CN102441499B - 一种硫化铅锌矿的浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种硫化铅锌矿的浮选方法,采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎,然后进行两段闭路磨矿,磨矿粒度为-200目达80%-90%,磨矿后添加捕收剂、抑制剂、起泡剂和PH调整剂对铅进行优先浮选,铅浮选采用一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿,铅扫选后的尾矿放入电解槽中采用电解法进行锌的浮选,得到锌精矿。本发明方法利用电解法分离矿物,减少了药剂的使用量,降低了成本,减少了对环境的污染,且提取率高。

Description

一种硫化铅锌矿的浮选方法
技术领域
本发明涉及一种硫化铅锌矿的浮选方法,属于有色金属选矿领域。
技术背景
   我国的铅锌矿资源丰富,主要分为两种类型:一种是以闪锌矿、方铅矿、黄铁矿为主的的硫化矿,另一种是以异极矿、菱锌矿为主的氧化矿。迄今为止,对硫化铅锌矿的的浮选有很多种方法,但是常规的浮选方法都是采用药剂来浮选,这种浮选方法中,各种药剂都比较昂贵,成本比较高。而且抛弃的尾矿也会对环境造成不同程度的影响,而且在添加药剂时也不好控制药剂的用量,这导致药剂浮选降低了铅、锌精矿的品味和回收率。传统采用电解法浮选硫化铅锌矿时,直接把硫化铅锌矿用于电解,这样就导致浮选率低,而且不能得到品位好的铅锌精矿。
发明内容
本发明为提高硫化铅锌矿浮选分离效率和减少环境的污染,提供了一种硫化铅锌矿的浮选方法。
本发明硫化铅锌矿的浮选方法,通过如下技术方案实现:
采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌进行破碎,然后进行两段闭路磨矿,磨矿粒度为-200(小于200)目达80%~90%,不经过脱泥,直接进入浮选,磨矿后添加捕收剂、抑制剂、起泡剂和PH调整剂对铅进行优先浮选,铅浮选采用一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿,铅扫选后的尾矿放入电解槽中采用电解法进行锌浮选,得到锌精矿。
本发明中所述硫化铅锌矿破碎后粒度为-10~-20mm,实现多碎少磨,有利于提高磨矿效率。
本发明中所述磨矿中的一级棒磨机采用分级机和水力旋流器完成。
本发明中所述磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为21~28%,然后添加乙硫氮20~100g/t作为捕收剂, 100~400g/t硫酸锌和100~400g/t亚硫酸钠作为抑制剂, 20~70g/t 730A作为起泡剂,200~1000g/t石灰调节PH为11~12,进行一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿。
本发明中所述硫酸锌和亚硫酸钠按质量比1:1~1.5混合后作为抑制剂。
本发明中所述铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸铵100~200g/t,捕收剂丁基黄药100~300g/t,起泡剂730A 40~50g/t,进行铅扫选,扫选之后的尾矿采用电解法浮选锌,以0.2mol/L KNO3溶液为电解质,采用100~300g/t亚硫酸铵为活化剂,100~200g/t捕收剂,用石灰调节PH值为7~11,通入电流电解3~5小时,电流大小为常规电流,最后得到锌精矿。
所述铅浮选捕收剂为乙硫氮,它的分子式为(C2H22NCSSNa,乙硫氮对方铅矿捕收能力强,对黄铁矿捕收能力弱,乙硫氮与硫化铅锌矿中的硫化铅发生作用,而不与硫化锌矿发生反应。在浮选过程中加入乙硫氮,加入石灰作为PH调整剂使矿浆PH保持在11~12,同时加入硫酸锌和亚硫酸钠作为硫化锌矿物的抑制剂,起泡剂为730A,进行回收,并保持浮选矿浆的碱性环境,改变铅锌矿物表面亲水、疏水性质,使锌矿物、硫矿物因表面疏水而不与捕收剂作用,这样可以浮选分离出铅精矿。
对锌进行浮选时采用电解法,电解时,采用的阳极工作电极为铅合金圆柱形固体,直径为16mm,有效面积为1m2,除工作面之外,其余面用环氧树脂胶封,用导线相连接,阴极电极采用圆柱形铝板,厚度为3mm。以0.2mol/L KNO3溶液作为支持电解质,丁基黄药为捕收剂,石灰做PH调整剂, 所用试剂全部都是分析纯,水为蒸馏水。通入工业氮气3-4小时。在此阴极反应式为:
Figure 839672DEST_PATH_IMAGE001
阳极反应式为:
Figure 694496DEST_PATH_IMAGE002
总反应式是:
Figure 474233DEST_PATH_IMAGE003
得到的锌精矿由电解槽中排出。
本发明中未做特殊说明的方法,均为常规技术,所用试剂为化学纯。
    与传统的硫化铅锌矿的浮选技术相比,本发明大大减少了药剂的使用种类,减少了药品的浪费,降低了成本,采用的电解法,首先它的原料比较广泛,没有产生有害物质,对环境不会造成污染,而且电解法的过程比较简单,同时也提高了铅、锌的品位和回收率。
附图说明
图1是本发明硫化铅锌矿的浮选方法的工艺流程示意图。
    具体实施方式
下面结合附图和实例对本发明作进一步详细说明,但本发明保护范围并不局限于所述内容。
实施例1:本硫化铅锌矿的浮选方法,具体操作如下:
使用含Pb 5.82%、Zn 6.5%的云南某硫化铅锌矿原矿,采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎,破碎粒度为-15mm,然后进行两段闭路磨矿,磨矿粒度为-200目占80%,磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为21%,添加捕收剂乙硫氮100g/t,硫酸锌400g/t和亚硫酸钠400g/t的混合抑制剂,起泡剂730A 60g/t,石灰1000g/t,调节PH为11,进行铅浮选,经过一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿,铅精矿品位55.6%,回收率为84.87%;铅粗选之后的尾矿添加活化剂亚硫酸胺200g/t,丁基黄药100g/t,起泡剂730A 40g/t,进行铅扫选,最后把扫选之后的尾矿放入电解池中,以0.2mol/L KNO3溶液为电解质,添加亚硫酸铵100 g/t,丁基黄药100g/t,加入石灰调节PH值为9,电解3小时之后,得到锌精矿,锌品位为50.4%,回收率为81%,和传统方法相比锌品位提高了1.04%,铅品位提高1%。
实施例2:本硫化铅锌矿的浮选方法,具体操作如下:
使用含Pb 5.82%、Zn 6.5%的云南某铅锌矿原矿,采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎,破碎粒度为-10mm,然后进行两段闭路磨矿,磨矿粒度为-200目占90%,磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为25%,添加捕收剂乙硫氮20g/t,硫酸锌100g/t和亚硫酸钠100g/t混合抑制剂,起泡剂730A 20g/t,石灰200g/t,调节PH为11.5,进行铅浮选,经过一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿,铅精矿品位56.01%,回收率为84.56%;铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸胺150g/t,丁基黄药200g/t,起泡剂730A 45g/t,进行铅扫选,最后把扫选之后的尾矿通入到电解池中,以0.2mol/L KNO3溶液为电解质,添加亚硫酸铵300 g/t,丁基黄药为120g/t,加入石灰调节PH值为11,电解4小时之后,得到锌品位为51.42%,回收率为81.5%,和传统方法相比锌品位提高了2.06%。
实施例3:本硫化铅锌矿的浮选方法,具体操作如下:
使用含Pb 5.82%、Zn 6.5%的云南某铅锌矿原矿,采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌矿进行破碎,破碎粒度为-20mm,然后进行两段闭路磨矿,磨矿粒度为-200目占85%,磨矿后硫化铅锌矿浮选质量百分比浓度为28%,添加捕收剂乙硫氮80g/t,硫酸锌200g/t和亚硫酸钠300g/t混合抑制剂,起泡剂730A 70g/t,石灰600g/t,调节PH为12,进行铅浮选,经过一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿,铅精矿品位55.6%,回收率为84.87%;铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸胺100g/t,丁基黄药300g/t,起泡剂730A 50g/t,进行铅扫选,最后把扫选之后的尾矿通入到电解池中,以0.2mol/L KNO3溶液为电解质,添加亚硫酸铵300 g/t,丁基黄药为200g/t,加入石灰调节PH值为7,电解5小时之后,得到锌品位为49.4%,回收率为79%,和传统方法相比锌品位提高了0.04%。

Claims (3)

1.一种硫化铅锌矿的浮选方法,其特征在于:采用三段一闭路的破碎流程对硫化铅锌进行破碎,然后进行两段闭路磨矿,磨矿粒度为-200目达80%~90%,磨矿后添加捕收剂、抑制剂、起泡剂和PH调整剂对铅进行优先浮选,铅浮选采用一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿,铅扫选后的尾矿放入电解槽中采用电解法进行锌浮选,得到锌精矿;
其中所述磨矿后硫化铅锌矿浮选时矿浆质量百分比浓度为21~28%,然后添加20~100g/t捕收剂乙硫氮,100-400g/t硫酸锌和100-400g/t亚硫酸钠的混合抑制剂,20~70g/t起泡剂730A,200~1000g/t石灰调节PH为11~12,进行一次粗选、一次扫选和三次精选后得到铅精矿;
所述铅粗选后的尾矿添加活化剂亚硫酸铵100~200g/t,捕收剂丁基黄药100~300g/t,起泡剂730A 40~50g/t,进行铅扫选,扫选之后的尾矿采用电解法浮选锌,以0.2mol/L KNO3溶液为电解质,采用100~300g/t亚硫酸铵为活化剂,100~200g/t捕收剂丁基黄药,用石灰调节PH值为7~11,通入电流电解3~5小时,最后得到锌精矿。
2.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的浮选方法,其特征在于:硫化铅锌矿破碎后粒度为-20mm。
3.根据权利要求1所述的硫化铅锌矿的浮选方法,其特征在于:硫酸锌和亚硫酸钠按质量比1:1~1.5混合后作为抑制剂。
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