CN102489409A - 一种氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种氧化铅锌矿在浮选分离过程中的矿浆pH值调整方法，属于选矿技术领域。是以碳酸钠和氧化钙组合作为矿浆pH值调整剂对氧化铅锌矿进行调浆，将矿浆pH值调整到8.5~11.5之间，调浆时间以矿浆pH值稳定为止，接着顺序加入抑制剂和捕收剂进行浮选分离。该法与传统只采用碳酸钠作pH值调整剂相比，本发明既可以处理含泥量大的复杂氧化铅锌矿石，同时大大降低了传统工艺中碳酸钠的耗量，对锌的分离过程极为有利，通过调整剂的添加，使得分选过程更加稳定，便于操作和控制。
Description
技术领域
本发明涉及到一种氧化铅锌矿在浮选分离过程中的矿浆pH值调整方法，尤其涉及含铅较低的氧化铅锌矿浮选回收锌过程矿浆pH值的调整方法，属于选矿技术领域。
背景技术
铅锌矿石按氧化程度可分为硫化矿石(氧化率小于10％)、混合矿石(氧化率为10%～30%)、氧化矿石(氧化率30%以上)。我国氧化铅锌矿资源非常丰富，居世界第二位。但目前我国对铅锌资源的利用仅对高品位的氧化矿和硫化矿进行利用，大量低品位的氧化锌矿石无法利用，尤其是锌品位小于10%的低品位氧化锌矿。据统计，我国氧化锌矿中的锌金属保有储量高达8000万吨，仅云南省就有710万吨之多。其中规模最大的是位于云南西部的兰坪铅锌矿，其氧化锌矿中的锌金属储量约为400万吨，造成了资源的大量浪费。
由于铅锌氧化矿石所含矿物种类多，加之矿石结构十分复杂，伴生组分较多，并含有大量的粘土和褐铁矿，因此，尽管氧化铅锌矿选矿的研究工作已经开展了多年，但氧化铅锌矿的选矿仍然存在诸多问题，特别是氧化锌精矿的浮选回收还不能取得令人满意的效果。
迄今为止，对氧化铅锌矿的浮选研究较多，特别是对低品位高氧化率氧化锌矿的浮选研究较多，主要包括“硫化-胺法浮选”和“硫化-黄药浮选”。它是在对矿石进行硫化后用捕收剂（脂肪胺或黄药）进行浮选的一种选矿方法，只是在采用“硫化-黄药浮选”进行氧化锌矿的浮选时需配合使用活化剂氧化锌的浮选回收效果才明显。目前，国内外文献报导的氧化锌矿浮选研究中，一般使用硫化钠作为pH值调整剂和硫化剂。
目前，用胺法浮选氧化铅锌矿最主要的弱点是对矿泥十分敏感，因此，如何解决矿泥问题是高效回收目的矿物的关键。因此，大部分科研单位和研究所在进行氧化铅锌矿的浮选时常常要先进行矿泥的脱除，这将导致部分有价金属随矿泥的脱除而损失于尾矿中。因此，为了能在不影响氧化铅锌矿回收的前提下削弱矿泥对分选过程的影响，急需提出一种新的氧化铅锌矿分选技术，以实现氧化铅锌矿的不脱泥浮选，提高氧化铅锌矿的资源利用率。
发明内容
本发明的目的是提供一种氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法，能在不影响氧化锌矿回收的前提下削弱矿泥对浮选过程的影响，以实现氧化锌矿的不脱泥浮选，提高氧化铅锌矿的资源利用率。
本发明的技术方案是：以碳酸钠和氧化钙作为pH调整剂对氧化锌矿矿浆进行调浆，调节矿浆至pH值为8.5～11.5，当pH值稳定时再添加抑制剂进行调浆，最后加入捕收剂进行浮选。具体步骤经过如下：（如图1所示）
（1）配置矿浆：氧化锌原矿与水按质量比配成1:3的矿浆后用球磨机进行磨矿，直到磨矿产品中质量百分数占95%的原矿粒度小于0.074μm为止,此矿浆即为原矿浆；
（2）调节矿浆pH值：将原矿浆加入搅拌槽，然后分别加入碳酸钠和氧化钙进行调浆，加入到搅拌槽的质量比为碳酸钠：氧化钙1:1，直到用PHS-25酸度计检测稳定到相应的pH值为8.5～11.5；
（3）浮选：步骤（2）中得到的矿浆首先用碳酸钠和氧化钙按摩尔比为1:1进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5～11.5之间时分别加入调整剂和捕收剂并进行调浆，然后进行粗选Ⅰ作业，浮选的尾矿再加入生石灰和碳酸钠进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5～11.5之间时分别加入调整剂和捕收剂进行调浆并进行粗选Ⅱ作业，粗选Ⅱ的尾矿添加捕收剂调浆后进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ的尾矿添加捕收剂后进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅰ的扫精矿返回粗选Ⅱ作业，扫选Ⅱ的扫精矿返回到扫选Ⅰ作业，扫选Ⅱ的尾矿即为浮选的最终尾矿。粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的粗精矿合并后加入调整剂调浆后进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业的精矿进行精选Ⅱ作业，精选Ⅰ的尾矿返回到粗选Ⅰ作业，精选Ⅱ作业的精矿添加调整剂后进行精选Ⅲ作业，精选Ⅱ作业的尾矿返回到精选Ⅰ作业，精选Ⅲ作业的尾矿返回到精选Ⅱ作业，精选Ⅲ作业的精矿即为最终浮选精矿。
所述氧化锌原矿为含铅1.0～1.51wt%，含锌7.0～7.47wt%的氧化锌矿。
所述碳酸钙和氧化钙均为普通市售。
所述调整剂为硫化钠、硫氢化钠或者两者的任意比例混合物，加入量按矿物干料为1000～1500g/t，为普通市售。
所述捕收剂为十二烷基伯胺，加入量为120～150 g/t，为普通市售。
本发明的优点和有益效果：
采用碳酸钠和氧化钙为主的pH值调整剂进行调浆，联合使用抑制剂，可以实现锌矿物与脉石矿物的浮选分离，同时降低了矿泥对浮选过程的影响。与传统工艺相比，采用本发明可以处理传统工艺难于处理的含有大量矿泥的复杂锌矿石，可以实现氧化铅锌矿的不脱泥浮选，同时使得价格较贵的碳酸钠的消耗量大大降低，节约了生产成本。
附图说明
图1为本发明的全闭路工艺流程图。
具体实施方式
以下结合图表和实施例对本发明作进一步阐述，但本发明的保护内容不限于所述范围。
实施例1：
（1）配置矿浆：将含铅1.51wt%，含锌7.47wt%的氧化锌原矿与水按质量比配成1:3的矿浆后用球磨机进行磨矿，直到磨矿产品中质量百分数占95%的原矿粒度小于0.074μm为止,此矿浆即为原矿浆；
（2）调节矿浆pH值：将原矿浆加入搅拌槽，然后分别加入碳酸钠和氧化钙进行调浆，加入到搅拌槽的质量比为碳酸钠：氧化钙1:1，直到用PHS-25酸度计检测稳定到相应的pH值为9.5；
（3）浮选：步骤（2）中得到的矿浆首先用碳酸钠和氧化钙按摩尔比为1:1进行调浆，当矿浆pH值稳定到9.5时分别加入调整剂和捕收剂并进行调浆，然后进行粗选Ⅰ作业，浮选的尾矿再加入生石灰和碳酸钠进行调浆，当矿浆pH值稳定到9.5之间时分别加入调整剂和捕收剂进行调浆并进行粗选Ⅱ作业，粗选Ⅱ的尾矿添加捕收剂调浆后进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ的尾矿添加捕收剂后进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅰ的扫精矿返回粗选Ⅱ作业，扫选Ⅱ的扫精矿返回到扫选Ⅰ作业，扫选Ⅱ的尾矿即为浮选的最终尾矿。粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的粗精矿合并后加入调整剂调浆后进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业的精矿进行精选Ⅱ作业，精选Ⅰ的尾矿返回到粗选Ⅰ作业，精选Ⅱ作业的精矿添加调整剂后进行精选Ⅲ作业，精选Ⅱ作业的尾矿返回到精选Ⅰ作业，精选Ⅲ作业的尾矿返回到精选Ⅱ作业，精选Ⅲ作业的精矿即为最终浮选精矿。其中加入的调整剂为硫化钠、硫氢化钠或者两者的任意比例混合物，加入量按矿物干料为1000g/t，加入的捕收剂为十二烷基伯胺，加入量为120 g/t。（结果如表1所示）
实施例2：
（1）配置矿浆：将含铅1.0wt%，含锌7.15wt%的氧化锌原矿与水按质量比配成1:3的矿浆后用球磨机进行磨矿，直到磨矿产品中质量百分数占95%的原矿粒度小于0.074μm为止,此矿浆即为原矿浆；
（2）调节矿浆pH值：将原矿浆加入搅拌槽，然后分别加入碳酸钠和氧化钙进行调浆，加入到搅拌槽的质量比为碳酸钠：氧化钙1:1，直到用PHS-25酸度计检测稳定到相应的pH值为9.7；
（3）浮选：步骤（2）中得到的矿浆首先用碳酸钠和氧化钙按摩尔比为1:1进行调浆，当矿浆pH值稳定到9.7之间时分别加入调整剂和捕收剂并进行调浆，然后进行粗选Ⅰ作业，浮选的尾矿再加入生石灰和碳酸钠进行调浆，当矿浆pH值稳定到9.7之间时分别加入调整剂和捕收剂进行调浆并进行粗选Ⅱ作业，粗选Ⅱ的尾矿添加捕收剂调浆后进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ的尾矿添加捕收剂后进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅰ的扫精矿返回粗选Ⅱ作业，扫选Ⅱ的扫精矿返回到扫选Ⅰ作业，扫选Ⅱ的尾矿即为浮选的最终尾矿。粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的粗精矿合并后加入调整剂调浆后进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业的精矿进行精选Ⅱ作业，精选Ⅰ的尾矿返回到粗选Ⅰ作业，精选Ⅱ作业的精矿添加调整剂后进行精选Ⅲ作业，精选Ⅱ作业的尾矿返回到精选Ⅰ作业，精选Ⅲ作业的尾矿返回到精选Ⅱ作业，精选Ⅲ作业的精矿即为最终浮选精矿。其中加入的调整剂为硫氢化钠，加入量按矿物干料为1300g/t，加入的捕收剂为十二烷基伯胺，加入量为150 g/t。（结果如表1所示）
实施例3：
（1）配置矿浆：将含铅1.45wt%，含锌7.0wt%的氧化锌原矿与水按质量比配成1:3的矿浆后用球磨机进行磨矿，直到磨矿产品中质量百分数占95%的原矿粒度小于0.074μm为止,此矿浆即为原矿浆；
（2）调节矿浆pH值：将原矿浆加入搅拌槽，然后分别加入碳酸钠和氧化钙进行调浆，加入到搅拌槽的质量比为碳酸钠：氧化钙1:1，直到用PHS-25酸度计检测稳定到相应的pH值为8.5；
（3）浮选：步骤（2）中得到的矿浆首先用碳酸钠和氧化钙按摩尔比为1:1进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5时分别加入调整剂和捕收剂并进行调浆，然后进行粗选Ⅰ作业，浮选的尾矿再加入生石灰和碳酸钠进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5时分别加入调整剂和捕收剂进行调浆并进行粗选Ⅱ作业，粗选Ⅱ的尾矿添加捕收剂调浆后进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ的尾矿添加捕收剂后进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅰ的扫精矿返回粗选Ⅱ作业，扫选Ⅱ的扫精矿返回到扫选Ⅰ作业，扫选Ⅱ的尾矿即为浮选的最终尾矿。粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的粗精矿合并后加入调整剂调浆后进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业的精矿进行精选Ⅱ作业，精选Ⅰ的尾矿返回到粗选Ⅰ作业，精选Ⅱ作业的精矿添加调整剂后进行精选Ⅲ作业，精选Ⅱ作业的尾矿返回到精选Ⅰ作业，精选Ⅲ作业的尾矿返回到精选Ⅱ作业，精选Ⅲ作业的精矿即为最终浮选精矿。其中加入的调整剂为硫化钠，加入量按矿物干料为1500g/t，加入的捕收剂为十二烷基伯胺，加入量为130 g/t。（结果如表2所示）
实施例4：
（1）配置矿浆：将含铅1.0～1.51wt%，含锌7.0～7.47wt%的氧化锌原矿与水按质量比配成1:3的矿浆后用球磨机进行磨矿，直到磨矿产品中质量百分数占95%的原矿粒度小于0.074μm为止,此矿浆即为原矿浆；
（2）调节矿浆pH值：将原矿浆加入搅拌槽，然后分别加入碳酸钠和氧化钙进行调浆，加入到搅拌槽的质量比为碳酸钠：氧化钙1:1，直到用PHS-25酸度计检测稳定到相应的pH值为11.5；
（3）浮选：步骤（2）中得到的矿浆首先用碳酸钠和氧化钙按摩尔比为1:1进行调浆，当矿浆pH值稳定到11.5之间时分别加入调整剂和捕收剂并进行调浆，然后进行粗选Ⅰ作业，浮选的尾矿再加入生石灰和碳酸钠进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5～11.5之间时分别加入调整剂和捕收剂进行调浆并进行粗选Ⅱ作业，粗选Ⅱ的尾矿添加捕收剂调浆后进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ的尾矿添加捕收剂后进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅰ的扫精矿返回粗选Ⅱ作业，扫选Ⅱ的扫精矿返回到扫选Ⅰ作业，扫选Ⅱ的尾矿即为浮选的最终尾矿。粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的粗精矿合并后加入调整剂调浆后进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业的精矿进行精选Ⅱ作业，精选Ⅰ的尾矿返回到粗选Ⅰ作业，精选Ⅱ作业的精矿添加调整剂后进行精选Ⅲ作业，精选Ⅱ作业的尾矿返回到精选Ⅰ作业，精选Ⅲ作业的尾矿返回到精选Ⅱ作业，精选Ⅲ作业的精矿即为最终浮选精矿。其中加入的调整剂为硫化钠和硫氢化钠两者的任意比例混合物，加入量按矿物干料为1500g/t，加入的捕收剂为十二烷基伯胺，加入量为130 g/t。（结果如表3所示）
表1 不同pH值调整剂浮选对比试验结果
表2 实施例3氧化铅锌矿浮选结果
表3 实施例4氧化铅锌矿浮选结果
Claims (4)
1.一种氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法，其特征在于具体步骤包括如下：
（1）配置矿浆：氧化锌原矿与水按质量比配成1:3的矿浆后用球磨机进行磨矿，直到磨矿产品中质量百分数占95%的原矿粒度小于0.074μm为止,此矿浆即为原矿浆；
（2）调节矿浆pH值：将原矿浆加入搅拌槽，然后分别加入碳酸钠和氧化钙进行调浆，加入到搅拌槽的质量比为碳酸钠：氧化钙1:1，直到用PHS-25酸度计检测稳定到相应的pH值为8.5～11.5；
（3）浮选：步骤（2）中得到的矿浆首先用碳酸钠和氧化钙按摩尔比为1:1进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5～11.5之间时分别加入调整剂和捕收剂并进行调浆，然后进行粗选Ⅰ作业，浮选的尾矿再加入生石灰和碳酸钠进行调浆，当矿浆pH值稳定到8.5～11.5之间时分别加入调整剂和捕收剂进行调浆并进行粗选Ⅱ作业，粗选Ⅱ的尾矿添加捕收剂调浆后进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ的尾矿添加捕收剂后进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅰ的扫精矿返回粗选Ⅱ作业，扫选Ⅱ的扫精矿返回到扫选Ⅰ作业，扫选Ⅱ的尾矿即为浮选的最终尾矿；
粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的粗精矿合并后加入调整剂调浆后进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业的精矿进行精选Ⅱ作业，精选Ⅰ的尾矿返回到粗选Ⅰ作业，精选Ⅱ作业的精矿添加调整剂后进行精选Ⅲ作业，精选Ⅱ作业的尾矿返回到精选Ⅰ作业，精选Ⅲ作业的尾矿返回到精选Ⅱ作业，精选Ⅲ作业的精矿即为最终浮选精矿。
2.根据权利要求书1所述氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法，其特征在于：氧化锌原矿为含铅1.0～1.51wt%，含锌7.0～7.47wt%的氧化锌矿。
3.根据权利要求书1所述氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法，其特征在于：调整剂为硫化钠、硫氢化钠或者两者任意比例混合物，加入量按矿物干料为1000～1500g/t。
4.根据权利要求书1所述氧化锌矿浮选过程中矿浆pH值调整方法，其特征在于：所述捕收剂为十二烷基伯胺，加入量为120～150 g/t。
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