CN102513217B - 一种锌硫矿物浮选分离的方法 - Google Patents

Abstract

一种锌硫矿物浮选分离的方法，将矿石磨矿至矿物单体解离后，采用硫酸作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对锌硫矿物混合浮选得锌硫混合精矿；然后将锌硫混合精矿进行二次浮选分离，第一次分离获得锌粗精矿，第二次将锌粗精矿再分离得锌精矿。采用本发明能够有效降低锌硫分离难度、兼顾精矿质量和回收率、综合回收硫铁矿，使有用矿物获得较高的回收率和精矿品位。

Description

一种锌硫矿物浮选分离的方法

一、技术领域

   本发明涉及一种锌硫矿物浮选分离的方法，特别是对于锌硫矿物混合浮选后需要提高锌精矿品位及回收率的方法。

二、背景技术

在多金属硫化矿共生矿床中，为了综合回收锌矿物和硫矿物（黄铁矿），一般采用混合浮选硫化矿后再分离的方法。当黄铁矿含量较高、可浮性较差时，为了尽可能提高硫化矿的回收率，在混合浮选硫化矿过程中，需要添加大量药剂才能将硫化矿浮选干净，这样无形中加大了硫化矿分离难度，容易造成硫化矿分离困难、精矿品位及回收率不高且互含严重，精矿质量和回收率难以兼顾，不仅增加选矿成本，同时给企业造成不必要的经济负担。

三、发明内容

本发明的目的在于提供一种锌硫矿物浮选分离的方法，特别是对于锌硫矿物混合浮选后需要提高锌精矿品位及回收率的方法。

本发明采用以下技术方案达到上述目的：将矿石磨矿至矿物单体解离后，采用硫酸作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对锌硫矿物混合浮选得锌硫混合精矿；然后将锌硫混合精矿进行二次分离，第一次分离仅获得锌粗精矿，第二次将锌粗精矿再分离得锌精矿，极大的降低了分离难度，容易实现精矿质量和回收率指标双高。

混合浮选时，矿浆pH值为6～7；浮选过程中，将矿石磨矿至矿物单体解离后，首先加入pH调整剂，再加活化剂、然后再加捕收剂和起泡剂对锌硫矿物回收得锌硫混合精矿。

锌硫混合精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为11～13，腐殖酸钠作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌粗精矿和硫精矿。

锌粗精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为12～14，腐殖酸钠作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌精矿。

药剂总用量：硫酸500～1000 g/t，硫酸铜200～300 g/t，丁基黄药300～400 g/t，2号油150～250 g/t，石灰5000～8000 g/t，腐殖酸钠1000～2000 g/t。

使用时，先将所述药剂配制成以下重量百分浓度：

硫酸          10～20%水溶液 ，    

硫酸铜        1～2%水溶液 ，      

丁基黄药      1～2%水溶液 ，               

2号油         原液添加 ，       

石灰          5～10%水溶液，                  

腐殖酸钠      0.5～1%水溶液。

本发明的突出优点在于：

1、锌硫混合精矿分离采用二次分离工艺流程，第一次分离不直接获取最终精矿、只获得粗精矿，粗精矿进行再分离获取最终精矿，降低了分离难度，实现了铁闪锌矿与黄铁矿的有效分离，大幅度提高了锌精矿品位和锌回收率。

2、采用无毒价廉、对锌矿物抑制弱的腐殖酸钠配合石灰强化对黄铁矿的抑制，较好地解决了单用石灰黄铁矿难于抑制彻底的技术问题。

3、采用本发明能够对伴生的有价矿物（黄铁矿）进行综合回收，获取高品位硫精矿。

4、本发明药剂用量少，无毒无污染。

四、具体实施方式

    以下通过实施例对本发明的技术方案作进一步说明。

实施例1

1.矿物原料：

原料矿石中锌含量为9.27%，硫含量为17.36%，锡含量为1.08%。物相分析表明锌是以闪锌矿形式存在，硫以黄铁矿、砷黄铁矿形式存在，锡以锡石形式存在。

2.浮选药剂及操作条件:

硫酸500 g/t，硫酸铜200 g/t，丁基黄药300 g/t，2号油150 g/t，石灰5000 g/t，腐殖酸钠1000 g/t。

将矿石磨矿至矿物单体解离后，用硫酸调矿浆pH到6～7后，首先加入活化剂硫酸铜200g/t、然后再加捕收剂丁基黄药300g/t，最后加入起泡剂2号油150g/t对锌硫矿物回收得锌硫混合精矿。

锌硫混合精矿分离时，矿浆加石灰4000g/t调pH值为11，腐殖酸钠700g/t作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌粗精矿和硫精矿。

锌粗精矿分离时，矿浆加石灰1000g/t调pH值为12，腐殖酸钠300g/t作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌精矿。

采用以上工艺和药剂条件进行了一年300t/d的工业试验，结果表明锌硫矿物能够有效分离，在给矿锌品位为9.27%、硫品位为17.36%的条件下，经过二次锌硫分离，获得锌精矿锌品位47.82%，锌回收率95.65%；硫精矿硫品位39.98％，硫回收率(对黄铁矿)89.38％。

实施例2

2.矿物原料：

原料矿石中锌含量为12.63%，硫含量为22.72%，锡含量为1.69%。物相分析表明锌是以闪锌矿形式存在，硫以黄铁矿、砷黄铁矿形式存在，锡以锡石形式存在。

2.浮选药剂及操作条件:

硫酸750 g/t，硫酸铜250 g/t，丁基黄药350 g/t，2号油200 g/t，石灰7000 g/t，腐殖酸钠1500 g/t。

将矿石磨矿至矿物单体解离后，用硫酸调矿浆pH到6～7后，首先加入活化剂硫酸铜200g/t、然后再加捕收剂丁基黄药350g/t，最后加入起泡剂2号油200g/t对锌硫矿物回收得锌硫混合精矿。

锌硫混合精矿分离时，矿浆加石灰5000g/t调pH值为12，腐殖酸钠1000g/t作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌粗精矿和硫精矿。

锌粗精矿分离时，矿浆加石灰2000g/t调pH值为13，腐殖酸钠500g/t作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌精矿。

采用以上工艺和药剂条件进行了两年500t/d的工业试验，结果表明锌硫矿物能够有效分离，在给矿锌品位为12.63%、硫品位为22.72%的条件下，经过二次锌硫分离，获得锌精矿锌品位47.45%，锌回收率96.28%；硫精矿硫品位40.26％，硫回收率(对黄铁矿)90.01％。

实施例3

3.矿物原料：

原料矿石中锌含量为13.82%，硫含量为25.16%，锡含量为1.32%。物相分析表明锌是以闪锌矿形式存在，硫以黄铁矿、砷黄铁矿形式存在，锡以锡石形式存在。

2.浮选药剂及操作条件:

硫酸1000 g/t，硫酸铜300 g/t，丁基黄药400 g/t，2号油250 g/t，石灰8000 g/t，腐殖酸钠2000 g/t。

将矿石磨矿至矿物单体解离后，用硫酸调矿浆pH到6～7后，首先加入活化剂硫酸铜250g/t、然后再加捕收剂丁基黄药400g/t，最后加入起泡剂2号油250g/t对锌硫矿物回收得锌硫混合精矿。

锌硫混合精矿分离时，矿浆加石灰5000g/t调pH值为12，腐殖酸钠1200g/t作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌粗精矿和硫精矿。

锌粗精矿分离时，矿浆加石灰3000g/t调pH值为14，腐殖酸钠800g/t作硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得锌精矿。

采用以上工艺和药剂条件进行了一年200t/d的工业试验，结果表明锌硫矿物能够有效分离，在给矿锌品位为13.82%、硫品位为25.16%的条件下，经过二次锌硫分离，获得锌精矿锌品位47.22%，锌回收率96.76%；硫精矿硫品位41.46％，硫回收率(对黄铁矿)90.33％。

Claims (2)

1.一种锌硫矿物浮选分离的方法，其特征在于：该方法包括如下步骤： 

(1)将矿石磨矿至矿物单体解离后，采用硫酸作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对锌硫矿物混合浮选得锌硫混合精矿；然后将锌硫混合精矿进行分离得锌粗精矿和硫精矿，最后将锌粗精矿进行分离得锌精矿， 

(2)混合浮选时，矿浆pH值为6～7；浮选过程中，将矿石磨矿至矿物单体解离后，首先加入pH值调整剂，再加活化剂、然后再加捕收剂和起泡剂对锌硫矿物回收得锌硫混合精矿， 

(3)锌硫混合精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为11～13，腐植酸钠 作黄铁矿抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选工艺流程得锌粗精矿和硫精矿， 

(4)锌粗精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为12～14，腐植酸钠作黄铁矿抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选工艺流程得锌精矿， 

(5)药剂总用量(g/t)为： 

硫酸500～1000g/t，硫酸铜200～300g/t，丁基黄药300～400g/t，2号油150～250g/t，石灰5000～8000g/t， 腐植酸钠 1000～2000g/t。 

2.根据权利要求1所述的锌硫矿物浮选分离的方法，其特征在于，使用时，先将所述药剂配制成以下重量百分浓度： 

硫酸      10～20％水溶液 

硫酸铜    1～2％水溶液 

丁基黄药  1～2％水溶液 

2号油     原液添加 

石灰        5～10％水溶液 

 腐植酸钠   0.5～1％水溶液。