CN111940145A - 一种铅锌萤石矿的分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及铅锌萤石矿浮选技术领域,公开了一种铅锌萤石矿的分离方法,包括以下步骤:S1.磨矿:对所述铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度‑0.074mm的矿物含量为75~80wt%的入浮矿物;S2.铅矿浮选:从所述入浮矿物中浮选铅矿,得到铅精矿和脱铅尾矿;S3.锌矿浮选:从所述脱铅尾矿中浮选锌矿,得到锌精矿和脱锌尾矿;S4.萤石矿浮选:从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿,得到萤石总精矿和尾矿;本发明所述分离方法使所得萤石总精矿中的CaF2的含量≥98%,同时所得铅精矿中Pb的含量以及所得锌精矿中Zn的含量符合质量要求;并且以铅锌矿物基本解离为原则对磨矿细度进行控制,克服了萤石精矿中铅锌含量超标的问题,同时避免了萤石矿物过磨的问题,最大限度的回收利用了铅锌萤石资源。
Description
技术领域
本发明涉及铅锌萤石矿浮选技术领域,具体是一种铅锌萤石矿的分离方法。
背景技术
我国铅锌矿产资源主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区,分布广泛且储量比较丰富。从省际比较来看,云南的铅矿资源储量占全国总储量的17%,位居全国榜首;内蒙古、广东、甘肃、江西、湖南、四川、陕西次之,其资源储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南最多,占全国的25.68%;甘肃和内蒙古次之,占全国的20%以上;其他如内蒙古、甘肃、广西、湖南、广东、四川、河北等省(区)的锌矿资源储量也较丰富,均在400万吨以上。
我国铅锌矿的资源特点以及开发利用的总体条件是:大中型矿多,特大型矿较少,在已发现的矿产地中,大中型矿床占有的铅和锌储量分别达72%和88%;矿石中铅少锌多,铅锌比约为l:2.6,而国外为1:1.2;贫矿多,富矿少,易选,矿山中铅锌的品位之和多在5%~10%之间,品位之和大于10%的矿石仅占总储量的15%,而国外矿山品位一般都比较高,铅锌的品位之和大都在10%以上;硫化矿占绝大多数,90%的储量为原生硫化矿矿石,只有云南的兰坪、会泽,广西的泗顶,辽宁的紫河和陕西的铅峒山等少数几个氧化铅锌矿床。
我国铅锌矿石类型复杂,共伴生组分多达50余种,其中主要有铜、银、金、锡、锑、镉、铋、镓、铟、锗、汞、硫、萤石及分散元素等,具有极大的综合利用价值,但同时也给我国选冶生产增加了一定的难度。铅锌矿中的一些共生组分,如Cu、S、Sn、Bi、Mo、CaF2等,在选矿过程中可以分离出单独的精矿产品,而其他元素一般都在选矿时进入铅或锌精矿,在冶炼过程中回收。
从实际情况看,我国绝大多数铅锌矿山资源综合利用工作已开展,但仍然存在发展不平衡的问题。多次调查的结果都表明,铅锌矿山伴生银的选矿回收率较高,达58%~75%,伴生银和伴生金的冶炼回收率达到了95%以上。但是,开展资源综合利用的科研工作深度、广度不够,多数矿山对资源的综合回收,还没有形成系统的科学管理体系,缺乏从矿物原料到加工利用各环节的综合利用研究。
萤石的用途广泛,主要用于冶金、化工和建材三大行业,其次用于轻工、光学、雕刻和国防工业;此外,萤石也广泛应用于玻璃、陶瓷、水泥等建材工业中。
铅锌萤石矿中是铅锌矿与萤石矿等几种矿物共生,由于矿石中方铅矿和萤石矿均性碎容易泥化,而选矿过程中的磨矿又是以铅锌矿是否单体解离为依据进行磨矿,因此在该过程中有可能导致萤石矿过磨,从而影响萤石精矿的品位和回收率。
因此,我们亟需一种既能让铅锌矿的解离达到选别分离,又能够提高所得萤石精矿的品位和回收率,从而使所得萤石精矿的选矿指标最佳的铅锌萤石矿的分离方法。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足,提供一种铅锌萤石矿的分离方法,以至少达到既能让铅锌矿的解离达到选别分离,又能够提高所得萤石精矿的品位和回收率,从而使所得萤石精矿的选矿指标最佳的效果。
本发明的目的是通过以下技术方案来实现的:一种铅锌萤石矿的分离方法,包括以下步骤:
S1.磨矿:对所述铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为75~80wt%的入浮矿物;
S2.铅矿浮选:从所述入浮矿物中浮选铅矿,得到铅精矿和脱铅尾矿;
S3.锌矿浮选:从所述脱铅尾矿中浮选锌矿,得到锌精矿和脱锌尾矿;
S4.萤石矿浮选:从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿,得到萤石总精矿和尾矿。
进一步的,S2中,所述浮选铅矿包括铅粗选、铅扫选和铅精选;
优选的,所述铅粗选,是向所述入浮矿物中加入粗选药剂Ⅰ,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;
所述铅扫选,是向所述铅粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅰ,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,所述铅扫选中矿返回前一作业;
所述铅精选,是向所述铅粗精矿中加入精选药剂Ⅰ,进行精选,精选次数≥3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的所述铅精选中矿顺序返回前一作业。
进一步的,所述粗选药剂Ⅰ和所述扫选药剂Ⅰ均包括抑制剂、捕收剂和起泡剂,所述精选药剂Ⅰ包括抑制剂;
优选的,所述抑制剂包括硫酸锌和亚硫酸钠,所述捕收剂包括丁基黄药,所述起泡剂包括2号油。
进一步的,所述粗选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为:硫酸锌1400~1600g/t·原矿、亚硫酸钠700~900g/t·原矿、丁基黄药200~250g/t·原矿和2号油80~100g/t·原矿;
所述扫选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为:硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿;
所述精选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为:第一次精选时,加入硫酸锌500g/t·原矿和亚硫酸钠300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上次的基础上减半。
进一步的,S3中,所述浮选锌矿包括锌粗选、锌扫选和锌精选;
优选的,所述锌粗选,是向所述脱铅尾矿中加入粗选药剂Ⅱ,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿;
所述锌扫选,是向所述锌粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅱ,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,所述锌扫选中矿返回前一作业;
所述锌精选,是对所述锌粗精矿进行精选,精选次数≥4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的所述锌精选中矿顺序返回前一作业。
进一步的,所述粗选药剂Ⅱ包括活化剂、捕收剂和起泡剂;所述扫选药剂Ⅱ包括捕收剂和起泡剂;
优选的,所述活化剂包括硫酸铜,所述捕收剂包括丁基黄药,所述起泡剂包括2号油。
进一步的,所述粗选药剂Ⅱ中各组分的用量具体为:硫酸铜700~800g/t·原矿、丁基黄药100~150g/t·原矿和2号油60~70g/t·原矿;
所述扫选药剂Ⅱ中各组分的用量具体为:丁基黄药70~80g/t·原矿和2号油20~30g/t·原矿。
进一步的,S4中,所述浮选萤石矿包括萤石粗选、萤石扫选和萤石精选;
优选的,所述萤石粗选,是向所述脱锌尾矿中加入粗选药剂Ⅲ,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿;
所述萤石扫选,是向所述萤石粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅲ,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,所述萤石扫选中矿返回前一作业;
所述萤石精选,是向所述萤石粗精矿中加入精选药剂Ⅲ,进行精选,精选次数≥6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的所述萤石精选中矿合并进行扫选和精选,精选次数≥2,得到萤石次精矿;将所述萤石精矿与萤石次精矿合并,得到所述萤石总精矿。
进一步的,所述所述粗选药剂Ⅲ包括分散剂和捕收剂,所述扫选药剂Ⅲ包括捕收剂,所述精选药剂Ⅲ包括分散剂;
优选的,所述分散剂包括硅酸钠,所述捕收剂包括油酸钠。
进一步的,所述粗选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为:硅酸钠1000~1500g/t·原矿和油酸钠200~260g/t·原矿;
所述扫选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为:油酸钠80~150g/t·原矿;
所述精选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为:硅酸钠200~300g/t·原矿。
进一步的,所述铅精矿中Pb的重量百分比≥55%。
进一步的,所述锌精矿中Zn的重量百分比≥50%。
进一步的,所述萤石总精矿中CaF2的重量百分比≥98%。
值得注意的是,本发明通过创造性地对分离方法中的浮选顺序、药剂选择以及条件参数进行优化,以铅锌矿物基本解离为原则对所述铅锌萤石矿的磨矿细度进行控制,同时借助对浮选顺序以及各浮选药剂的限定所起到的协同作用,达到了既能让铅锌矿的解离达到选别分离,又能够提高所得萤石总精矿的品位和回收率的效果。
应当理解的是,尽管现有技术中已经存在对铅锌萤石矿进行分离的方法,但本发明中所述分离方法所达到的效果远远优于现有技术。具体来说,现有技术中对铅锌萤石矿的分离大多药剂成分复杂、用量大且步骤繁多,例如萤石的精选次数为至少8次,才能使其中CaF2的含量达到97%;而根据本发明的实施例记载,所得萤石总精矿中CaF2的含量≥98%,但此时所述萤石精选的次数仅仅为6次,由此可知,本发明在减少了药剂成分和分离步骤的情况下,却提高了所述萤石总精矿中CaF2的含量。因此,现有技术对于本发明不存在借鉴作用。
本发明的有益效果是:
1.本发明的一种铅锌萤石矿的分离方法,以铅锌矿物基本解离为原则对磨矿细度进行控制,克服了萤石精矿中铅锌含量超标的问题,同时避免了萤石矿物过磨的问题,最大限度的回收利用了铅锌萤石资源。
2.本发明的一种铅锌萤石矿的分离方法,所得萤石总精矿中的CaF2的含量≥98%,同时所得铅精矿中Pb的含量以及所得锌精矿中Zn的含量符合质量要求。
附图说明
图1为本发明所述分离方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案,但本发明的保护范围不局限于以下所述。
以下实施例1~3所用铅锌萤石矿成分按质量分数为:1.96%Pb、3.02%Zn、44.55%SiO2、6.14%Al2O3、19.30%CaF2、0.97%MgO、2.10%S、0.18%Na2O、2.20%K2O、0.01%Cu、0.18%BaSO4、0.022%Cd、0.048%P、1.98%TFe、0.0025%As、0.1g/tAu、65.2g/tAg。
实施例1
一种铅锌萤石矿的分离方法,如图1所示,包括以下步骤:
S1.磨矿:对铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为75wt%的入浮矿物;
S2.铅矿浮选,具体包括以下步骤:
1)铅粗选:向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药200g/t·原矿和2号油80g/t·原矿,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;
2)铅扫选:向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,其中的铅扫选中矿返回前一作业;
3)铅精选:向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠,进行精选,精选次数=3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业;其中,第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿,亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半;
S3.锌矿浮选,具体包括以下步骤:
1)锌粗选:向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油60g/t·原矿,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿;
2)锌扫选:向锌粗选尾矿中加入丁基黄药80g/t·原矿和2号油20g/t·原矿,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,其中的锌扫选中矿返回前一作业;
3)锌精选:对锌粗精矿进行精选,精选次数=4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业;
S4.萤石矿浮选,具体包括以下步骤:
1)萤石粗选:向脱锌尾矿中加入硅酸钠1000g/t·原矿和油酸钠200g/t·原矿,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿;
2)萤石扫选:向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,其中的萤石扫选中矿返回前一作业;
3)萤石精选:向萤石粗精矿中加入硅酸钠,进行精选,精选次数=6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选,精选次数=2,得到萤石次精矿;将萤石精矿与萤石次精矿合并,得到萤石总精矿;其中,每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。
结果显示:铅精矿中Pb的含量为59.66%,Pb的回收率为82.68%;
锌精矿中Zn的含量为58.93%,Zn的回收率为76.65%;
萤石总精矿中CaF2的含量为98.26%,CaF2的回收率为61.44%。
实施例2
一种铅锌萤石矿的分离方法,如图1所示,包括以下步骤:
S1.磨矿:对铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为78wt%的入浮矿物;
S2.铅矿浮选,具体包括以下步骤:
1)铅粗选:向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药220g/t·原矿和2号油100g/t·原矿,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;
2)铅扫选:向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,其中的铅扫选中矿返回前一作业;
3)铅精选:向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠,进行精选,精选次数=3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业;其中,第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿,亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半;
S3.锌矿浮选,具体包括以下步骤:
1)锌粗选:向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油70g/t·原矿,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿;
2)锌扫选:向锌粗选尾矿中加入丁基黄药70g/t·原矿和2号油20g/t·原矿,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,其中的锌扫选中矿返回前一作业;
3)锌精选:对锌粗精矿进行精选,精选次数=4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业;
S4.萤石矿浮选,具体包括以下步骤:
1)萤石粗选:向脱锌尾矿中加入硅酸钠1200g/t·原矿和油酸钠230g/t·原矿,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿;
2)萤石扫选:向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,其中的萤石扫选中矿返回前一作业;
3)萤石精选:向萤石粗精矿中加入硅酸钠,进行精选,精选次数=6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选,精选次数=2,得到萤石次精矿;将萤石精矿与萤石次精矿合并,得到萤石总精矿;其中,每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。
结果显示:铅精矿中Pb的含量为61.23%,Pb的回收率为80.34%;
锌精矿中Zn的含量为59.83%,Zn的回收率为75.62%;
萤石总精矿中CaF2的含量为98.36%,CaF2的回收率为59.35%。
实施例3
一种铅锌萤石矿的分离方法,如图1所示,包括以下步骤:
S1.磨矿:对铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为80wt%的入浮矿物;
S2.铅矿浮选,具体包括以下步骤:
1)铅粗选:向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药250g/t·原矿和2号油100g/t·原矿,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;
2)铅扫选:向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,其中的铅扫选中矿返回前一作业;
3)铅精选:向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠,进行精选,精选次数=3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业;其中,第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿,亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿,随着精选次数的增加,每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半;
S3.锌矿浮选,具体包括以下步骤:
1)锌粗选:向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油70g/t·原矿,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿;
2)锌扫选:向锌粗选尾矿中加入丁基黄药70g/t·原矿和2号油20g/t·原矿,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,其中的锌扫选中矿返回前一作业;
3)锌精选:对锌粗精矿进行精选,精选次数=4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业;
S4.萤石矿浮选,具体包括以下步骤:
1)萤石粗选:向脱锌尾矿中加入硅酸钠1500g/t·原矿和油酸钠260g/t·原矿,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿;
2)萤石扫选:向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,其中的萤石扫选中矿返回前一作业;
3)萤石精选:向萤石粗精矿中加入硅酸钠,进行精选,精选次数=6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选,精选次数=2,得到萤石次精矿;将萤石精矿与萤石次精矿合并,得到萤石总精矿;其中,每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。
结果显示:铅精矿中Pb的含量为57.67%,Pb的回收率为84.59%;
锌精矿中Zn的含量为56.37%,Zn的回收率为76.87%;
萤石总精矿中CaF2的含量为98.03%,CaF2的回收率为57.32%。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当理解本发明并非局限于本文所披露的形式,不应看作是对其他实施例的排除,而可用于各种其他组合、修改和环境,并能够在本文所述构想范围内,通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动和变化不脱离本发明的精神和范围,则都应在本发明所附权利要求的保护范围内。
Claims (10)
1.一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,包括以下步骤:
S1.磨矿:对所述铅锌萤石矿进行磨矿,得到粒度-0.074mm的矿物含量为75~80wt%的入浮矿物;
S2.铅矿浮选:从所述入浮矿物中浮选铅矿,得到铅精矿和脱铅尾矿;
S3.锌矿浮选:从所述脱铅尾矿中浮选锌矿,得到锌精矿和脱锌尾矿;
S4.萤石矿浮选:从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿,得到萤石总精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,S2中,所述浮选铅矿包括铅粗选、铅扫选和铅精选;
优选的,所述铅粗选,是向所述入浮矿物中加入粗选药剂Ⅰ,进行粗选,得到铅粗精矿和铅粗选尾矿;
所述铅扫选,是向所述铅粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅰ,进行扫选,得到铅扫选中矿和脱铅尾矿,所述铅扫选中矿返回前一作业;
所述铅精选,是向所述铅粗精矿中加入精选药剂Ⅰ,进行精选,精选次数≥3,每次精选得到各自的铅精选中矿,最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿,每次精选得到的所述铅精选中矿顺序返回前一作业。
3.根据权利要求2所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,所述粗选药剂Ⅰ和所述扫选药剂Ⅰ均包括抑制剂、捕收剂和起泡剂,所述精选药剂Ⅰ包括抑制剂;
优选的,所述抑制剂包括硫酸锌和亚硫酸钠,所述捕收剂包括丁基黄药,所述起泡剂包括2号油。
4.根据权利要求1所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,S3中,所述浮选锌矿包括锌粗选、锌扫选和锌精选;
优选的,所述锌粗选,是向所述脱铅尾矿中加入粗选药剂Ⅱ,进行粗选,得到锌粗精矿和锌粗选尾矿;
所述锌扫选,是向所述锌粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅱ,进行扫选,得到锌扫选中矿和脱锌尾矿,所述锌扫选中矿返回前一作业;
所述锌精选,是对所述锌粗精矿进行精选,精选次数≥4,每次精选得到各自的锌精选中矿,最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿,每次精选得到的所述锌精选中矿顺序返回前一作业。
5.根据权利要求4所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,所述粗选药剂Ⅱ包括活化剂、捕收剂和起泡剂;所述扫选药剂Ⅱ包括捕收剂和起泡剂;
优选的,所述活化剂包括硫酸铜,所述捕收剂包括丁基黄药,所述起泡剂包括2号油。
6.根据权利要求1所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,S4中,所述浮选萤石矿包括萤石粗选、萤石扫选和萤石精选;
优选的,所述萤石粗选,是向所述脱锌尾矿中加入粗选药剂Ⅲ,进行粗选,得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿;
所述萤石扫选,是向所述萤石粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅲ,进行扫选,得到萤石扫选中矿和尾矿,所述萤石扫选中矿返回前一作业;
所述萤石精选,是向所述萤石粗精矿中加入精选药剂Ⅲ,进行精选,精选次数≥6,每次精选得到各自的萤石精选中矿,最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿;每次精选得到的所述萤石精选中矿合并进行扫选和精选,精选次数≥2,得到萤石次精矿;将所述萤石精矿与萤石次精矿合并,得到所述萤石总精矿。
7.根据权利要求6所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,所述所述粗选药剂Ⅲ包括分散剂和捕收剂,所述扫选药剂Ⅲ包括捕收剂,所述精选药剂Ⅲ包括分散剂;
优选的,所述分散剂包括硅酸钠,所述捕收剂包括油酸钠。
8.根据权利要求1所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,所述铅精矿中Pb的重量百分比≥55%。
9.根据权利要求1所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,所述锌精矿中Zn的重量百分比≥50%。
10.根据权利要求1所述的一种铅锌萤石矿的分离方法,其特征在于,所述萤石总精矿中CaF2的重量百分比≥98%。
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Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB1374873A (en) * | 1971-11-10 | 1974-11-20 | Montedison Spa | Flotation of fluorite |
CN87105202A (zh) * | 1987-07-22 | 1988-08-10 | 广州有色金属研究院 | 浮选萤石的方法 |
SU1627257A1 (ru) * | 1988-10-11 | 1991-02-15 | Ленинабадский Ботанический Сад Института Ботаники Ан Таджсср | Способ флотации флюоритовых руд |
CN102513219A (zh) * | 2011-12-19 | 2012-06-27 | 云南澜沧铅矿有限公司 | 从含碳铅锌硫化矿中分离铅锌矿的选矿药剂和选矿方法 |
CN105709940A (zh) * | 2016-01-29 | 2016-06-29 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从多金属矿浮选尾矿中回收萤石的方法 |
CN106076605A (zh) * | 2016-08-05 | 2016-11-09 | 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 | 一种萤石矿扫精选脱泥分选方法 |
CN107029870A (zh) * | 2017-06-20 | 2017-08-11 | 湖南临武嘉宇矿业有限责任公司 | 一种尾矿综合回收铅、锌、锡、萤石的方法 |
CN107999267A (zh) * | 2017-12-12 | 2018-05-08 | 西部矿业股份有限公司 | 一种高浓度环境下高硫铅锌矿浮选分离工艺 |
CN108296026A (zh) * | 2017-12-28 | 2018-07-20 | 三明学院 | 一种铅低锌高型难选铅锌矿的浮选方法 |
CN108405191A (zh) * | 2018-02-11 | 2018-08-17 | 广西华洋矿源材料有限公司 | 一种硫化铅锌矿的选取方法 |
-
2020
- 2020-07-15 CN CN202010680347.0A patent/CN111940145B/zh active Active
Patent Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GB1374873A (en) * | 1971-11-10 | 1974-11-20 | Montedison Spa | Flotation of fluorite |
CN87105202A (zh) * | 1987-07-22 | 1988-08-10 | 广州有色金属研究院 | 浮选萤石的方法 |
SU1627257A1 (ru) * | 1988-10-11 | 1991-02-15 | Ленинабадский Ботанический Сад Института Ботаники Ан Таджсср | Способ флотации флюоритовых руд |
CN102513219A (zh) * | 2011-12-19 | 2012-06-27 | 云南澜沧铅矿有限公司 | 从含碳铅锌硫化矿中分离铅锌矿的选矿药剂和选矿方法 |
CN105709940A (zh) * | 2016-01-29 | 2016-06-29 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从多金属矿浮选尾矿中回收萤石的方法 |
CN106076605A (zh) * | 2016-08-05 | 2016-11-09 | 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 | 一种萤石矿扫精选脱泥分选方法 |
CN107029870A (zh) * | 2017-06-20 | 2017-08-11 | 湖南临武嘉宇矿业有限责任公司 | 一种尾矿综合回收铅、锌、锡、萤石的方法 |
CN107999267A (zh) * | 2017-12-12 | 2018-05-08 | 西部矿业股份有限公司 | 一种高浓度环境下高硫铅锌矿浮选分离工艺 |
CN108296026A (zh) * | 2017-12-28 | 2018-07-20 | 三明学院 | 一种铅低锌高型难选铅锌矿的浮选方法 |
CN108405191A (zh) * | 2018-02-11 | 2018-08-17 | 广西华洋矿源材料有限公司 | 一种硫化铅锌矿的选取方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
徐朝刚等: "云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研究", 《矿冶工程》 * |
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