CN107971141A - 一种从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法，采用在锌精选阶段分布活化锌的浮选方法，针对含有强还原性的磁黄铁矿型硫化铅锌矿，在锌精选作业补加活化剂硫酸铜分布活化锌浮选，降低捕收剂用量，减少环境污染，节约选矿成本，避免了锌精选“掉槽”，根据不同矿物的电化学行为，调节矿浆电位，保证了锌精矿的品位和较高的回收率。与现有技术相比，本发明的优点在于：首先，创造性的提出了分布活化锌精选作业，采用不同的控制矿物浮选的电化学行为，实现闪锌矿或者铁闪锌矿与磁黄铁矿高效分离；其次，针对还原性强的磁黄铁矿，在锌精选作业补加硫酸铜，保证矿浆中具有足够的铜离子，确保锌精矿的浮选回收率。

Description

一种从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物浮选技术领域，尤其涉及一种从铅浮选尾矿中回收锌的选矿方法。
背景技术
磁黄铁矿(Fe1-xS)是一种可与多种矿物共生的铁的硫化合物，具有单斜、六方、斜方三种同质多象变体，常见的为单斜和六方磁黄铁矿，且不同晶系的磁黄铁矿的磁性与可浮性差别较大。在我国铅锌硫化矿资源中，有用矿物的嵌布特征复杂，闪锌矿与磁黄铁矿分选效果差，绝大部分矿山选别指标不理想。尤其对含有强还原性磁黄铁矿、且含量较高结构复杂时，锌精选作业容易“掉槽”，传统方法是在锌精选作业补加捕收剂可以获得一定的锌精矿浮选回收率，但是锌精矿的品位较低。
国内外对含有磁黄铁矿型铅锌矿的浮选研究较多，中国专利CN107252731A公布了一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿微细粒嵌布型铅锌硫化矿选矿方法，采用锌硫两段混合浮选-锌硫混合粗精矿再磨后分离工艺，锌硫混合第一段浮选优先浮出易浮锌硫矿物，第二段强化难浮铁闪锌矿上浮，对两段混合粗精矿再磨以促进锌硫连生体矿物充分单体解离。而中国专利CN102553724A公开了一种含碳及磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿中回收锌矿物的方法，采用碳、铜、铅、锌等可浮粗选，将粗精矿再磨后依次加入抑碳、铜、锌、硫的药剂，先进行铅与碳铜锌硫的分离，分离后的槽内产品依次浮出碳、铜矿物，加入石灰、捕收剂等进行锌浮选作业，可得到合格锌精矿，回收率明显优于其他方法。
然而，捕收剂的过量使用，会造成环境污染，提高选矿成本，也会便利锌精矿品位与回收率不够理想，对铁闪锌矿尤其为如此。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对含有强还原性的磁黄铁矿型复杂铅锌硫化矿采用传统工艺分选效果差，选矿综合指标不稳定等突出问题，提供了一种高效、稳定、适应性好的分布优化锌精选的锌浮选方法，使含有强还原性磁黄铁矿型复杂铅锌矿资源得到高效综合利用。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法，其特征在于：按以下步骤进行，
(1)将选铅尾矿进行锌粗选，调节矿浆pH值为10.0～11.0，矿浆浓度为38～42％，加入硫酸铜300～400g/t，并搅拌4～6min，调节矿浆电位至220～280mV(相对于氢标准电位)；加入丁基黄药60～100g/t，搅拌3～5min，加入甲基异丁基甲醇40～60g/t，搅拌2～4min，浮选5～6min，得到锌粗精矿；
(2)将步骤(1)的锌粗精矿再磨，磨矿细度为-0.043mm占90～95％，进行四次精选作业：
(ⅰ)锌精选Ⅰ：调节矿浆pH值为11.0～11.5，调节矿浆电位至250～280mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜150～200g/t，搅拌5min，浮选5min；
(ⅱ)锌精选Ⅱ：调节矿浆pH值为11.5～12.0，调节矿浆电位至270～290mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜100～150g/t，搅拌5min，浮选4min；
(ⅲ)锌精选Ⅲ：调节矿浆pH值为12.0～12.5，调节矿浆电位至280～300mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜50～100g/t，搅拌5min，浮选3min；
(ⅳ)锌精选Ⅳ：调节矿浆pH值为12.8，调节矿浆电位至290～320mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜50～100g/t，搅拌5min，浮选3min。
在步骤(1)中，加入石灰以调节矿浆pH值为10.0～11.0。
在步骤(2)中，四次精选作业时均加入加入石灰以调节矿浆的pH值。
本发明针对含有强还原性的磁黄铁矿，采用在锌精选阶段分布活化锌的浮选方法，避免了锌精选“掉槽”，根据不同矿物的电化学行为，调节矿浆电位，保证了锌精矿的品位和较高的回收率。
与现有技术相比，本发明的优点在于：首先，创造性的提出了分布活化锌精选作业，采用不同的控制矿物浮选的电化学行为，实现闪锌矿或者铁闪锌矿与磁黄铁矿高效分离；其次，针对还原性强的磁黄铁矿，在锌精选作业补加硫酸铜，保证矿浆中具有足够的铜离子，确保锌精矿的浮选回收率。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合图1通过具体实施例对本发明做进一步说明：
实施例1
内蒙古某高磁黄铁矿型复杂铅锌硫化矿，其主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿，主要脉石矿物为石英、长石、白云母、透辉石、透闪石、绿泥石、绿帘石、方解石等，原矿多元素结果见表1。
表1原矿多元素分析单位g/t
元素 Pb Zn Cu Fe S As C
含量％ 1.45 1.93 0.13 17.25 12.45 0.01 0.34
元素 Au* Ag* CaO MgO Al2O3 SiO2 ——
含量％ 0.18 21.32 4.82 2.51 9.32 39.07 —
具体过程如下：
(1)将选铅尾矿进行锌粗选，加入石灰调节矿浆pH为10.5，矿浆浓度为38％，按300g/t加入硫酸铜，搅拌5min，调节矿浆电位至220～280mV(相对于氢标准电位)，加入丁基黄药为80g/t，搅拌4min，加入甲基异丁基甲醇为50g/t，搅拌3min，浮选6min；
(2)将步骤(1)的锌粗精矿再磨，磨矿细度为-0.043mm占90％左右，进行四次精选作业；
(ⅰ)锌精选Ⅰ：加入石灰调节矿浆pH为11.0，调节矿浆电位至250～280mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为150g/t，搅拌5min，浮选5min；
(ⅱ)锌精选Ⅱ：加入石灰调节矿浆pH为11.5，调节矿浆电位至270～290mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为100g/t，搅拌5min，浮选4min；
(ⅲ)锌精选Ⅲ：加入石灰调节矿浆pH为12.0，调节矿浆电位至280～300mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为50g/t，搅拌5min，浮选3min；
(ⅳ)锌精选Ⅳ：加入石灰调节矿浆pH为12.5，调节矿浆电位至290～320mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为50g/t，搅拌5min，浮选3min。
获得的锌精矿品位为51.64％，锌回收率为85.39％。
作为对比，按照上述浮选工艺，在精选阶段不补加硫酸铜，其他药剂制度不变，得到的试验指标为：锌精矿品位为49.96％，锌回收率为68.47％，具有明显差异。
实施例2
云南某高磁黄铁矿型复杂铅锌金银硫化多金属矿，该矿石含有部分碳质，其主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、磁黄铁矿，部分铁闪锌矿，主要脉石矿物为石英、长石、方解石等，原矿多元素结果见表2。
表2原矿多元素分析单位g/t
元素 Pb Zn Cu Fe S As C
含量％ 3.97 5.51 0.13 16.95 23.17 0.05 0.52
元素 Au* Ag* CaO MgO Al2O3 SiO2 ——
含量％ 0.52 90.62 1.42 1.73 4.13 23.84 —
具体过程如下：
(1)将选铅尾矿进行锌粗选，加入石灰调节矿浆pH为11.0，矿浆浓度为40％，加入硫酸铜为400g/t，搅拌6min，调节矿浆电位至220～280mV(相对于氢标准电位)，加入丁基黄药为100g/t，搅拌5min，加入甲基异丁基甲醇为60g/t，搅拌4min，浮选5min；
(2)将步骤(1)的锌粗精矿再磨，磨矿细度为-0.043mm占95％左右，进行四次精选作业；
(ⅰ)锌精选Ⅰ：加入石灰调节矿浆pH为11.5，调节矿浆电位至250～280mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为200g/t，搅拌5min，浮选5min；
(ⅱ)锌精选Ⅱ：加入石灰调节矿浆pH为12.0，调节矿浆电位至270～290mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为150g/t，搅拌5min，浮选4min；
(ⅲ)锌精选Ⅲ：加入石灰调节矿浆pH为12.5，调节矿浆电位至280～300mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为100g/t，搅拌5min，浮选3min；
(ⅳ)锌精选Ⅳ：加入石灰调节矿浆pH为12.8，调节矿浆电位至290～320mV(相对于氢标准电位)，加入硫酸铜为100g/t，搅拌5min，浮选3min；
获得的锌精矿品位为55.73％，锌回收率为87.16％。
作为对比，按照上述浮选工艺，在精选阶段不补加硫酸铜，其他药剂制度不变，得到的试验指标为：锌精矿品位为51.83％，锌回收率为70.92％，存在显著差异。
以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。

Claims (3)

1.一种从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法，其特征在于：按以下步骤进行，
(1)将选铅尾矿进行锌粗选，调节矿浆pH值为10.0～11.0，矿浆浓度为38～42％，加入硫酸铜300～400g/t，并搅拌4～6min，调节矿浆电位至220～280mV；加入丁基黄药60～100g/t，搅拌3～5min，加入甲基异丁基甲醇40～60g/t，搅拌2～4min，浮选5～6min，得到锌粗精矿；
(2)将步骤(1)的锌粗精矿再磨，磨矿细度为-0.043mm占90～95％，进行四次精选作业：
(ⅰ)锌精选Ⅰ：调节矿浆pH值为11.0～11.5，调节矿浆电位至250～280mV，加入硫酸铜150～200g/t，搅拌5min，浮选5min；
(ⅱ)锌精选Ⅱ：调节矿浆pH值为11.5～12.0，调节矿浆电位至270～290mV，加入硫酸铜100～150g/t，搅拌5min，浮选4min；
(ⅲ)锌精选Ⅲ：调节矿浆pH值为12.0～12.5，调节矿浆电位至280～300mV，加入硫酸铜50～100g/t，搅拌5min，浮选3min；
(ⅳ)锌精选Ⅳ：调节矿浆pH值为12.8，调节矿浆电位至290～320mV，加入硫酸铜50～100g/t，搅拌5min，浮选3min。
2.根据权利要求1所述的从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法，其特征在于：在步骤(1)中，加入石灰以调节矿浆pH值为10.0～11.0。
3.根据权利要求1所述的从浮铅尾矿中回收锌的选矿方法，其特征在于：在步骤(2)中，四次精选作业时均加入加入石灰以调节矿浆的pH值。
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