CN110369150A - 一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法 - Google Patents

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赵华科
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谢立志
惠世和
罗进
郎召有
何志红
孙立
何艳平
李昕妍
张贤
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Abstract

本发明涉及一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，属于金属矿物加工技术领域，本发明包括如下步骤：1）将高品位铅锌硫原矿用球磨机进行磨矿，加入乙黄药、硫酸锌、2号浮选油进行铅硫混合浮选，得到铅硫混合精矿；2）加入氢氧化钠、亚硫酸钠、硫代硫酸钠、黄腐酸复配抑制剂，调浆时间≥5分钟，矿浆条件达到：矿浆电位≤—260mV（SHE），pH≥12，矿浆溶解氧≤4.5mg/L；3）经过一次粗选、两次精选（精选二补加复配抑制剂）、两次扫选分离浮选作业达到方铅矿与黄铁矿浮选分离目的。本发明成本较低、金属回收率高，可降低上下游作业及水处理作业的压力，对高品位难分离铅硫混合精矿浮选分离适应性强，效果显著，可满足工业生产要求。

Description

一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法
技术领域
本发明属于金属矿物加工技术领域，具体的说，涉及基于化学电位调控浮选从高品位铅硫混合精矿中回收高品位方铅矿的方法。
背景技术
铅硫混合精矿浮选分离工艺主要为石灰高碱工艺，使用大量石灰抑制黄铁矿，石灰不易溶解，输送过程容易沉降堵塞药剂管，加药难度大，流程稳定性差；抑制效果选择性差，连生体不易回收，硫精矿中铅品位高，铅损失大；同时造成选矿回水硬度高，槽体管道结垢严重，并且混浮阶段钙离子大幅降低黄铁矿可浮性，致使黄铁矿易串槽从而降低锌精矿质量，造成浮选药剂过度消耗，环保压力大；对于氧化率高矿石，抑制效果不理想，药剂用量过大，甚至难以抑制黄铁矿实现铅硫分离目的。
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硫混合精矿浮选分离方法，该方法成本较低、金属回收率高，可降低上下游作业及水处理作业的压力，对高品位难分离铅硫混合精矿浮选分离适应性强，效果显著，可满足工业生产要求。
为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：
所述的高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，具体包括以下步骤：
1）将高品位铅锌硫原矿用球磨机进行磨矿，加入乙黄药、硫酸锌、2号浮选油进行铅硫混合浮选，得到铅硫混合精矿；
2）加入黄铁矿复配抑制剂1200-2000g/t，调浆时间≥5分钟，矿浆条件达到：矿浆电位≤—260mV（SHE），pH≥12，矿浆溶解氧含量≤4.5mg/L；
3）经过一次粗选、两次精选、两次扫选分离浮选作业达到方铅矿与黄铁矿浮选分离目的。
作为优选，步骤1）中，磨矿细度-0.074mm占65-70%。
作为优选，步骤1）中，乙黄药400-600g/t、硫酸锌1200-2000g/t、2号浮选油20-40g/t。作为优选，硫酸锌相对原矿的用量为1400-1500g/t。
作为优选，步骤2）中，矿浆电位为-270-300mV（SHE），溶解氧量为7.7-8.3mg/L，pH12.3-12.5。
作为优选，步骤3）中，精选二补加黄铁矿复配抑制剂400-600g/t。
作为优选，黄铁矿复配抑制剂包括氢氧化钠、亚硫酸钠、硫代硫酸钠、黄腐酸。
本发明的有益效果：
本发明使用成本较低、金属回收率高，可降低上下游作业及水处理作业的压力，对高品位难分离铅硫混合精矿浮选分离适应性强，效果显著，可满足工业生产要求。本工艺与石灰分离工艺相比，对方铅矿和铅硫连生体抑制能力弱，金属回收率较高，硫精矿杂质含量低，经济效益突出；泡沫稳定性适中，流动速度较快，浮选分离工艺流程稳定性较好，现场操作难度小，劳动强度低。
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。除另有说明外，本发明所述的百分比均为质量百分比，各组分含量百分数之和为100%。
实施例1
本实施例以云南某高铅高锌高硫难处理矿石为实施原料。
（1）矿物原料
云南某高铅高锌高硫难处理矿石，原矿铅品位5.67%、锌品位17.52%、铁品位14.84%。矿石中主要包括方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，微量毒砂、白云石、方解石，其次为石英和绢云母等。
（2）药剂制备及操作条件
1）将高品位铅锌硫原矿用球磨机进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占65-70%，加入乙黄药600g/t、硫酸锌1400g/t、2号浮选油30g/t，进行铅硫混合浮选，得到铅硫混合精矿；
2）黄铁矿复配抑制剂的制备：
a.取氢氧化钠10份、黄腐酸0.1份，配制成40%wt溶液，在70℃条件下搅拌30分钟；b.取亚硫酸钠6份、硫代硫酸钠4份配制成30%的水溶液，在30℃条件下搅拌5分钟；c.将步骤a和步骤b所得产物混合，在30-35℃条件下搅拌20分钟，得到浅黄色溶液，浓缩结晶得到淡黄色粉末，即为黄铁矿复配抑制剂。
3）加入所述黄铁矿抑制剂1500g/t，调浆20分钟后进行浮选，精选二再加入黄铁矿复配抑制剂500g/t，经过一次粗选、两次精选、两次扫选，获得铅精矿品位61.91%，铅含铁9.96%，铅回收率91.65%。（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
本实施例以云南某高铅高锌高硫难处理矿石为实施原料。
（1）矿物原料
云南某高铅高锌高硫难处理矿石，原矿铅品位9.69%、锌品位19.31%、铁品位14.87%。矿石中主要包括方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，白云石、方解石，石英等。
（2）药剂制备及操作条件
1）将高品位铅锌硫原矿用球磨机进行磨矿，磨矿细度-0.074mm占65-70%，加入乙黄药800g/t、硫酸锌1500g/t、2号浮选油30g/t，进行铅硫混合浮选，得到铅硫混合精矿；
2）黄铁矿复配抑制剂的制备：同实施例1。
3）加入所述黄铁矿抑制剂1600g/t，调浆20分钟后进行浮选，精选二再加入黄铁矿复配抑制剂600g/t，经过一次粗选、两次精选、两次扫选，获得铅精矿品位63.77%，铅含铁8.36%，铅回收率94.19%。（未经特殊说明，实施例中的药剂用量都是相对原矿）
对于高药剂残余的铅硫混合浮选精矿，由于混合浮选阶段为弱碱工艺，矿浆中难免重金属离子含量高，导致黄铁矿受到铜铅离子活化，且吸附大量捕收剂，常规浮选工艺石灰用量大，同时钙离子对上下游及周边作业造成不利干扰。本发明采用亚硫酸钠实现黄铁矿表面黄药活化膜和吸附膜的解吸及分解，硫代硫酸钠实现黄铁矿表面铜铅离子活化膜的溶解去除，氢氧化钠实现黄铁矿表面出现羟基铁疏水薄膜，同时用黄腐酸络合物强化黄铁矿的抑制。本发明提供的黄铁矿复配抑制剂同时具有化学吸附、溶解浸出、电化学还原分解等作用，对黄铁矿具有优异的协同抑制作用，且不额外引入钙离子，对其余作业干扰较小。
本工艺与石灰分离工艺相比，对方铅矿和铅硫连生体抑制能力弱，含铅矿物浮选速度快，有利于使其进入铅精矿，对硫铁矿抑制效果好，因此铅金属回收率较高，硫精矿杂质含量低，经济效益突出；泡沫稳定性适中，流动速度较快，选分离工艺流程稳定性较好，现场操作难度小，劳动强度低。
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)

1.一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：具体包括以下步骤：
1）将高品位铅锌硫原矿用球磨机进行磨矿，加入乙黄药、硫酸锌、2号浮选油进行铅硫混合浮选，得到铅硫混合精矿；
2）加入黄铁矿复配抑制剂1200-2000g/t，调浆时间≥5分钟，矿浆条件达到：矿浆电位≤—260mV（SHE），pH≥12，矿浆溶解氧含量≤4.5mg/L；
3）经过一次粗选、两次精选、两次扫选分离浮选作业达到方铅矿与黄铁矿浮选分离目的。
2.根据权利要求1所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：步骤1）中，磨矿细度-0.074mm占65-70%。
3.根据权利要求1-2任一项所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：步骤1）中，乙黄药400-600g/t、硫酸锌1200-2000g/t、2号浮选油20-40g/t。
4.根据权利要求1-3任一项所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：步骤2）中，矿浆电位为-270-300mV（SHE），溶解氧量为7.7-8.3mg/L，pH12.3-12.5。
5.根据权利要求1所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：步骤2）中，充气调浆时间为8-255min。
6.根据权利要求1-4任一项所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：步骤3）中，精选二补加黄铁矿复配抑制剂400-600g/t。
7.根据权利要求1或5任一项所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：黄铁矿复配抑制剂包括氢氧化钠、亚硫酸钠、硫代硫酸钠、黄腐酸。
8.根据权利要求1或3任一项所述的一种高品位铅硫混合精矿浮选分离方法，其特征在于：硫酸锌相对原矿的用量为1400-1500g/t。
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