CN101786049A - 一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法 - Google Patents

一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法。本发明将pH值11.3-11.5，浓度为30％的矿浆进行第一次浮选，加入异丁基黄原酸甲酸乙酯10-20g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]20-40g/t原矿，得到铅粗精矿；将第一次浮选后剩余的尾矿采用一次粗选、一次扫选和二次精选的流程回收得到剩余的铅矿物，再与第一次浮选得到的铅粗精矿合并精选一次形成最终铅精矿；浮铅后的尾矿浮选回收获得锌精矿。本发明对氧化率为15-20％的铅锌矿，采用本发明可获得Pb品位为51-52％，回收率80-84％；锌精矿品位Zn为46-50％，回收率84-86％，与常规方法相比，Pb、Zn回收率提高8％以上。

Description

一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法
技术领域
本发明属于选矿领域，具体涉及到一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法。
背景技术
我国的铅锌矿资源丰富，但大部分属于高氧化率硫化矿类型，其铅氧化率较高，矿石所含的方铅矿嵌布粒度、氧化率高等原因，具有不同的浮选性质，传统的铅锌矿浮选技术处理该类矿只考虑采用活化剂进行活化，然后采用普通的硫化矿捕收剂进行浮选，忽略了高氧化率铅锌硫化矿的一系列特点。此外，氧化铅矿在浮选过程中会发生溶解，需要采用高效的氧化矿捕收剂与硫化矿捕收剂混合使用，才能提高整个铅锌矿的回收率与精矿质量。因此，采用常规的浮选方法生产存在铅精矿品位低、回收率低、选矿药剂消耗大等问题。
发明内容
为了解决高氧化率铅锌硫化矿的浮选分离难题，特提出一种铅精矿品位高、回收率高、选矿药剂消耗少的高氧化率铅锌硫化矿浮选方法。
本发明包括对高氧化率铅锌硫化矿的浮选分离工艺，具体的工艺如下：
1)磨矿：采用湿式球磨机进行高氧化率铅锌硫化矿的磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占60～70％，磨矿过程同时加入石灰使矿浆pH保持11.3-11.5，磨矿产品进入浮选，浮选浓度为30％。
2)铅矿物的浮选包括两次浮选过程：
(1)铅矿物的第一次浮选：在pH为11.3-11.5的条件下，加入捕收剂：异丁基黄原酸甲酸乙酯10-20g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]20-40g/t原矿，进行铅矿物第一次粗选。所述铅浮选混合捕收剂为异丁基黄原酸甲酸乙酯和乙硫氮。上述浮选过程中加入的起泡剂为丁基醚醇30g/t原矿。铅矿物的第一次浮选可以浮选分离形成铅粗精矿。
(2)铅矿物第二次浮选：针对第一次浮选以后的尾矿，采用一次粗选、一次扫选和二次精选的流程，以石灰调节pH为11.3-11.5，粗选药剂条件：异丁基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇15g/t原矿。扫选药剂条件：乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]5g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺5g/t原矿。这样得到的铅矿再与第一次浮选的铅粗精矿合并精选一次形成最终铅精矿。
异丁基黄原酸甲酸乙酯分子式为C3H7OCSSCOOC2H5，其-COOC3H7基团产生共轭和诱导作用，使异丁基黄原酸甲酸乙酯的硫羰基与方铅矿(PbS)的Pb2+离子结合更紧密对方铅矿捕收能力强；乙硫氮分子式为(C2H5)2NCSSNa，能有效地浮选方铅矿。N-(2-氨乙基)-月桂酰胺分子式为：CH3(C2H10)10CONHCH2CH2NH2，N-(2-氨乙基)-月桂酰胺在水溶液中水解，酰胺基胺在氧化铅矿表面的吸附作用显著，对氧化铅(PbO)捕收能力强。这三种药剂混合使用，利用捕收剂异丁基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]浮选回收硫化铅矿物，利用N-(2-氨乙基)-月桂酰胺浮选回收氧化铅矿物。在高氧化率铅锌硫化矿中铅矿物主要是方铅矿和氧化铅，所以这两种药剂适合作为高氧化率铅锌硫化矿的捕收剂。
这个工艺的优点在于控制铅矿物浮选的条件，利用捕收剂异丁基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺，将不同可浮性的铅矿物依照不同速度浮出。利用高氧化率铅锌硫化矿矿石中铅硫化矿浮选速率比铅氧化矿浮选速率快的特点，采用捕收剂异丁基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]快速浮选的方法获得铅硫化矿物形成快铅粗精矿；通过加入捕收剂异丁基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮与N-(2-氨乙基)-月桂酰胺，浮选出剩余的铅矿物，进行精选；快铅粗精矿与精选流程合并得到最终铅精矿(如图1所示)，提高了浮选效率，减少了浮选设备与能耗。传统的铅矿浮选技术只考虑了方铅矿的浮选，而对于氧化铅矿只考虑采用活化剂进行活化，然后采用普通的硫化矿捕收剂进行浮选。忽略了氧化铅在浮选过程中的溶解，不采用氧化矿捕收剂，使整个铅的回收率与精矿质量难以提高。相对传统的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选技术，本发明采用硫化矿捕收剂与氧化矿捕收剂，取消了氧化铅矿的活化剂，采用分支浮选技术(即将铅矿物浮选分为铅快选和粗选)，保证了铅精矿的品位、回收率。
3)锌矿物浮选
浮选完铅矿物后的尾矿主要含有闪锌矿、黄铁矿及脉石矿物，以石灰调节矿浆，硫酸铜活化，用丁黄药浮选回收闪锌矿获得锌精矿。
对浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12-12.4，以硫酸铜为活化剂，用量为300-400g/t原矿；以丁黄药作为捕收剂，用量为30-50g/t原矿，起泡剂为丁基醚醇30g/t，实现闪锌矿和其它矿物的高效分离。采用二次粗选、一次扫选和二次精选的流程。
本技术开发的工艺技术流程如图1。
相对传统的浮选技术，本发明采用高效捕收剂配合使用，提高了铅锌矿的回收率与精矿质量。对氧化率为15-20％的铅锌矿，采用本发明可获得Pb品位为51-52％，回收率80-84％；锌精矿品位Zn为46-50％，回收率84-86％，与常规方法相比，Pb、Zn回收率提高8％以上。
附图说明
图1：本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
实施例1：
1、云南蒙自某铅锌矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、氧化铅、闪锌矿、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15.87％，锌的氧化率为2.32％，原矿多元素分析结果见表1。
表1原矿多元素分析
Figure GDA0000020532500000031
Figure GDA0000020532500000041
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3000g/t，使矿浆pH为11.3，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进入浮选。
②铅第一次浮选：浮选浓度为30％，加入异丁基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]20g/t原矿，加入的起泡剂为丁基醚醇30g/t原矿，进行铅矿物第一次粗选，获得铅粗精矿。
③铅第二次浮选：将上步剩余的尾矿调节pH至11.3，采用一次粗选、一次扫选和二次精选的流程，粗选药剂条件：异丁基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇15g/t原矿。扫选药剂条件：乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]5g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺5g/t原矿。得到的铅矿再与第一次浮选的铅粗精矿合并精选一次形成最终铅精矿。
④锌浮选：对浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12，以硫酸铜为活化剂，用量为300g/t原矿；以丁黄药作为捕收剂，用量为30g/t原矿，起泡剂为丁基醚醇30g/t。采用二次粗选、一次扫选和二次精选的流程。
技术指标：铅精矿品位为51.21％，铅回收率80.15％，铅精矿中含锌3.23％；锌精矿品位46.32％，锌回收率84.12％。
实施例2：
1、云南文山某铅锌矿，该矿石主要金属矿物为方铅矿、氧化铅、闪锌矿、黄铁矿。主要脉石矿物为赤铁矿、石英、方解石等。矿石中铅的氧化率为20.45％，锌的氧化率为3.13％，原矿多元素分析结果见表2。
表2原矿多元素分析
Figure GDA0000020532500000051
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3500g/t，使矿浆pH为11.5，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm占70％；磨矿溢流产品经过搅拌桶进入浮选。
②铅第一次浮选：浮选浓度为30％，加入异丁基黄原酸甲酸乙酯120g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]40g/t原矿、丁基醚醇30g/t原矿，进行铅矿物第一次粗选，获得铅粗精矿。
③铅第二次浮选：将上步剩余的尾矿调节pH至11.5，采用一次粗选、一次扫选和二次精选的流程，粗选药剂条件：异丁基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇15g/t原矿。扫选药剂条件：乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]5g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺5g/t原矿。得到的铅矿再与第一次浮选的铅粗精矿合并精选一次形成最终铅精矿。
④锌浮选：对浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12.4，以硫酸铜为活化剂，用量为400g/t原矿；以丁黄药作为捕收剂，用量为50g/t原矿，起泡剂为丁基醚醇30g/t。采用二次粗选、一次扫选和二次精选的流程。
技术指标：铅精矿品位为50.65％，铅回收率83.54％，铅精矿中含锌3.76％；锌精矿品位49.76％，锌回收率85.87％。

Claims (3)

1.一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)在磨矿过程中加入石灰使矿浆pH值保持11.3-11.5，并使磨矿时加水后形成的矿浆浓度为30-35％，备用；
(2)铅矿物的第一次浮选：在石灰控制pH为11.3-11.5的条件下，加入捕收剂：异丁基黄原酸甲酸乙酯10-20g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]20-40g/t原矿，得到铅粗精矿；
(3)铅矿物的第二次浮选：将(2)步中浮选后剩余的尾矿采用一次粗选、一次扫选和二次精选的流程回收得到剩余的铅矿物，再与(2)步中得到的铅粗精矿合并精选一次形成最终铅精矿；所述的一次粗选、一次扫选和二次精选的流程是以石灰调节pH为11.3-11.5，粗选时加入异丁基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]10g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇15g/t原矿；扫选时加入乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]5g/t原矿、N-(2-氨乙基)-月桂酰胺5g/t原矿；
(4)锌矿物浮选
浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12-12.4，以硫酸铜活化，用丁黄药浮选回收获得锌精矿。
2.根据权利要求1所述的高氧化率铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，所述的矿浆是采用湿式球磨磨矿形成的，磨矿产品的粒度为-0.074mm占60～70％。
3.根据权利要求1所述的高氧化率铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，所述的步骤(2)第一次浮选过程中加入了起泡剂丁基醚醇30g/t原矿。
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