CN100537042C - 含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法 - Google Patents
含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法，主要包括控制浮选电化学条件的铅矿物分支浮选，控制浮选电化学条件的锌硫浮选分离。本发明的优点在于：采用两次分支浮选实现铅-锌硫分离，对于矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物在较高矿浆电位、低pH条件下使用新型复合捕收剂进行铅矿物快速浮选；较低矿浆电位、高pH条件下进行细粒难浮的铅矿物常规浮选。浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12以上，以硫酸铜活化铁闪锌矿，采用与硫化铅矿物浮选同一类型的捕收剂回收铁闪锌矿，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循环使用。
Description
技术领域
本发明涉及矿物浮选领域，尤其涉及一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法。
背景技术
我国大部分的铅锌矿是多金属硫化矿，一般分为两种类型，一种是以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的矿石，如广东凡口铅锌矿、青海锡铁山铅锌矿；另一种是以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的矿石，其铅氧化率较高，矿石所含的方铅矿，由于嵌布粒度、氧化等原因，具有不同的浮选性质，一部分容易浮选，粗粒易浮的方铅矿中金属银含量很高，如云南南部所属矿区铅锌矿，称为含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿。
目前，硫化铅锌矿浮选工艺主要有两种：
(1)铅锌等可浮浮选技术
原矿磨矿后，中矿再磨，在不调节矿浆pH的条件下，将方铅矿和一部分可浮性相似的闪锌矿用黄药浮选得铅锌混合精矿，然后浮选分离得铅精矿和锌精矿；等可浮后的尾矿以硫酸铜活化，用黄药混合浮选得锌硫混合精矿，然后，浮选分离得锌精矿和硫精矿。该工艺的优点是兼顾考虑了铅、锌的回收，对于以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿效果好。
但此种方法对于以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿存在致命的缺点：(1)铅-锌-硫之间的分选效率低，精矿中铅锌互含量高；(2)采用氰化物，污染环境。
(2)高碱度优先浮选技术
对硫化铅锌矿石先进行磨矿，加入足够量的石灰，将矿浆调节至强碱度环境(pH一般大于12)，对新解离的黄铁矿进行强力抑制，并用黄药优先浮选回收铅；浮选尾矿以硫酸铜进行活化，用丁基黄药回收硫化锌。这种方法对于以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿效果好，其优点是铅精矿、锌精矿品位高，闪锌矿回收率较好。
但对于以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿却存在致命的缺点，(1)强碱度环境(pH大于12)铅和银回收率低；(2)铁闪锌矿回收率低。
发明内容
为了克服目前现有的硫化铅锌矿浮选工艺中，对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂硫化铅锌矿浮选所存在的致命缺点，解决含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂硫化铅锌矿浮选分离的难题，特提出本发明。
本发明的详细技术方案包括以下步骤：
(1)磨矿 加入pH调整剂使pH值保持在9～10，加入矿浆电位调整剂，调节矿浆电位为相对于氢标准电位280～320mV，磨矿后不经过脱泥，直接进入浮选；
(2)铅矿物分支浮选，至少包括铅矿物快速浮选和铅矿物常规浮选：
①铅矿物第一次快速浮选加入二乙基二硫代氨基磷酸钠[(C2H5NH)2PSSH]20～50g/t原矿与乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10～25g/t原矿混合物作为复合捕收剂，加入起泡剂20～30g/t原矿，进行铅矿物快速浮选；
②对铅矿物第一次浮选以后的尾矿进行第二次浮选调节pH至11～12，调节矿浆电位为相对于氢标准电位180～240mV，加入捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠10～20g/t原矿，乙硫氮20～30g/t原矿，加入起泡剂20g/t原矿，常规浮选；
(3)锌硫浮选调节浮铅后的尾矿矿浆pH至12～12.5，加入硫酸铜300～400g/t原矿为活化剂；调节矿浆电位至180～220mV(相对于氢标准电位)，按质量比1：1加入二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮共30～50g/t原矿作为捕收剂，加入起泡剂20～30g/t原矿，常规浮选。
上述pH调整剂可以选用石灰。
在步骤(1)和步骤(2)中，矿浆电位的调节可以通过加入连二亚硫酸钙(CaS2O4)与硫酸锌实现，连二亚硫酸钙与硫酸锌按质量比1：1混合加入；在步骤(3)中，矿浆电位的调节可以通过加入连二亚硫酸钙与硫化钠实现，连二亚硫酸钙与硫化钠按质量比1：1混合加入。
上述磨矿过程可以采用湿式球磨机进行，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占60～75％左右。
上述起泡剂可选用丁基醚醇。
本发明中，将铅矿物浮选分为第一次粗选和第二次常规浮选，利用电化学浮选技术原理，分别选择不同的矿浆pH、矿浆电位条件，实现了铅锌硫化矿的分离或富集。铅矿物第一次浮选采用低pH值(pH值为9～10)和较高电位280～320mV(相对于氢标准电位)，利用这种矿浆电位和pH条件，使二乙基二硫代氨基磷酸钠、乙硫氮与方铅矿发生作用，而不与铁闪锌矿、磁黄铁矿及脉石矿物发生反应，且铅矿物(方铅矿)表面疏水，因此，可以对矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物进行浮选分离，形成铅粗精矿，铅品位为30～40％、铅回收率达60％以上，银回收率大于50％。铅矿物第二次浮选则采用较高pH值(pH为11～12)和较低矿浆电位180～240mV(相对于氢标准电位)，利用这种矿浆电位和pH条件，可以对细粒难浮的铅矿物进行浮选分离。
与现有技术相比，本发明具有以下优点：
(1)本发明在不同分支浮选步骤中，通过采用不同的控制矿物浮选的电化学条件，并利用新的捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠和调整剂，将不同可浮性的铅矿物依照不同速度浮出，保证了铅(银)精矿的品位和较高的回收率。
(2)本发明中，硫化铅矿物浮选和硫化锌矿物浮选均采用同一类型的捕收剂，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循环使用，且对环境无污染。
(3)本发明采用分支浮选方法，使浮选设备减少20％左右，更有利于节约成本。
附图说明
图1：本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
云南某含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿。主要脉石矿物为石英、方解石等。矿石中铅的氧化率为11.87％，锌的氧化率为4.87％，原矿多元素分析结果见表1。
表1 原矿多元素分析
采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数如下：
①磨矿过程：石灰用量1000g/t原矿，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占60％；磨矿溢流产品经过搅拌桶加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1：1混合物，用量为800g/t原矿，矿浆电位保持在320mV(相对于氢标准电位)，矿浆pH为9.0。
②铅第一次浮选：浮选浓度为30％，二乙基二硫代氨基磷酸钠用量20g/t原矿，乙硫氮用量10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量20g/t原矿；
③铅第二次浮选：石灰用量2000g/t原矿，调节pH至11.0，加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1：1混合物，用量为1000g/t原矿，矿浆电位保持在180mV(相对于氢标准电位)。捕收剂为二乙基二硫代氨基磷酸钠，用量为20g/t原矿，乙硫氮用量为20g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量为20g/t原矿。
④锌浮选：石灰2000g/t，调节矿浆pH至12.，以硫酸铜为活化剂，用量为300g/t原矿；加入连二亚硫酸钙与硫化钠按1：1混合物，用量800g/t原矿，将矿浆电位调节至220mV(相对于氢标准电位)，二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮按1：1的混合物作为捕收剂，用量为30g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量20g/t原矿。
技术指标：铅精矿品位为56.23％，铅回收率88.15％，铅精矿中银回收率61.23％，铅精矿中含锌3.55％；锌精矿品位47.22％，锌回收率91.10％，锌精矿中银回收率19.25％。
实施例2
内蒙古某含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、毒砂等。主要脉石矿物为长石、石英、方解石等。矿石中铅的氧化率为9.66％，锌的氧化率为5.31％，原矿多元素分析结果见表2。
表2 原矿多元素分析
采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数为；
①磨矿过程：石灰用量1000g/t原矿，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占75％；磨矿溢流产品经过搅拌桶加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1：1混合物，用量1000g/t，矿浆电位保持在280mV(相对于氢标准电位)，矿浆pH＝10.0。
②铅第一次浮选：浮选浓度为30％，二乙基二硫代氨基磷酸钠用量50g/t原矿，乙硫氮用量25g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量30g/t原矿；
③铅第二次浮选：石灰用量2500g/t原矿，调节pH至12.0，加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1：1混合物，用量1500g/t原矿，矿浆电位保持在180mV(相对于氢标准电位)。捕收剂为二乙基二硫代氨基磷酸钠用量20g/t，乙硫氮用量30g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量25g/t。
④锌浮选：石灰3000g/t，调节矿浆pH至12.3，以硫酸铜为活化剂，用量为400g/t；加入连二亚硫酸钙与硫化钠按1：1混合物，用量1000g/t，将矿浆电位调节至180mV(相对于氢标准电位)，二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮按1：1的混合物作为捕收剂，用量为50g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量30g/t原矿。
技术指标：铅精矿品位为55.12％，铅回收率89.03％，铅精矿中银回收率62.78％，铅精矿中含锌3.21％；锌精矿品位48.56％，锌回收率93.45％，锌精矿中银回收率18.03％。
Claims (7)
1.一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法，其特征在于主要包括以下步骤：
(1)磨矿加入pH调整剂使pH值保持在9～10，调节矿浆电位为相对于氢标准电位280～320mV，磨矿后不经过脱泥，直接进入浮选；
(2)铅矿物分支浮选，至少包括铅矿物快速浮选和铅矿物常规浮选：
①铅矿物第一次快速浮选加入二乙基二硫代氨基磷酸钠[(C2H5NH)2PSSH]20～50g/t原矿与乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10～25g/t原矿混合物作为复合捕收剂，加入起泡剂20～30g/t原矿，进行铅矿物快速浮选；
②对铅矿物第一次浮选以后的尾矿进行第二次浮选调节pH至11～12，调节矿浆电位为相对于氢标准电位180～240mV，加入捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠10～20g/t原矿，乙硫氮20～30g/t原矿，加入起泡剂20g/t原矿，常规浮选；
(3)锌硫浮选调节浮铅后的尾矿矿浆pH至12～12.5，加入硫酸铜300～400g/t原矿为活化剂；调节矿浆电位为相对于氢标准电位180～220mV，按质量比1：1加入二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮共30～50g/t原矿作为捕收剂，加入起泡剂20～30g/t原矿，常规浮选。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于：所述pH调整剂为石灰。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于：所述矿浆电位的调节在步骤(1)和步骤(2)中通过加入连二亚硫酸钙与硫酸锌实现，连二亚硫酸钙与硫酸锌按质量比1：1混合加入；在步骤(3)中通过加入连二亚硫酸钙与硫化钠实现，连二亚硫酸钙与硫化钠按质量比1：1混合加入。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于：所述磨矿采用湿式球磨机进行，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占60～75％。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于：所述起泡剂为丁基醚醇。
6.如权利要求1～5所述之一的方法，其特征在于：所述铅矿物第二次浮选包括一次粗选、一次扫选和二次精选，以及一次与铅矿物第一次浮选的铅粗精矿合并的精选。
7.如权利要求1～5所述之一的方法，其特征在于：所述锌硫浮选包括一次粗选、一次扫选和三次精选。
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