CN109107773B - 一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，属于金属矿物加工领域，本发明将难分离高品位铅锌硫原矿在生产回水介质中用球磨机进行磨矿，得到矿浆；将所述矿浆引入搅拌桶，加入硫酸锌进行充气搅拌处理，待矿浆电位和溶解氧值达到要求后，进行铅预先浮选，得到含铅高的硫铅混合精矿，然后添加乙基黄原酸钠和2号浮选油进行混合浮选，得到含铅低的硫铅混合精矿；本发明流程合理，药剂消耗量少，回收率高，降低后续混合精矿分离作业的压力，对高品位难分离铅锌硫矿适应性强，效果显著。
Description
技术领域
本发明属于金属矿物加工领域，具体的说，涉及一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法。
背景技术
高铅高锌高硫的原矿在磨矿过程中由于磨机、钢球的氧化反应、硫化矿的氧化反应会消耗大量氧化物，磨矿产品的溶解氧和矿浆电位均较低。在有捕收剂黄原酸盐存在条件下，是否生成疏水物质完全取决于硫化矿物电极电位和疏水物生成的反应的电位二者之间的相对大小。硫铅混合浮选阶段，由于矿浆电位低，溶解氧量少，泡沫矿化差，浮选速度慢，药剂消耗量大，需要刮浆带水才能保证铅和硫的回收率，刮浆带水易造成硫铅混合精矿中非目的矿物锌品位高。同时方铅矿、黄铁矿浮选速度慢，特别是黄铁矿回收率低，易发生串槽现象，进入选锌阶段影响锌精矿品位，严重影响分选指标。也易造成分离阶段泡沫粘性大，分离困难。
发明内容
为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，该方法工艺合理、成本较低、回收率高，可降低后续混合精矿分离作业的压力，对高品位难分离铅锌硫矿适应性强，效果显著，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：
所述的一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，具体包括以下步骤：
1)将高品位铅锌硫原矿在生产回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，加入硫酸锌进行充气搅拌处理，待矿浆电位和溶解氧值达到要求后，进行铅预先浮选，得到含铅高的硫铅混合精矿；继续充气搅拌，添加乙基黄原酸钠和2号浮选油进行混合浮选，得到含铅低的硫铅混合精矿。
进一步的，高品位铅锌硫原矿的铅含量3-10％、锌含量15-25％、铁含量15-20％(所处理矿石中含铁矿物是黄铁矿)。
进一步的，生产回水为本方法生产时水质循环利用所产生的回水，其水硬度≤250mg/L，铅离子浓度≤4mg/L，锌离子浓度0.1-0.3mg/L，COD 800-1200mg/L，溶解氧含量6.5-8.3mg/L。
进一步的，生产回水为本方法生产时水质循环利用所产生的回水，其水硬度≤200mg/L，铅离子浓度≤2mg/L，锌离子浓度0.1-0.3mg/L，COD 700-900mg/L，溶解氧含量7.5-8.3mg/L。
进一步的，充气搅拌时间为8-15min，在未添加乙黄药和起泡剂2#油的情况下，进行铅预先浮选，浮选时间为3min。
进一步的，通过充气搅拌调浆，使矿浆电位达到170-270mV，溶解氧量达到7.7-8.3mg/L。
进一步的，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量68-72％。
进一步的，原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量70-72％。
进一步的，硫酸锌相对原矿的用量为1000-1500g/t；乙基黄原酸钠相对原矿的用量为12.5-50g/t；2号浮选油相对原矿的用量为7-28g/t。
进一步的，通过电位调控，改善矿物可浮性，药剂用量一定程度降低，其中：硫酸锌相对原矿的用量为1150-1250g/t；乙基黄原酸钠相对原矿的用量为12.5-25g/t；2号浮选油相对原矿的用量为7-14g/t。
本发明的有益效果：
本发明的方法工艺合理、成本较低，目的矿物归队合理，后期处理工艺简单，指标高，满足工业生产要求。同时，本发明受矿石性质波动影响较小，能有效回收硫铅矿物，抑制锌矿物，对矿石适应性强。在处理高品位铅锌硫矿过程中，与传统的工艺浮选相比，采用本发明的工艺进行浮选，能有效提高硫铅回收率，降低浮选药剂用量，降低后续混合精矿分离作业的压力，对高品位难分离铅锌硫矿适应性强，效果显著。
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
本实施以某高铅高锌高硫难处理矿石为例，原矿铅品位6.73％、锌品位19.65％、铁品位15.30％。
1)将高品位铅锌硫原矿在生产回水介质中用球磨机进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占70％，得到矿浆；
生产回水为本方法生产时水质循环利用所产生的回水，其水硬度≤150mg/L、铅离子浓度≤1mg/L、锌离子浓度0.1-0.3mg/L、COD 700-900mg/L、溶解氧含量7.2-8.3mg/L。
2)将矿浆引入搅拌桶，加入硫酸锌进行充气搅拌处理10min，待矿浆电位和溶解氧值达到要求后，即矿浆电位为200mV(SHE)，溶解氧量为8.0mg/L，进行铅预先浮选3min，得到含铅高的铅硫混合精矿；继续充气搅拌，添加乙基黄原酸钠和2号浮选油进行混合浮选，得到含铅低的硫铅混合精矿。
药剂用量：硫酸锌1200g/t、乙黄药37.5g/t、2号浮选油28g/t。(未经特殊说明，实施例中的药剂用量都是相对原矿)
实施例2
本实施以某高铅高锌高硫难处理矿石为例，原矿铅品位6.53％、锌品位19.78％、铁品位15.44％。
1)将高品位铅锌硫原矿在生产回水介质中用球磨机进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占68％，得到矿浆；
生产回水为本方法生产时水质循环利用所产生的回水，其水硬度150-250mg/L，铅离子浓度1-4mg/L，锌离子浓度0.1-0.3mg/L，COD 800-1200mg/L，溶解氧含量6.5-7.5mg/L。
2)将矿浆引入搅拌桶，加入硫酸锌进行充气搅拌处理8min，待矿浆电位和溶解氧值达到要求后，即矿浆电位为170mV(SHE)，溶解氧量为7.7mg/L，进行铅预先浮选3min，得到含铅高的硫铅混合精矿；继续充气搅拌，添加乙基黄原酸钠和2号浮选油进行混合浮选，得到含铅低的硫铅混合精矿。
药剂用量：硫酸锌1000g/t、乙黄药25g/t、2号浮选油14g/t。(未经特殊说明，实施例中的药剂用量都是相对原矿)
实施例3
本实施以某高铅高锌高硫难处理矿石为例，原矿铅品位6.54％、锌品位20.10％、铁品位15.20％。
1)将高品位铅锌硫原矿在生产回水介质中用球磨机进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占72％，得到矿浆；
生产回水为本方法生产时水质循环利用所产生的回水，其水硬度≤150mg/L、铅离子浓度≤1mg/L、锌离子浓度0.1-0.3mg/L、COD 700-900mg/L、溶解氧含量7.2-8.3mg/L。
2)将矿浆引入搅拌桶，加入硫酸锌进行充气搅拌处理15min，待矿浆电位和溶解氧值达到要求后，即矿浆电位为270mV(SHE)，溶解氧量为8.3mg/L，进行铅预先浮选3min，得到含铅高的硫铅混合精矿；继续充气搅拌，添加乙基黄原酸钠和2号浮选油进行混合浮选，得到含铅低的硫铅混合精矿。
药剂用量：硫酸锌1500g/t、乙黄药50g/t、2号浮选油7g/t。(未经特殊说明，实施例中的药剂用量都是相对原矿)
对比例
常规浮选实验条件：采用一段闭路磨矿工艺，磨矿细度-0.074mm占70％。浮选作业均采用一粗一扫流程。
药剂用量：硫酸锌1200g/t、乙黄药37.5g/t、2#油28g/t。(未经特殊说明，实施例中的药剂用量都是相对原矿)。
实验分析
由于铁元素仅存在于硫铁矿中，实际化验铁品位用以表征硫铁矿的浮选效果，本发明实施例1-3与对比例(常规方法)的浮选试验结果如表1所示。
表1
本发明通过对矿浆引进行充气搅拌处理，提高矿浆电位和溶解氧到合理范围，回水中残余黄原酸盐在原矿中铅矿物表面吸附，生成疏水层，优先浮选出来，此时硫矿物和锌矿物可浮性较差，因此得到含铅高的硫铅混合精矿。
本申请的矿浆电位调整方式为充气调浆，提高矿浆电位和溶解氧，不采用电位调整剂，药剂成本低，环保无污染。采用铅预先浮选工艺，该阶段不添加乙黄药和2#油，浮选回收部分方铅矿和黄铁矿。该阶段成功得到高铅混合精矿的原因是：一方面充气调浆使黄铁矿和方铅矿天然可浮性增大，另一方面是回水中残余药剂得到有效利用和消耗，提高选矿指标，并减轻常规浮选中残余药剂对浮选的干扰。
在获得含铅高的硫铅混合精矿的浮选过程中，继续充气搅拌，硫矿物可浮性逐渐提高，添加乙基黄原酸钠和2#油，获得含铅高的硫铅混合精矿；同时由于矿浆电位的提高幅度可控，锌矿物的可浮性受到控制，这样硫铅混合精矿中锌含量低，有利于后续的浮选分离。
与传统的工艺浮选相比，在处理高品位铅锌硫矿过程中，采用本发明的工艺进行浮选，工艺合理、成本较低，目的矿物归队合理，后期处理工艺简单，指标高，满足工业生产要求。同时，本发明受矿石性质波动影响较小，能有效回收硫铅矿物，抑制锌矿物，对矿石适应性强，能有效提高硫铅回收率，降低浮选药剂用量，降低后续混合精矿分离作业的压力，对高品位难分离铅锌硫矿适应性强，效果显著。
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 (6)
1.一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：
1）将高品位铅锌硫原矿在生产回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，加入硫酸锌进行充气搅拌处理，待矿浆电位达到170-270mV，溶解氧量达到7.7-8.3mg/L，进行铅预先浮选，得到含铅高的硫铅混合精矿；继续充气搅拌，添加乙基黄原酸钠和2号浮选油进行混合浮选，得到含铅低的硫铅混合精矿。
2.根据权利要求1所述的一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，其特征在于：高品位铅锌硫原矿的铅含量3-10%、锌含量15-25%、铁含量15-20%。
3.根据权利要求1所述的一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，其特征在于：生产回水为本方法生产时水质循环利用所产生的回水，其水硬度≤250mg/L，铅离子浓度≤4mg/L，锌离子浓度0.1-0.3mg/L，COD 800-1200mg/L，溶解氧含量6.5-8.3mg/L。
4.根据权利要求1所述的一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，其特征在于：充气搅拌时间为8-15min，在未添加乙黄药和起泡剂2#油的情况下，进行铅预先浮选，浮选时间为3min。
5.根据权利要求1-4任一项所述的一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，其特征在于：原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量68-72%。
6.根据权利要求5所述的一种高品位铅锌矿中回收铅硫混合精矿的电化学浮选方法，其特征在于：原矿球磨至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量70-72%。
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