sychev | Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof |
| CN1704170A (zh) * | 2004-06-03 | 2005-12-07 | 黎东明 | 一种硫化－氧化混合铅锌矿浮选方法 |
| CN101816978A (zh) * | 2010-05-26 | 2010-09-01 | 中南大学 | 一种氧化铅锌矿浮选的方法 |
| CN103990547A (zh) * | 2014-05-07 | 2014-08-20 | 国土资源部昆明矿产资源监督检测中心 | 一种复杂难选氧化锌矿选矿工艺 |
| CN208944365U (zh) * | 2018-06-21 | 2019-06-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理铅锌矿的系统 |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 乔吉波;杨玉珠;: "宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究", 矿产综合利用, no. 01, pages 19 - 22 * |
| 戴新宇;王昌良;饶系英;: "某铅锌矿选矿工艺试验研究", 有色金属(选矿部分), no. 03, pages 155 - 157 * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN109482367A (zh) * | 2018-11-28 | 2019-03-19 | 中国华冶科工集团有限公司 | 微细粒锌金属分离选矿方法及分离选矿装置 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN107999267B (zh) | 一种高浓度环境下高硫铅锌矿浮选分离工艺 | |
| CN107442267B (zh) | 一种微细粒难选铁闪锌矿的浮选方法 | |
| CN109174459B (zh) | 一种高温环境下高硫铅锌矿的选矿方法 | |
| CN105251620B (zh) | 一种复杂含砷硫化铅锌矿的选矿方法 | |
| CN101961683B (zh) | 铜铅锌锡多金属硫化矿的联合选矿方法 | |
| CN110292984A (zh) | 含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法 | |
| CN106076604B (zh) | 一种铅锌银矿的选矿工艺及其浮选药剂 | |
| CN107694740B (zh) | 从硫化铅锌浮选尾矿中反浮选菱锌矿的选矿方法 | |
| CN110369122A (zh) | 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法 | |
| CN105312160A (zh) | 新型捕收剂及其在铅锌硫化矿低碱浮选分离选矿的应用 | |
| CN110170381A (zh) | 一种从锡铜共生矿中回收锡石的选矿方法 | |
| CN106540816A (zh) | 一种低碱度下抑制黄铁矿的浮选复合抑制剂及其使用方法 | |
| CN111632756A (zh) | 伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法 | |
| CN109013049A (zh) | 处理铅锌矿的方法 | |
| CN110976097A (zh) | 一种硫化矿尾矿中氧化锌的浮选方法 | |
| CN103861741A (zh) | 碳质矿物抑制剂及多金属硫化矿的浮选方法 | |
| CN1017686B (zh) | 一种从含铜、铅、锌多金属复杂硫化矿中浮选铜精矿的方法 | |
| CN113102109A (zh) | 一种含铁闪锌矿与黄铁矿的铅锌硫化矿选矿方法 | |
| CN113751203B (zh) | 一种高寒地区铜钼矿的选矿方法 | |
| CN106861922A (zh) | 一种硫化锌矿的选矿方法 | |
| CN103433142A (zh) | 微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法 | |
| CN208944365U (zh) | 处理铅锌矿的系统 | |
| CN108787179A (zh) | 处理铅锌矿的系统 | |
| CN113477394A (zh) | 一种金矿的浮选方法 | |
| CN113304888B (zh) | 一种闪锌矿的分速浮选工艺 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20181113 |
|
| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |