CN108187916B - 一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法 - Google Patents

一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法，属于冶金技术领域，具体步骤为：将高氧化率氧化铅锌矿破碎、磨矿至‑0.074毫米占70%~95%备用；经处理后的高氧化率氧化铅锌矿矿浆加入分散剂、硫化剂、捕收剂进行铅回收浮选，采用一粗两扫两精工艺流程，中矿顺序返回，得氧化铅精矿和选铅尾矿；选铅尾矿矿浆再加入分散剂、硫化剂、KM301氧化锌捕收剂，采用两粗一扫两精工艺流程，锌精选Ⅱ尾矿返回到锌粗选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿直接返回到扫选作业，其他中矿顺序返回，得到锌精矿和尾矿。本发明工艺简单，流程短，采用高效氧化锌捕收剂KM301，具有选择好、回收率高、药剂消耗量小、受细泥影响较小、环保无毒等特点。

Description

一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法
技术领域
本发明属于冶金技术领域，具体地说，涉及一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法。
背景技术
我国相当储量的难选氧化铅锌矿石由于选矿技术的限制未能够得到充分利用，如云南的兰坪、会泽，广西的泗顶，辽宁的紫河和陕西的铅峒山等矿山，其氧化铅锌的回收利用一直处于较低水平。
氧化铅锌矿具有易泥化、矿浆中离子组分复杂、浮选药剂选择性差等特点。氧化铅锌矿物中铅锌阳离子主要与极性较强的含氧酸阴离子对配位，导致氧化铅锌矿物表面具有高表面能、亲水性较强、表面离子容易溶解等特点（硫化矿物表面则是低表面能、具有疏水性和表面离子难溶解），因此采用一般的硫化金属矿捕收剂（如黄药和黑药）很难与氧化铅锌矿物表面发生作用（碳链过短、亲固基极性太弱），而长烃基的捕收剂则又选择性不够，很难实现氧化铅锌矿物和脉石矿物之间的分离。
目前，国内氧化铅浮选主要采用硫化—黄药法，氧化锌浮选主要采用硫化—胺法；国内少数选矿厂采用硫化—黄药法方法浮选氧化铅取得成功，然而国内鲜有选矿厂采用硫化—胺法浮选氧化锌矿取得成功；由于氧化锌常用胺类捕收剂（十八胺、十二胺、混合胺等）在工业上使用不方便，需加热、配置浓度不能太高，容易形成结块，冷却后给药管道容易堵塞，泡沫量大、不易控制，细泥对浮选效果影响很大，一般需脱泥情况下进行，造成锌金属损失严重。因此，解决微细粒物料的分选，开发高效氧化锌捕收剂，是充分利用我国氧化铅锌矿资源的关键。
面对我国硫化铅锌资源富矿日益减少、日益贫化，亟待开发利用氧化铅锌矿资源，开发高效氧化锌捕收剂，解决微细粒物料的分选，提高选矿指标，高效回收氧化铅锌矿中铅锌资源。
发明内容
为了克服现有技术中问题，本发明提出了一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法，开发高效氧化锌捕收剂KM301，解决了微细粒物料的分选；通过采用高效氧化锌捕收剂KM301捕收氧化锌矿物，同时通过流程结构的改变，锌粗选Ⅰ不受中矿循环细泥影响，有效保证氧化锌浮选效果，大大减少氧化锌选别流程中细泥循环量，进一步降低细泥对氧化锌浮选影响，实现高氧化率氧化铅锌矿全泥浮选。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法，包括原料处理、氧化铅选别、氧化锌选别工艺，具体步骤为：
1）原料处理：将高氧化率氧化铅锌矿破碎、磨矿至-0.074毫米占70%~95%备用；
2）氧化铅选别：经处理后的高氧化率氧化铅锌矿矿浆加入分散剂、硫化剂、捕收剂进行铅回收浮选，采用一粗两扫两精工艺流程，中矿顺序返回，得氧化铅精矿和选铅尾矿；
3）氧化锌选别：选铅尾矿矿浆再加入分散剂、硫化剂、KM301氧化锌捕收剂，采用两粗一扫两精工艺流程，锌精选Ⅱ尾矿返回到锌粗选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿直接返回到扫选作业，其他中矿顺序返回，得到锌精矿和尾矿。
进一步地，所述的高氧化率氧化铅锌矿是低品位铅锌矿，其中铅氧化率为85~98%，锌氧化率为85~99%，其成分重量比为：Pb：2~10%；Zn：3~16%。
进一步地，步骤2）中，硫化剂为硫化钠、硫蒸汽的一种或多种，用量为2500~4000g/t；调整剂为六偏磷酸钠、水玻璃的一种或多种，用量为100~200g/t；捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药的一种或多种，用量为100~300g/t。
进一步地，步骤3）中，硫化剂为硫化钠、硫蒸汽的一种或多种，用量为6000~9000g/t；调整剂为六偏磷酸钠、水玻璃的一种或多种，用量为400~600g/t；捕收剂为KM301，用量为100~300g/t。
本发明的有益效果：本发明工艺简单，流程短，所采用的氧化锌捕收剂KM301，具有选择好、回收率高、药剂消耗量小、受细泥影响较小、环保无毒等特点；通过流程结构的改变，锌粗选Ⅰ不受中矿循环细泥影响，有效保证氧化锌浮选效果，大大减少氧化锌选别流程中细泥循环量，进一步降低细泥对氧化锌浮选影响，实现高氧化率氧化铅锌矿全泥浮选。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法，包括原料处理、氧化铅选别、氧化锌选别工艺，具体步骤为：
1）原料处理：将高氧化率氧化铅锌矿破碎、磨矿至粒度小于0.074毫米占总矿重量的70%~95%备用，所述的高氧化率氧化铅锌矿是低品位铅锌矿，其中铅氧化率为85~98%，锌氧化率为85~99%，其成分重量比为：Pb：2~10%；Zn：3~16%；
2）氧化铅选别：经处理后的高氧化率氧化铅锌矿矿浆加入分散剂、硫化剂、捕收剂进行铅回收浮选，采用一粗两扫两精工艺流程，中矿顺序返回，得氧化铅精矿和选铅尾矿，其中，硫化剂为硫化钠、硫蒸汽中的至少一种，用量为2500~4000g/t；调整剂为六偏磷酸钠、水玻璃中的至少一种，用量为100~200g/t；捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中的至少一种，用量为100~300g/t；
3）氧化锌选别：选铅尾矿矿浆再加入分散剂、硫化剂、KM301（醌胺二聚物）氧化锌捕收剂，采用两粗一扫两精工艺流程，锌精选Ⅱ尾矿返回到锌粗选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿直接返回到扫选作业，其他中矿顺序返回，得到锌精矿和尾矿，其中，硫化剂为硫化钠、硫蒸汽中的至少一种，用量为6000~9000g/t；调整剂为六偏磷酸钠、水玻璃中的至少一种，用量为400~600g/t；捕收剂为KM301，用量为100~300g/t。
实施例1
1）将含Pb：5.38%；Zn：11.52%；铅氧化率为91.38%和锌氧化率为92.56%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿备用，磨矿细度为小于0.074毫米占70%；
2）氧化铅选别段按3500g/t加入硫蒸气、150g/t加入异戊基黄药、200g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为55.72%，铅回收率为85.48%；
3）氧化锌选别段按6000g/加入硫化钠、150g/t加入KM301、300g/t加入六偏磷酸钠、300g/t加入水玻璃进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为35.42%，锌回收率为89.63%。
实施例2
1）将含Pb：4.63%；Zn：15.74%；铅氧化率为86.82%和锌氧化率为88.52%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿，磨矿细度为小于0.074毫米占85%；
2）氧化铅选别段按3000g/加入硫化钠、200g/t加入丁基黄药、300g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为51.62%，铅回收率为83.27%；
3）氧化锌选别段按9000g/加入硫化钠、300g/t加入KM301、600g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为36.47%，锌回收率为92.37%。
实施例3
1）将含Pb：2.57%；Zn：7.85%；铅氧化率为90.74%和锌氧化率为95.38%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿，磨矿细度为小于0.074毫米占95%；
2）氧化铅选别段按2500g/加入硫蒸气、100g/t加入异戊基黄药、200g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为48.75%，铅回收率为75.18%；
3）氧化锌选别段按7000g/加入硫化钠、150g/t加入KM301、500g/t加入水玻璃进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为31.74%，锌回收率为81.18%。
实施例4
1）将含Pb：9.27%；Zn：4.83%；铅氧化率为92.78%和锌氧化率为94.52%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿，磨矿细度为小于0.074毫米占90%；
2）氧化铅选别段按4000g/加入硫化钠、200g/t加入异戊基黄药、100g/t加入水玻璃进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为62.74%，铅回收率为91.24%；
3）氧化锌选别段按8000g/加入硫蒸气、100g/t加入KM301、300g/t加入六偏磷酸钠，300g/t加入水玻璃进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为28.73%，锌回收率为75.87%。
实施例5
1）将含Pb：7.85 %；Zn：3.41%；铅氧化率为88.61%和锌氧化率为91.37%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿，磨矿细度为小于0.074毫米占75%；
2）氧化铅选别段按3500g/加入硫化钠、2000g/t加入异戊基黄药、100g/t加入水玻璃进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为63.26%，铅回收率为89.74%；
3）氧化锌选别段按8000g/加入硫蒸气、100g/t加入KM301、300g/t加入六偏磷酸钠，300g/t加入水玻璃进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为25.58%，锌回收率为71.39%。
实施例6
1）将含Pb：6.67%；Zn：14.42%；铅氧化率为97.44%和锌氧化率为98.96%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿备用，磨矿细度为小于0.074毫米占80%；
2）氧化铅选别段按2500g/加入硫化钠、100g/t加入丁基黄药、100g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为65.01%，铅回收率为88.59%；
3）氧化锌选别段按8000g/加入硫化钠、200g/t加入KM301、400g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为38.91%，锌回收率为91.23%。
对比例1
1）将含Pb：6.67%；Zn：14.42%；铅氧化率为97.44%和锌氧化率为98.96%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿备用，磨矿细度为小于0.074毫米占80%；
2）氧化铅选别段按2500g/加入硫化钠、100g/t加入丁基黄药、100g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为64.82.01%，铅回收率为88.61%；
3）氧化锌选别段按8000g/加入硫化钠、200g/t加入十八胺、400g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为24.31%，锌回收率为81.43%。
对比例2
1）将含Pb：6.67%；Zn：14.42%；铅氧化率为97.44%和锌氧化率为98.96%的高氧化率氧化铅锌矿破碎磨矿备用，磨矿细度为小于0.074毫米占80%；
2）氧化铅选别段按2500g/加入硫化钠、100g/t加入丁基黄药、100g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化铅精矿，铅品位为64.78%，铅回收率为88.65%；
3）氧化锌选别段按8000g/加入硫化钠、200g/t加入混合胺、400g/t加入六偏磷酸钠进行浮选，得到氧化锌精矿，锌品位为26.75%，锌回收率为83.28%。
最后说明的是，以上优选实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细地描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。

Claims (1)

1.一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法，其特征在于：包括原料处理、氧化铅选别、氧化锌选别工艺，具体步骤为:
1）原料处理：将高氧化率氧化铅锌矿破碎、磨矿至-0 .074毫米占70%~95%备用，所述的高氧化率氧化铅锌矿是低品位铅锌矿，其中铅氧化率为85~98%，锌氧化率为85~99%，其成分重量比为:Pb:2~10%；Zn:3~16%；
2）氧化铅选别：经处理后的高氧化率氧化铅锌矿矿浆加入分散剂、硫化剂、捕收剂进行铅回收浮选，所述的硫化剂为硫化钠、硫蒸汽的一种或多种，用量为2500~4000g/t；分散剂为六偏磷酸钠、水玻璃的一种或多种，用量为100~200g/t;捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药的一种或多种，用量为100~300g/t，采用一粗两扫两精工艺流程，中矿顺序返回，得氧化铅精矿和选铅尾矿；
3）氧化锌选别：选铅尾矿矿浆再加入分散剂、硫化剂、KM301氧化锌捕收剂，所述的硫化剂为硫化钠、硫蒸汽的一种或多种，用量为6000~9000g/t；分散剂为六偏磷酸钠、水玻璃的一种或多种，用量为400~600g/t；KM301用量为100~300g/t，采用两粗一扫两精工艺流程，锌精选II尾矿返回到锌粗选II，锌精选I尾矿直接返回到扫选作业，其他中矿顺序返回，得到锌精矿和尾矿。
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