CN104437882B - 一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法 - Google Patents
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Abstract
一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法，将尾矿磨矿至矿物单体解离后，采用碳酸钠作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对铅锌矿物混合浮选得铅锌混合精矿；然后将铅锌混合精矿进行二次分离，第一次分离仅获得铅粗精矿，第二次将铅粗精矿再分离得铅精矿；采用本发明能较好地解决微细粒铅锌难分离的技术问题，特别是对尾矿中微细粒铅锌矿物综合回收，能兼顾精矿品位及回收率。
Description
一、技术领域
本发明涉及一种铅锌矿物浮选分离的方法，特别是浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法。
二、背景技术
在一些铅锌多金属硫化矿共伴生矿床中，为了综合回收矿石中铅锌硫等有价矿物，在磨矿时往往兼顾各矿物的单体解离度，导致一些微细粒嵌布的铅锌矿物未能单体解离无法回收而流失于尾矿中；随着铅锌资源匮乏和金属价格不断升高，这些铅锌尾矿成为宝贵的二次资源，但由于这些铅锌尾矿具有贫、细、杂的特点，要想回收这次二次资源，不仅需要合适的工艺流程，同时还需要合理的药剂制度才能对它进行回收。
三、发明内容
本发明的目的在于提供一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法，能较好地解决微细粒铅锌难分离的技术问题，特别是对尾矿中微细粒铅锌矿物综合回收，能兼顾精矿品位及回收率。
本发明采用以下技术方案达到上述目的：一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法，包括如下步骤：
(1)将尾矿磨矿至矿物单体解离后，采用碳酸钠作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对铅锌矿物混合浮选得铅锌混合精矿；然后将铅锌混合精矿进行二次分离，第一次分离仅获得铅粗精矿，第二次将铅粗精矿再分离得铅精矿；
(2)混合浮选时，矿浆pH值为8～9；浮选过程中，将尾矿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铅锌矿物回收得铅锌混合精矿；
(3)铅锌混合精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为10～11，巯基乙酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠作锌硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅粗精矿和锌精矿；
(4)铅粗精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为11～12，巯基乙酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠锌矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅精矿，
药剂总用量为：
碳酸钠500～1000g/t，
硫酸铜150～250g/t，
丁基黄药200～300g/t，
2号油150～250g/t，
石灰1000～2000g/t，
巯基乙酸钠50～100g/t，
硫酸锌1000～2000g/t，
亚硫酸钠1000～2000g/t。
使用时，先配制成以下质量百分浓度％：
除另有说明外，本发明所述的百分比均为质量百分比，各组分含量百分数之和为100％。
本发明的突出优点在于：
1、铅锌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，实现了微细粒铅锌矿的有效分离，获得高铅精矿品位及高回收率。
2、采用无毒价廉、对锌硫矿物抑制强的巯基乙酸钠配合硫酸锌、亚硫酸钠对锌硫矿物的抑制，较好地解决了微细粒铅锌难分离的技术问题。
3、能够对尾矿中微细粒铅锌矿物综合回收，获取高品位铅精矿及高回收率。
4、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：
原料矿石中铅含量为0.86％，锌含量为1.36％，硫含量为5.63％。物相分析表明铅主要以方铅矿形式存在，锌是以闪锌矿、铁闪锌矿形式存在，硫以黄铁矿、磁黄铁矿形式存在。
2.浮选药剂及操作条件:
碳酸钠500g/t，硫酸铜150g/t，丁基黄药200g/t，2号油150g/t，石灰1000g/t，巯基乙酸钠50g/t、硫酸锌1000g/t、亚硫酸钠1000g/t。
将尾矿磨矿至矿物单体解离后，用碳酸钠调矿浆pH到8～9后，首先加入活化剂硫酸铜150g/t、然后再加捕收剂丁基黄药200g/t，最后加入起泡剂2号油150g/t对铅锌矿物回收得铅锌混合精矿。
铅锌混合精矿分离时，矿浆加石灰500g/t调pH值为10，用巯基乙酸钠30g/t、硫酸锌600g/t、亚硫酸钠600g/t作锌硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅粗精矿和锌精矿。
铅粗精矿分离时，矿浆加石灰500g/t调pH值为11，用巯基乙酸钠20g/t、硫酸锌400g/t、亚硫酸钠400g/t作锌硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅精矿。
采用以上工艺和药剂条件进行试验，结果表明铅锌矿物能够有效分离，在给矿锌品位为0.86％、锌品位为1.36％的条件下，经过二次铅锌分离，铅精矿铅品位41.82％，铅回收率70.21％；锌精矿品位31.73％，锌回收率73.38％。
实施例2
1.矿物原料：
原料矿石中铅含量为0.60％，锌含量为1.33％，硫含量为4.90％。物相分析表明铅主要以方铅矿形式存在，锌是以闪锌矿、铁闪锌矿形式存在，硫以黄铁矿、磁黄铁矿形式存在。
2.浮选药剂及操作条件:
碳酸钠700g/t，硫酸铜200g/t，丁基黄药200g/t，2号油200g/t，石灰1500g/t，巯基乙酸钠70g/t、硫酸锌1500g/t、亚硫酸钠1500g/t。
将尾矿磨矿至矿物单体解离后，用碳酸钠调矿浆pH到8～9后，首先加入活化剂硫酸铜200g/t、然后再加捕收剂丁基黄药250g/t，最后加入起泡剂2号油200g/t对铅锌硫矿物回收得铅锌混合精矿。
铅锌混合精矿分离时，矿浆加石灰500g/t调pH值为10，用巯基乙酸钠40g/t、硫酸锌1000g/t、亚硫酸钠1000g/t作锌硫矿物抑制剂，，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500g/t调pH值为11，用巯基乙酸钠30g/t、硫酸锌500g/t、亚硫酸钠500g/t作锌硫矿物抑制剂，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试验，结果表明铅锌矿物能够有效分离，在给矿锌品位为0.60％、锌品位为1.33％的条件下，经过二次铅锌分离，铅精矿铅品位40.22％，铅回收率67.50％；锌精矿品位33.48％，锌回收率69.54％。
实施例3
1.矿物原料：
原料矿石中铅含量为0.24％，锑含量为0.21，锌含量为1.12％，硫含量为4.81％。物相分析表明铅主要以脆硫锑铅矿形式存在，另含少量方铅矿，锌是以铁闪锌矿形式存在，另含少量闪锌矿，硫以黄铁矿、磁黄铁矿及砷黄铁矿形式存在。
2.浮选药剂及操作条件:
碳酸钠1000g/t，硫酸铜250g/t，丁基黄药300g/t，2号油250g/t，石灰2000g/t，巯基乙酸钠100g/t、硫酸锌2000g/t、亚硫酸钠2000g/t。
将尾矿磨矿至矿物单体解离后，用碳酸钠调矿浆pH到8～9后，首先加入活化剂硫酸铜250g/t、然后再加捕收剂丁基黄药300g/t，最后加入起泡剂2号油250g/t对铅锌矿物回收得铅锌混合精矿。
铅锌混合精矿分离时，矿浆加石灰1000g/t调pH值为10，用巯基乙酸钠70g/t、硫酸锌1200g/t、亚硫酸钠1200g/t作锌硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅粗精矿和锌精矿。
铅粗精矿分离时，矿浆加石灰1000g/t调pH值为11，用巯基乙酸钠30g/t、硫酸锌800g/t、亚硫酸钠800g/t作锌硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅精矿。
采用以上工艺和药剂条件进行试验，结果表明铅锌矿物能够有效分离，在给矿铅含量为0.24％，锑含量为0.21，锌含量为1.12％，硫含量为4.81％条件下，经过二次铅锌分离，铅精矿铅品位16.50％，锑品位14.11％，铅回收率65.04％，锑回收率为61.49％，锌精矿品位30.66％，锌回收率70.60％。
Claims (2)
1.一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法，其特征在于，该方法包括如下步骤：
（1）将尾矿磨矿至矿物单体解离后，采用碳酸钠作pH调整剂，硫酸铜作活化剂，丁基黄药作捕收剂，2号油作起泡剂对铅锌矿物混合浮选得铅锌混合精矿；然后将铅锌混合精矿进行二次分离，第一次分离仅获得铅粗精矿，第二次将铅粗精矿再分离得铅精矿，
（2）混合浮选时，矿浆pH值为8～9；浮选过程中，将尾矿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铅锌矿物回收得铅锌混合精矿，
（3）铅锌混合精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为10～11，巯基乙酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠作锌硫矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅粗精矿和锌精矿，
（4）铅粗精矿分离时，矿浆加石灰调pH值为11～12，巯基乙酸钠、硫酸锌、亚硫酸钠锌矿物抑制剂，采用一次粗选两次精选三次扫选得铅精矿，
药剂总用量为：
碳酸钠500～1000 g/t，
硫酸铜150～250 g/t，
丁基黄药200～300 g/t，
2号油150～250 g/t，
石灰1000～2000 g/t，
巯基乙酸钠50～100 g/t，
硫酸锌1000～2000 g/t，
亚硫酸钠1000～2000 g/t。
2.根据权利要求1所述的浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法，其特征在于，使用时，先配制成以下质量百分浓度%：
碳酸钠 5～10%水溶液
硫酸铜 2～5%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
巯基乙酸钠 1%水溶液
硫酸锌 5～10%水溶液
亚硫酸钠
5～10%水溶液。
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