CN108654831A - 基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，属于金属矿物加工技术领域，本发明将难处理高品位氧化铅原矿在水介质中用球磨机进行磨矿，得到矿浆；将矿浆引入搅拌桶中搅拌调浆，硫化钠和丁基黄原酸钠均分两次添加，首先加入硫化钠搅拌处理，再加入丁基黄原酸钠和硫化钠，继续搅拌，最后加入丁基黄原酸钠和2号浮选油，进行充气搅拌；待矿浆电位达到要求后进行浮选，经一次粗选，两次扫选，一次精选工艺得到铅精矿；本发明工艺合理、药剂消耗量少、成本较低，对高品位难选氧化铅矿适应性较强，效果显著，回收率高，满足工业生产要求。
Description
技术领域
本发明属于金属矿物加工技术领域，具体的说，涉及基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法。
背景技术
氧化铅矿石中除了含有白铅矿之外，还存在大量的其他氧化铅矿物，以及大量脉石矿物(特别是泥质矿物)，这些矿物均使得浮选难度加大。氧化铅矿浮选一般采用硫化-黄药法浮选。浮选前首先需要用硫化钠硫化铅矿物，然后用黄原酸盐捕收。硫化钠主要作用是使氧化铅矿物表面生成硫化铅矿物薄膜，以便使用黄药进行捕收，因此硫化剂用量不够的话，难以充分回收铅矿物，但若硫化物过量将导致矿浆电位过低，对已经硫化好的铅矿物产生抑制作用，出现泡沫矿化差、浮选速度慢等问题，导致铅浮选回收率低。针对以上问题，一般的处理方法是加大捕收剂和起泡剂的用量，强行浮选铅矿物，但是由于捕收剂和起泡剂用量过大，泡沫极大丰富，矿泥和其他非目的矿物易被夹带浮起，影响铅精矿质量，后续浮选作业的目的矿物由于被夹带损失于铅精矿中，回收率也会较低。
发明内容
为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，本发明工艺合理、稳定，药剂消耗量少，成本较低，对高品位难选氧化铅矿适应性较强，效果显著，回收率高，满足工业生产要求。
为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：
所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，具体包括以下步骤：
1)将氧化铅原矿在水介质中用球磨机进行磨矿，得到矿浆；
2)将矿浆引入搅拌桶中搅拌调浆，硫化钠和丁基黄原酸钠均分两次添加，首先加入硫化钠搅拌处理，再加入丁基黄原酸钠和硫化钠，继续搅拌，最后加入丁基黄原酸钠和2号浮选油，进行充气搅拌；
3)测量矿浆电位，待矿浆电位达到要求后进行浮选，经一次粗选，两次扫选，一次精选工艺得到铅精矿。
进一步的，步骤1)中，氧化铅原矿的铅品位为4-10％，原矿中铅氧化率为90-100％，其中碳酸铅中的铅占总铅的65-85％。
进一步的，步骤1)中，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占85-95％。
进一步的，步骤2)中，每次添加硫化钠相对原矿的用量为500-1000g/t。
进一步的，步骤2)中，每次添加丁基黄原酸钠相对原矿的用量为30-50g/t。
进一步的，步骤2)中，2号浮选油相对原矿的用量为10-20g/t。
进一步的，步骤2)中，添加硫化钠后的搅拌时间为4-8min，添加丁基黄原酸盐和硫化钠后的搅拌时间为4-6min，充气搅拌的时间为5-8min。
进一步的，步骤3)中，矿浆电位达到100-150mV。
本发明的有益效果：
1、本发明原矿球磨至氧化铅矿物单体离解，但减少过度磨矿导致目的矿物泥化。在调浆阶段通过对矿浆进行两次硫化，并充气调浆处理，提高氧化铅矿物表面硫化和疏水程度，将矿浆电位提高到合理范围，然后进行浮选作业，得到高质量的氧化铅精矿。
2、本发明浮选工艺过程稳定，对后续浮选作业影响较小，综合指标高。同时本发明受矿石性质波动影响较小，极大程度减小矿泥对浮选的影响，对矿石适应性强。在处理难选高品位氧化铅矿过程中，相对传统工艺，采用本发明的工艺进行浮选，对高品位难选氧化铅矿适应性较强，铅回收率提高，且浮选药剂消耗量少，成本较低，经济环保效益突出。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的优选实施例进行详细的说明，以方便技术人员理解。
实施例1
本实施例以某高铅难处理氧化矿石作为浮选实验的氧化铅原矿。原矿铅品位为5.73％，铅氧化率为92.37％，白铅矿(碳酸铅)中铅占总铅的68.82％。
基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，具体包括以下步骤：
1)将氧化铅原矿在水介质中用球磨机进行磨矿，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占90％，得到矿浆；
2)将矿浆引入搅拌桶中搅拌调浆，硫化钠和丁基黄原酸钠均分两次添加，首先加入硫化钠900g/t搅拌处理5min，再加入丁基黄原酸钠30g/t和硫化钠900g/t，继续搅拌5min，最后加入丁基黄原酸钠30g/t和2号浮选油14g/t，进行充气搅拌5min；(以上硫化钠、丁基黄原酸钠、2号浮选油的添加量均是相对原矿的用量)
3)测量矿浆电位，待矿浆电位达到150mV后进行浮选，经一次粗选，两次扫选，一次精选工艺得到铅精矿。
实施例2
本实施例以某高铅难处理氧化矿石作为浮选实验的氧化铅原矿。原矿铅品位为5.73％，铅氧化率为92.37％，白铅矿(碳酸铅)中铅占总铅的68.82％。
基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，具体包括以下步骤：
1)将氧化铅原矿在水介质中用球磨机进行磨矿，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占85％，得到矿浆；
2)将矿浆引入搅拌桶中搅拌调浆，硫化钠和丁基黄原酸钠均分两次添加，首先加入硫化钠500g/t搅拌处理4min，再加入丁基黄原酸钠35g/t和硫化钠500g/t，继续搅拌4min，最后加入丁基黄原酸钠35g/t和2号浮选油10g/t，进行充气搅拌7min；(以上硫化钠、丁基黄原酸钠、2号浮选油的添加量均是相对原矿的用量)
3)测量矿浆电位，待矿浆电位达到100mV后进行浮选，经一次粗选，两次扫选，一次精选工艺得到铅精矿。
实施例3
本实施例以某高铅难处理氧化矿石作为浮选实验的氧化铅原矿。原矿铅品位为5.73％，铅氧化率为92.37％，白铅矿(碳酸铅)中铅占总铅的68.82％。
基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，具体包括以下步骤：
1)将氧化铅原矿在水介质中用球磨机进行磨矿，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占95％，得到矿浆；
2)将矿浆引入搅拌桶中搅拌调浆，硫化钠和丁基黄原酸钠均分两次添加，首先加入硫化钠1000g/t搅拌处理8min，再加入丁基黄原酸钠50g/t和硫化钠1000g/t，继续搅拌6min，最后加入丁基黄原酸钠50g/t和2号浮选油20g/t，进行充气搅拌8min；(以上硫化钠、丁基黄原酸钠、2号浮选油的添加量均是相对原矿的用量)
3)测量矿浆电位，待矿浆电位达到130mV后进行浮选，经一次粗选，两次扫选，一次精选工艺得到铅精矿。
将常规的工艺浮选作为对照。常规浮选实验条件：以某高铅难处理氧化矿石作为浮选实验的氧化铅原矿。原矿铅品位为5.73％，铅氧化率为92.37％，白铅矿(碳酸铅)中铅占总铅的68.82％。采用一段闭路磨矿工艺，磨矿细度-0.074mm占90％。调浆阶段药剂用量：硫化钠2.5kg/t、丁基黄原酸钠100g/t、2号浮选油60g/t、丁基胺黑药60g/t。(以上药剂用量均是相对原矿的用量)浮选作业采用一次粗选，两次扫选，一次精选工艺。
将实施例1-3与采用常规浮选技术的浮选结果进行对比，浮选实验结果如表1所示。
表1浮选实验结果
三个实施例的精矿产率、品位及回收率都比较接近，平均铅精矿产率为8.11％，平均铅精矿品位为60.47％，平均铅回收率为85.52％，对比常规方案，铅回收率提高了3.15％，铅精矿品位提高了5.04％。
本发明原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量在85-95％，既球磨至氧化铅矿物单体离解，但又减少过度磨矿导致目的矿物泥化。在调浆阶段通过对矿浆进行两次硫化(硫化次数和硫化时间有效匹配，达到了节约硫化药剂、增强效果的目的)，并充气调浆处理，提高氧化铅矿物表面硫化和疏水程度，将矿浆电位提高到合理范围，然后进行浮选作业，得到高质量的氧化铅精矿。
本发明浮选工艺过程稳定，对后续浮选作业影响较小，综合指标高。同时本发明受矿石性质波动影响较小，极大程度减小矿泥对浮选的影响，对矿石适应性强。在处理难选高品位氧化铅矿过程中，相对传统的工艺浮选，采用本发明的工艺进行浮选，对高品位难选氧化铅矿适应性较强，铅回收率提高，且浮选药剂消耗量少，成本较低，经济环保效益突出，满足工业生产要求。
最后说明的是，以上优选实施例仅用于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的描述，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 (8)
1.基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：具体包括以下步骤：
1）将氧化铅原矿在水介质中用球磨机进行磨矿，得到矿浆；
2）将矿浆引入搅拌桶中搅拌调浆，硫化钠和丁基黄原酸钠均分两次添加，首先加入硫化钠搅拌处理，再加入丁基黄原酸钠和硫化钠，继续搅拌，最后加入丁基黄原酸钠和2号浮选油，进行充气搅拌；
3）测量矿浆电位，待矿浆电位达到要求后进行浮选，经一次粗选，两次扫选，一次精选工艺得到铅精矿。
2.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤1）中，氧化铅原矿的铅品位为4-10%，原矿中铅氧化率为90-100%，其中碳酸铅中的铅占总铅的65-85%。
3.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤1）中，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占85-95%。
4.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤2）中，分两次添加硫化钠，每次添加量相对原矿的用量为500-1000g/t。
5.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤2）中，分两次添加丁基黄原酸钠，每次添加量相对原矿的用量为30-50g/t。
6.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤2）中，2号浮选油相对原矿的用量为10-20g/t。
7.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤2）中，添加硫化钠后的搅拌时间为4-8min，添加丁基黄原酸盐和硫化钠后的搅拌时间为4-6min，充气搅拌的时间为5-8min。
8.根据权利要求1所述的基于电化学调浆浮选从氧化铅矿中回收铅精矿的方法，其特征在于：步骤3）中，矿浆电位要求达到100-150mV。
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| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
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