CN103433142A - 微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法 - Google Patents

微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，包括碳铅分离、铅泥分离、铅硫分离等流程，且以硫酸为pH调整剂，以碳酸钠、硫酸锌和亚硫酸钠的混合物为锌抑制剂，以丁铵黑药和丁基黄药的混合物为捕收剂。该浮选方法工艺简单实用、药剂使用量少，在弱酸条件下进行生产，提高了脆硫锑铅矿的回收率和精矿品位。

Description

微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域，涉及了一种铅锑矿的浮选方法。
背景技术
脆硫锑铅矿是一种特殊矿种，其主要特征是分散赋存在锌硫等多金属矿床中，易碎泥化严重，与夹杂在矿物中的碳质密切共生，而且铅锑粗精矿粒度极细，用重选方法极难使矿物分离，也无法通过分级脱泥脱除微细粒脉石，而在通常选矿过程中，又极易通过漂浮状态流失于溢流中，回收难；如不回收，因其对药剂吸附性太强，又严重干扰其它矿物的回收，破坏整体选矿流程。
目前，选矿厂对铅锑矿的回收流程主要是：原矿—全硫浮选—铅锑脱杂浮选—铅锑精选—铅锑精矿、尾矿。据发明人取样、查定分析，该流程存在这以下问题：
（1）流程未能克服残留药剂的影响
因铅锑精选前流程主要考虑的是回收锡、锌，大量不利于脆硫锑铅矿浮选分离的残留药剂进入铅锑精选，使锌、铁矿物难以抑制，生产中采取的措施是加大抑制剂用量，但未能根本克服残留药剂影响。
（2）流程无脱碳或抑制碳的措施
铅锑粗精矿碳含量高，为8.45%，碳极易吸附药剂并易覆盖于矿物表面阻碍矿物与药剂作用，造成药剂消耗量大且铅锑回收率及品位均低。
（3）流程未能实现矿、泥有效分离
因主流程及设备因素影响，脆硫锑铅矿泥化严重，-10μm粒级含量超过40%，故无法通过常规重选分级脱泥措施除去矿泥。而在浮选中，粒度越细，矿石与脉石的可浮性差异越小，且矿泥脉石因其比表面积大极易吸附药剂并易覆盖于矿物表面阻碍矿物与药剂作用，从而影响脆硫锑铅矿回收。生产中只能采取降低精矿产率的方法保证精矿质量，但该方法导致铅锑回收率低。
（4）流程未能实现铅锑与其它硫化矿有效分离
易浮且已经过活化的铁闪锌矿及黄铁矿与脆硫锑铅矿可浮性差异较小，虽然在精选时添加了较有针对性的抑制剂，但仍无法完全抑制，且所用捕收剂为黄药，选择性较差，造成铅锑精矿中锌、铁含量偏高。
近年来，本领域的技术人员该铅锑矿回收流程的优化也进行相当多的研究，如中国专利号为201010614789.1公开了一种提高泥化高硫脆硫铅锑矿浮选精矿品位的方法，其以石灰做pH调整剂和硫铁矿物抑制剂，硫酸锌与亚硫酸钠为锌矿物抑制剂，在低碱度条件下加入落叶松栲胶强化抑制黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿和硫化锌矿，添加少量乙硫氮作为铅锑矿物捕收剂。该方法在一定程度上提高了脆硫铅锑矿的精矿品位，但是还是存在一些不足，如弱碱性条件下，虽然抑制了黄铁矿、磁黄铁矿等含铁矿物，但同样也对脆硫锑铅矿有一定的抑制作用，同时加速了乙硫氮的水解，因此铅锑回收率偏低、铅锑精矿产率较低，尾矿中铅锑金属损失较大。
因此，在选矿产业上，我们仍需一种能提高各项铅锑矿回收指标、既保证铅锑矿的回收率、药剂的种类及加入量又尽可能少的脆硫铅锑矿的浮选方法。
发明内容
本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种工艺流程简单实用、既提高铅锑精矿的回收率又不用加入太多药剂、环保的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法。
为了实现上述目的，本发明采用了以下技术方案：
一种微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，包括碳铅分离、铅泥分离、铅硫分离；该方法的回收工艺流程包括以下步骤：
（1）在碳铅分离粗选池加入2#油对原矿液进行碳铅分离粗选，然后矿液分两路流出，一路碳精矿含量高的矿液流入碳铅分离精选池，另一路铅矿含量高的矿液流入铅泥分离粗选池；
（2）在铅泥分离粗选池中加入碳酸钠和捕收剂对铅矿含量高的矿液进行铅泥分离粗选，然后矿液分两路流出，一路铅硫含量高的矿液流入铅硫分离粗选池，另一路矿泥含量高的矿液流入铅泥分离扫选池；
（3）在铅硫分离粗选池中加入pH调整剂、锌抑制剂和捕收剂对铅硫含量高的矿液进行铅硫分离粗选；然后矿液分两路流出，一路铅锑矿含量高的矿液依次流经一级精选池、二级精选池，另一路尾矿含量高的矿液依次流经一级扫选池、二级扫选池；
（4）在一级精选池中加入捕收剂进行一级精选，一级精选池流出的铅锑矿含量高的矿液流进二级精选池中进行二级精选，铅锑矿含量低的矿液流进步骤（3）中的铅硫分离粗选池；
在一级扫选池中加入锌抑制剂和捕收剂进行一级扫选，一级扫选池流出的尾矿含量高的矿液流进二级扫选池中进行二级扫选，尾矿含量低的矿液流进步骤（3）中的铅硫分离粗选池；
（5）铅锑矿含量高的矿液在二级精选池进行二级精选中选出铅锑精矿，余液则流进步骤（4）中的一级精选池中；
在二级扫选池加入锌抑制剂和捕收剂对尾矿含量高的矿液进行二级扫选时选出尾矿，余液则流进步骤（4）中的一级扫选池。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，以上所述步骤（1）中流入碳铅分离精选池的矿液在进行碳铅分离精选时选出碳精矿，余液则流进上一级的碳铅分离粗选池。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，在所述步骤（2）的铅泥分离扫选池中加入捕收剂对流入其内的矿液进行铅泥分离扫选，排除矿泥，余液则流进上一级的铅泥分离粗选池。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，以上所述的pH调整剂为硫酸；所述的锌抑制剂为碳酸钠、硫酸锌和亚硫酸钠按照任一比例混合的混合物；所述的捕收剂为丁铵黑药和丁基黄药按照任一比例混合的混合物。使用硫酸作为pH调整剂，在弱酸的条件下对铅锑矿进行浮选，有效脱除脆硫锑铅矿表面药剂，可以取得更高的回收率及精矿品位。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，以上所述的锌抑制剂为按重量比为碳酸钠:硫酸锌:亚硫酸钠=1:5:5混合的混合物；所述的捕收剂为按重量比为丁铵黑药:丁基黄药=2:1混合的混合物。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，以上所述步骤（3）中在铅硫分离粗选池加入pH调整剂后，铅硫分离粗选池内的矿液的pH值为5～6。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，以每吨原矿为基准，以上所述步骤（1）中2#油的加入量为13～18g/t；所述步骤（2）中碳酸钠的加入量为40～60g/t，捕收剂的加入量为70～90g/t；所述步骤（3）中pH调整剂的加入量为450～550g/t，锌抑制剂的加入量为300～400g/t，捕收剂的加入量为50～70g/t；步骤（4）中在一级精选池中加入捕收剂的量为40～60g/t，在一级扫选池中加入锌抑制剂的量为40～60g/t，在一级扫选池中加入捕收剂的量为15～25g/t；所述步骤（5）中在二级扫选池中加入锌抑制剂的量为40～60g/t，在二级扫选池中加入捕收剂的量为15～25g/t。上述各药剂的加入量均以每吨原矿为衡量。
作为本发明的浮选方法的进一步说明，以上所述步骤（2）中在铅泥分离扫选池中加入捕收剂的量为15～25g/t。
本发明中采用的起泡剂2#油，即松醇油，是以松节油为原料，硫酸做催化剂，酒精或平平加（一种表面活性剂）为乳化剂的参与下，发生水解反应制取的；其主要成分是为e-萜烯醇。其是一种淡黄色到棕红色液体，比重小于水，有刺激性气味；可做为有色金属的优良起泡剂，在国内外广泛使用，具有泡沫少，精矿品位高等特点。丁铵黑药是有色金属矿石的优良捕收剂，对铜、铅、银及活化了的锌的硫化矿以及难选多金属矿有特殊的分选效果，可用于镍、锑硫化矿的浮选。丁基黄药是一种浅黄色粉末，能溶于水，是一种较强的浮选捕收剂，可用于各种有色金属硫化矿混合浮选中，特别适于黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿的浮选。
本发明的优点：
1.本发明的浮选工艺简单实用，加入药剂量少，且矿液为闭路循环回收，排污量很小，无污染、环保。
2.在本发明的浮选工艺中，改变以往在弱碱条件下进行浮选铅锑矿的方式，而选择加酸，在弱酸的条件下进行浮选，有效脱除脆硫锑铅矿表面药剂，明显提高了铅锑矿的回收率和精矿品位。
3.针对微细粒复杂脆硫锑铅矿，用浮选流程脱泥也是本发明中的一种技术创新改进。
4.本发明通过组合药剂协同效应，强化矿物回收的选择性，极大提高了铅锑矿的回收率和精矿品位。
5.采用本发明的浮选工艺可以较好的回收铅锑矿物，铅锑精矿的铅+锑品位为43.5%，铅+锑回收率为90.2%，铅锑粗精矿中铅+锑对原矿回收率为73.3%，即铅+锑对原矿回收率为90.2%×73.3%=66.12%，与原流程相比，铅+锑品位及回收率分别提高了7个、7.98个百分点，取得了较好的效果。
附图说明
图1是本发明的一实施例的工艺流程。 
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明进一步说明。
实施例1：
如图1所示，一种微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，包括碳铅分离、铅泥分离、铅硫分离；其特征在于：该方法的回收工艺流程包括以下步骤：
（1）在碳铅分离粗选池加入2#油对原矿液进行碳铅分离粗选，然后矿液分两路流出，一路碳精矿含量高的矿液流入碳铅分离精选池，另一路铅矿含量高的矿液流入铅泥分离粗选池；
（2）在铅泥分离粗选池中加入碳酸钠和捕收剂对铅矿含量高的矿液进行铅泥分离粗选，然后矿液分两路流出，一路铅硫含量高的矿液流入铅硫分离粗选池，另一路矿泥含量高的矿液流入铅泥分离扫选池；
流入碳铅分离精选池的矿液在进行碳铅分离精选时选出碳精矿，余液则流进上一级的碳铅分离粗选池；
（3）在铅硫分离粗选池中加入pH调整剂、锌抑制剂和捕收剂对铅硫含量高的矿液进行铅硫分离粗选；然后矿液分两路流出，一路铅锑矿含量高的矿液依次流经一级精选池、二级精选池，另一路尾矿含量高的矿液依次流经一级扫选池、二级扫选池；
在铅泥分离扫选池中加入捕收剂对流入其内的矿液进行铅泥分离扫选，排除矿泥，余液则流进上一级的铅泥分离粗选池；
（4）在一级精选池中加入捕收剂进行一级精选，一级精选池流出的铅锑矿含量高的矿液流进二级精选池中进行二级精选，铅锑矿含量低的矿液流进步骤（3）中的铅硫分离粗选池；
在一级扫选池中加入锌抑制剂和捕收剂进行一级扫选，一级扫选池流出的尾矿含量高的矿液流进二级扫选池中进行二级扫选，尾矿含量低的矿液流进步骤（3）中的铅硫分离粗选池；
（5）铅锑矿含量高的矿液在二级精选池进行二级精选中选出铅锑精矿，余液则流进步骤（4）中的一级精选池中；
在二级扫选池加入锌抑制剂和捕收剂对尾矿含量高的矿液进行二级扫选时选出尾矿，余液则流进步骤（4）中的一级扫选池。
在该实施例中，所述的pH调整剂为硫酸；所述的锌抑制剂为按重量比为碳酸钠:硫酸锌:亚硫酸钠=1:5:5混合的混合物；所述的捕收剂为按重量比为丁铵黑药:丁基黄药=2:1混合的混合物。且所述步骤（1）中2#油的加入量为15g/t；所述步骤（2）中碳酸钠的加入量为50g/t，捕收剂的加入量为80g/t；所述步骤（3）中pH调整剂的加入量为500g/t，锌抑制剂的加入量为350g/t，捕收剂的加入量为60g/t；在铅泥分离扫选池中加入捕收剂的量为20g/t；所述步骤（4）中在一级精选池中加入捕收剂的量为50g/t，在一级扫选池中加入锌抑制剂的量为50g/t，在一级扫选池中加入捕收剂的量为20g/t；所述步骤（5）中在二级扫选池中加入锌抑制剂的量为50g/t，在二级扫选池中加入捕收剂的量为20g/t。
该实施例可以较好地说收铅锑矿物，铅锑精矿的铅+锑品位为43.5%，铅+锑回收率为90.2%，铅锑粗精矿中铅+锑对原矿回收率为73.3%，即铅+锑对原矿回收率为90.2%×73.3%=66.12%，与原流程相比，铅+锑品位及回收率分别提高了7个、7.98个百分点，取得了较好的效果。
实施例2：
本实施例与实施例1的区别在于：所述步骤（1）中2#油的加入量为13g/t；所述步骤（2）中碳酸钠的加入量为40g/t，捕收剂的加入量为70g/t；所述步骤（3）中pH调整剂的加入量为450g/t，锌抑制剂的加入量为300g/t，捕收剂的加入量为50g/t；在铅泥分离扫选池中加入捕收剂的量为15g/t；所述步骤（4）中在一级精选池中加入捕收剂的量为40g/t，在一级扫选池中加入锌抑制剂的量为40g/t，在一级扫选池中加入捕收剂的量为15g/t；所述步骤（5）中在二级扫选池中加入锌抑制剂的量为40g/t，在二级扫选池中加入捕收剂的量为15g/t。
实施例3：
本实施例与实施例1的区别在于：所述步骤（1）中2#油的加入量为18g/t；所述步骤（2）中碳酸钠的加入量为60g/t，捕收剂的加入量为90g/t；所述步骤（3）中pH调整剂的加入量为550g/t，锌抑制剂的加入量为400g/t，捕收剂的加入量为70g/t；在铅泥分离扫选池中加入捕收剂的量为25g/t；所述步骤（4）中在一级精选池中加入捕收剂的量为60g/t，在一级扫选池中加入锌抑制剂的量为60g/t，在一级扫选池中加入捕收剂的量为25g/t；所述步骤（5）中在二级扫选池中加入锌抑制剂的量为60g/t，在二级扫选池中加入捕收剂的量为25g/t。
实施例4：
本实施例与实施例1的区别在于：所述步骤（1）中2#油的加入量为17g/t；所述步骤（2）中碳酸钠的加入量为55g/t，捕收剂的加入量为75g/t；所述步骤（3）中pH调整剂的加入量为470g/t，锌抑制剂的加入量为370g/t，捕收剂的加入量为65g/t；在铅泥分离扫选池中加入捕收剂的量为21g/t；所述步骤（4）中在一级精选池中加入捕收剂的量为45g/t，在一级扫选池中加入锌抑制剂的量为55g/t，在一级扫选池中加入捕收剂的量为25g/t；所述步骤（5）中在二级扫选池中加入锌抑制剂的量为50g/t，在二级扫选池中加入捕收剂的量为20g/t。

Claims (8)

1.一种微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，包括碳铅分离、铅泥分离、铅硫分离；其特征在于：该方法的工艺流程包括以下步骤：
（1）在碳铅分离粗选池加入2#油对原矿液进行碳铅分离粗选，然后矿液分两路流出，一路碳精矿含量高的矿液流入碳铅分离精选池，另一路铅矿含量高的矿液流入铅泥分离粗选池；
（2）在铅泥分离粗选池中加入碳酸钠和捕收剂对铅矿含量高的矿液进行铅泥分离粗选，然后矿液分两路流出，一路铅硫含量高的矿液流入铅硫分离粗选池，另一路矿泥含量高的矿液流入铅泥分离扫选池；
（3）在铅硫分离粗选池中加入pH调整剂、锌抑制剂和捕收剂对铅硫含量高的矿液进行铅硫分离粗选；然后矿液分两路流出，一路铅锑矿含量高的矿液依次流经一级精选池、二级精选池，另一路尾矿含量高的矿液依次流经一级扫选池、二级扫选池；
（4）在一级精选池中加入捕收剂进行一级精选，一级精选池流出的铅锑矿含量高的矿液流进二级精选池中进行二级精选，铅锑矿含量低的矿液流进步骤（3）中的铅硫分离粗选池；
在一级扫选池中加入锌抑制剂和捕收剂进行一级扫选，一级扫选池流出的尾矿含量高的矿液流进二级扫选池中进行二级扫选，尾矿含量低的矿液流进步骤（3）中的铅硫分离粗选池；
（5）铅锑矿含量高的矿液在二级精选池进行二级精选中选出铅锑精矿，余液则流进步骤（4）中的一级精选池中；
在二级扫选池加入锌抑制剂和捕收剂对尾矿含量高的矿液进行二级扫选时选出尾矿，余液则流进步骤（4）中的一级扫选池。
2.根据权利要求1所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：所述步骤（1）中流入碳铅分离精选池的矿液在进行碳铅分离精选时选出碳精矿，余液则流进上一级的碳铅分离粗选池。
3.根据权利要求1所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：在所述步骤（2）的铅泥分离扫选池中加入捕收剂对流入其内的矿液进行铅泥分离扫选，排除矿泥，余液则流进上一级的铅泥分离粗选池。
4.根据权利要求1-3任一所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：所述的pH调整剂为硫酸；所述的锌抑制剂为碳酸钠、硫酸锌和亚硫酸钠按照任一比例混合的混合物；所述的捕收剂为丁铵黑药和丁基黄药按照任一比例混合的混合物。
5.根据权利要求4所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：所述的锌抑制剂为按重量比为碳酸钠:硫酸锌:亚硫酸钠=1:5:5混合的混合物；所述的捕收剂为按重量比为丁铵黑药:丁基黄药=2:1混合的混合物。
6.根据权利要求4所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：所述步骤（3）中在铅硫分离粗选池加入pH调整剂后，铅硫分离粗选池内的矿液的pH值为5～6。
7.根据权利要求1-3或5-6任一所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：以每吨原矿为基准，所述步骤（1）中2#油的加入量为13～18g/t；所述步骤（2）中碳酸钠的加入量为40～60g/t，捕收剂的加入量为70～90g/t；所述步骤（3）中pH调整剂的加入量为450～550g/t，锌抑制剂的加入量为300～400g/t，捕收剂的加入量为50～70g/t；步骤（4）中在一级精选池中加入捕收剂的量为40～60g/t，在一级扫选池中加入锌抑制剂的量为40～60g/t，在一级扫选池中加入捕收剂的量为15～25g/t；所述步骤（5）中在二级扫选池中加入锌抑制剂的量为40～60g/t，在二级扫选池中加入捕收剂的量为15～25g/t。
8.根据权利要求3所述的微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法，其特征在于：所述步骤（2）中在铅泥分离扫选池中加入捕收剂的量为15～25g/t。
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