CN106733210A - 一种硫化锑矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

一种硫化锑矿的选矿方法，将硫化锑矿原矿破碎，磨矿，加水搅拌调浆，采用浮选方法回收硫化锑矿物，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；其中，在粗选中，以硝酸铅为活化剂，以黄原酸盐混合物和乙硫氮作为组合捕收剂，以新松醇油作为起泡剂；在第一次扫选及第二次扫选中，以硝酸铅为活化剂，以黄原酸盐混合物为捕收剂。本发明方法对硫化锑矿物的浮选捕收能力强，回收效果好，锑回收率≥93.2%，较现有技术提高0.98%，锑精矿中铅锑比降低≥26.8%，锑精矿品位≥50.0%；本发明方法反应条件为中性，减轻了对选矿设备的腐蚀作用，提高了安全操作性，降低了生产成本；本发明方法操作简便，高效环保。

Description

一种硫化锑矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法，具体涉及一种硫化锑矿的选矿方法。
背景技术
锑及其化合物作为工业生产和人民生活中的重要原料，其用途十分广泛，随着锑金属矿山的不断开采，锑资源不断减少，出矿品位也越来越低，采用传统的常规浮选药剂和方法已难以提高选矿回收率。
锑浮选过程中为了提高锑的回收率，使用硝酸铅作为锑浮选活化剂，但是，部份铅离子会进入锑精矿中，而铅是锑精矿的有害杂质，锑精矿含铅高会影响锑精矿品级，以致于影响销售价格。另外，锑精矿含铅高，在锑冶炼过程中为了降低金属中的铅含量，还需使用除铅剂，增加了冶炼成本。因此，必须尽量减少浮选药剂硝酸铅进入锑精矿中。
CN101623673A公开了一种锑矿的选矿方法，采用H2SO4作矿浆的pH值调整剂，然后用Al2(SO4)3作锑矿物活化剂，所得锑精矿含铅低，但是，锑回收率仅为90.34%，回收率较低，且H2SO4的加入对设备有腐蚀作用，对操作安全性也有一定的影响。
选矿手册第八卷对传统的硫化锑矿浮选方法进行了论述，该方法采用单组份黄药及乙硫氮作为捕收剂，并使用大量煤焦油（或页岩油）作为辅助捕收剂，硝酸铅作为活化剂，药剂均在粗选之前添加，再进行锑浮选，虽然锑回收率较高，但锑精矿含铅较高（参见《选矿手册》第八卷,冶金工业出版社, 1989）。
CN 105127007 A公开了一种硫氧混合铅锑矿的浮选方法，是将矿石磨矿至矿物单体解离后，加入碳酸钠调pH7.5～8，将六偏磷酸钠作微细泥矿物分散剂，硫酸锌与次氯酸钙作脉石矿物抑制剂，硫化钠、碳酸氢铵、硝酸铅作铅锑矿物活化剂，乙硫氮与丁基黄药作铅锑矿物捕收剂，2# 油作起泡剂对硫氧铅锑矿物进行捕收，经过一次粗选三次扫选三次精选得混合铅锑精矿。但是，锑的回收率为73.60～80.75%，锑品位为17.53～28.40%，远远达不到硫化锑矿的浮选指标。
CN 103623919 A公开了一种含碳铅锌锑矿石的选矿方法，包括如下步骤：（1）破碎：利用破碎机，将矿石破碎至-2mm；（2）磨矿：利用球磨机，将-2mm矿石进行磨矿，使磨矿产品细度达到-200目占80～85%；（3）脱碳：将磨矿产品放入浮选槽，添加碳质物捕收剂煤油80～120g/t、起泡剂松醇油40g/t进行脱碳；（4）铅锑粗选：脱碳后，先添加调整剂石灰调浆，使矿浆pH 值为8 ；再分别添加锌矿物抑制剂硫酸锌与亚硫酸钠，用量分别为750～900g/t、350～450g/t；锑矿物活化剂硝酸铅500～700g/t；铅锑矿物捕收剂丁铵黑药与乙硫氮，用量分别为120～160g/t、30～50g/t；起泡剂松醇油40g/t，经浮选获得铅锑粗精矿；（5）铅锑扫选：对铅锑粗选尾矿进行两次扫选，第一次扫选分别添加锌矿物抑制剂硫酸锌与亚硫酸钠，用量分别为350～450g/t、150～250g/t；锑矿物活化剂硝酸铅350～450g/t；铅锑矿物捕收剂丁铵黑药与乙硫氮，用量分别为50～70g/t、15～25g/t；起泡剂松醇油20g/t，第二次扫选分别添加锌矿物抑制剂硫酸锌与亚硫酸钠，用量分别为180～250g/t、90～120g/t；锑矿物活化剂硝酸铅180～220g/t；铅锑矿物捕收剂丁铵黑药与乙硫氮，用量分别为25～35g/t、5～15g/t；起泡剂松醇油10g/t，经浮选获得两次铅锑扫选精矿；（6）铅锑精选：将步骤（4）获得的铅锑粗精矿连续精选三次，得铅锑精矿。但是，该方法通过对含碳铅锌锑矿石进行浮选回收，所获得的铅锑精矿中锑品位最高仅为12.55%，锑回收率最高仅为70.23%，且存在药剂用量大、生产成本高的问题。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是，克服现有技术存在的上述缺陷，提供一种提高硫化锑锑矿回收率，锑精矿中铅含量低，操作简便，环保友好的硫化锑矿的选矿方法。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：一种硫化锑矿的选矿方法，是将硫化锑矿原矿破碎，磨矿，加水搅拌调浆，采用浮选方法回收硫化锑矿物，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；其中，在粗选中，以硝酸铅为活化剂，以黄原酸盐混合物和乙硫氮作为组合捕收剂，以新松醇油作为起泡剂；在第一次扫选及第二次扫选中，以硝酸铅为活化剂，以黄原酸盐混合物为捕收剂。本发明方法所述粗选、扫选和精选均采用常规方法进行；在第三次扫选与精选中，不加入任何药剂。
本发明方法通过在中性矿浆中，分阶段加入活化剂硝酸铅，黄原酸盐混合物和乙硫氮的组合捕收剂，以及起泡剂新松醇油组成的浮选药剂组合药方，能产生相辅相成的交互作用，提高选矿回收率，减少硝酸铅用量，降低药剂成本。特别是，活化剂硝酸铅及捕收剂黄原酸盐混合物在不同时间节点的加入，既保证了锑浮选回收率的提高，同时又延长了硝酸铅在浮选回路中铅离子进入锑精矿的时间，部份铅离子更容易从尾矿中排走，从而降低了锑精矿中的铅含量。
优选地，所述硫化锑矿原矿的锑品位为1.20～4.20%，铅含量为0.01～0.08%，锑氧化率为10～15%。
优选地，所述破碎后的粒度＜14mm。
优选地，所述磨矿后的粒度为200目筛下物的质量百分数为60～75%（更优选70～74%）。
优选地，所述加水搅拌调浆后，浆料的质量浓度为30～40%（更优选32～36%）。
优选地，在粗选中，所述硝酸铅的用量为65～80g/t硫化锑矿，黄原酸盐混合物的用量为100～140g/t硫化锑矿（更优选110～130g/t硫化锑矿），乙硫氮的用量为90～110g/t硫化锑矿，新松醇油的用量为120～160g/t硫化锑矿。
优选地，在第一次扫选及第二次扫选中，所述硝酸铅的用量均为30～50g/t硫化锑矿，黄原酸盐混合物的用量均为50～70g/t硫化锑矿。
优选地，所述黄原酸盐混合物为乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药及戍基黄药的混合物。
进一步优选地，所述黄原酸盐混合物为湖北荆州选矿药剂厂生产的MA-3捕收剂。
本发明方法的有益效果如下：
（1）本发明方法中所使用的组合捕收剂与传统捕收剂相比，对锑矿物的浮选捕收能力更强，回收效果更好，且由于活化剂硝酸铅与捕收剂分散添加于浮选过程中，不仅使锑回收率≥93.2%，较现有技术提高0.98%，而且锑精矿中的含铅量也较使用现有捕收剂浮选效果降低≥26.8%（锑精矿中的铅锑比由0.22%下降至0.16%以下），锑精矿品位≥50.0%；
（2）本发明方法反应条件为中性，无需添加任何酸、碱矿浆调整剂，也无需使用如煤焦油、柴油等硫化锑矿浮选辅助剂来提高锑的回收率及精矿品位，减轻了对选矿设备的腐蚀作用，提高了安全操作性，同时降低了生产成本；
（3）本发明方法操作简便，高效环保，是一种工业化生产的选矿新途径。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步说明。
本发明实施例1所使用的硫化锑矿原矿采自湖南锡矿山，锑的品位为2.45%，铅含量为0.071%，锑氧化率为12.65%；本发明实施例2所使用的硫化锑矿原矿采自湖南锡矿山南矿老窿，锑的品位为4.15%，铅含量为0.010%，锑氧化率为13.35%；本发明实施例3所使用的硫化锑矿原矿采自湖南锡矿山南矿深部，锑的品位为1.35%，铅含量为0.066%，锑氧化率为11.65%；本发明实施例所使用的MA-3捕收剂购于湖北荆州选矿药剂厂；本发明实施例所使用的原料或化学试剂，如无特殊说明，均通过常规商业途径获得。
实施例1
将硫化锑矿原矿破碎至粒度＜14mm，磨矿至粒度为200目筛下物的质量百分数为72.50%，加水搅拌调浆至浆料的质量浓度为35.0%，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；其中，在粗选中，以70g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，以120gMA-3/t硫化锑矿和95g乙硫氮/t硫化锑矿作为组合捕收剂，以130g新松醇油/t硫化锑矿作为起泡剂；在第一次扫选和第二次扫选中，均以40g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，均以60gMA-3/t硫化锑矿作为捕收剂；在第三次扫选及精选中，不加入任何药剂。
实施例2
将硫化锑矿原矿破碎至粒度＜14mm，磨矿至粒度为200目筛下物的质量百分数为70.00%，加水搅拌调浆至浆料的质量浓度为34.0%，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；其中，在粗选中，以80g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，以130gMA-3/t硫化锑矿和110g乙硫氮/t硫化锑矿作为组合捕收剂，以150g新松醇油/t硫化锑矿作为起泡剂；在第一次扫选和第二次扫选中，均以50g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，均以65gMA-3/t硫化锑矿作为捕收剂；在第三次扫选及精选中，不加入任何药剂。
实施例3
将硫化锑矿原矿破碎至粒度＜14mm，磨矿至粒度为200目筛下物的质量百分数为74.00%，加水搅拌调浆至浆料的质量浓度为33.0%，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；其中，在粗选中，以65g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，以110gMA-3/t硫化锑矿和90g乙硫氮/t硫化锑矿作为组合捕收剂，以120g新松醇油/t硫化锑矿作为起泡剂；在第一次扫选和第二次扫选中，均以35g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，均以55gMA-3/t硫化锑矿作为捕收剂；在第三次扫选及精选中，不加入任何药剂。
对比例1
本对比例所采用的浮选药剂及浮选方法为现有广泛采用的硫化锑矿浮选药剂和方法。
将硫化锑矿原矿（同实施例1）破碎至粒度＜14mm，磨矿粒度为200目筛下物的质量百分数为70.00%，加水搅拌调浆至浆料的质量浓度为34.0%，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；以160g硝酸铅/t硫化锑矿为活化剂，以90g丁黄药/t硫化锑矿+ 120g乙硫氮/t硫化锑矿为捕收剂，以400g煤焦油/t硫化锑矿为辅助捕收剂，以150g新松醇油/t硫化锑矿为起泡剂；上述浮选药剂一次性添加在粗选中。
检测实施例1～3和对比例1浮选矿物的锑、铅含量、铅锑比及锑回收率指标。
表1 实施例1～3和对比例1浮选产物指标
注：表中“-”表示未检测。
由表1可知，实施例1与对比例1在原矿品位相当的情况下，本发明方法相对于现有技术，浮选所得锑精矿中锑回收率提高了0.98%，这样的提高在本技术领域已经属于技术突破；浮选所得锑精矿中铅锑比由0.22%下降至0.16%以下，下降百分比≥26.8%，说明降铅效果明显，经济效益显著。

Claims (8)

1.一种硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：将硫化锑矿原矿破碎，磨矿，加水搅拌调浆，采用浮选方法回收硫化锑矿物，经一次粗选、三次扫选和三次精选，得锑精矿；其中，在粗选中，以硝酸铅为活化剂，以黄原酸盐混合物和乙硫氮作为组合捕收剂，以新松醇油作为起泡剂；在第一次扫选及第二次扫选中，以硝酸铅为活化剂，以黄原酸盐混合物为捕收剂。
2.根据权利1所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：所述硫化锑矿原矿的锑品位为1.20～4.20%，铅含量为0.01～0.08%，锑氧化率为10～15%。
3.根据权利1或2所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：所述破碎后的粒度＜14mm。
4.根据权利1～3之一所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：所述磨矿后的粒度为200目筛下物的质量百分数为60～75%。
5.根据权利1～4之一所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：所述加水搅拌调浆后，浆料的质量浓度为30～40%。
6.根据权利1～5之一所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：在粗选中，所述硝酸铅的用量为65～80g/t硫化锑矿，黄原酸盐混合物的用量为100～140g/t硫化锑矿，乙硫氮的用量为90～110g/t硫化锑矿，新松醇油的用量为120～160g/t硫化锑矿。
7.根据权利1～6之一所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：在第一次扫选及第二次扫选中，所述硝酸铅的用量均为30～50g/t硫化锑矿，黄原酸盐混合物的用量均为50～70g/t硫化锑矿。
8.根据权利1～7之一所述硫化锑矿的选矿方法，其特征在于：所述黄原酸盐混合物为乙基黄药、丁基黄药、异丁基黄药及戍基黄药的混合物。
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