CN113102113A - 一种方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离药剂和方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于矿物浮选领域,具体公开了方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,将包含方铅矿与含锌脉石的混合矿在浮选药剂中进行浮选,分离得到方铅矿精矿和含锌脉石尾矿;所述的浮选药剂中包含捕收剂和起泡剂;其中,所述的捕收剂包含具有肼基‑二硫代氨基甲酸盐类化合物。本发明研究发现,肼基‑二硫代氨基甲酸盐类化合物的结构片段存在分子内协同,能够协同改善方铅矿和含锌脉石的分选选择性,从而实现高特异性地捕集方铅矿,有助于改善方铅矿精矿的品位和回收率。
Description
技术领域
本发明属于矿物浮选领域,具体涉及一种用于硫化铅锌矿的高分选性浮选药剂。
背景技术
铅是重要的有色金属,在电气、机械、军事、冶金、化工及医药等领域有广阔的应用。近年来,我国对铅金属需求量逐年增加,铅产量亟待提升。硫化铅锌矿是铅金属的重要生产源之一,但硫化铅锌矿中方铅矿和含锌脉石(如闪锌矿)常嵌布伴生,且二者的性质类似,浮选分离难度大,极大地影响了硫化铅锌矿中铅的回收利用。
现阶段对硫化铅锌矿分选的主要手段为浮选,而浮选需要重点解决硫化铅锌矿中的硫化矿以及闪锌矿的伴生且难于分选的难题。然而,现有的捕收剂主要为黄药类、硫脲类、硫氮类等药剂,例如常用的白药,虽然捕收性能较好,但选择性能较差,且常需要配合抑制剂联用,处理成本高,工业实际应用前景并不理想。
综上,针对方铅矿、闪锌矿选择性浮选分离的问题,现有手段还没有行之有效的办法。
发明内容
针对方铅矿、含锌脉石浮选选择性不理想的问题,本发明第一目的在于,提供一种方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,旨在基于一种全新的捕收剂的使用,改善方铅矿、含锌脉石的浮选分离选择性,并改善方铅矿的品位和回收率。
本发明第二目的在于,提供一种能够有效实现方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离的复合捕收剂以及浮选药剂。
方铅矿和闪锌矿均是重要的矿物,然而二者性质类似且常常共生,二者的浮选分离难度大,针对该技术难点,本发明经过研究发现,提供以下技术方案:
一种方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,将包含方铅矿与含锌脉石的混合矿在浮选药剂中进行浮选,分离得到方铅矿精矿和含锌脉石尾矿;
所述的浮选药剂中包含捕收剂和起泡剂;
其中,所述的捕收剂包含具有式1结构式的肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物(本发明也称为式1物料或者式1化合物);
所述的R1、R2独自为H、C1~C3的烷烃基或取代烷烃基;所述的取代烷烃基的总碳数为1~6,其中的取代基为卤素、C1~C3的烷氧基或C1~C3的烷氨基中的至少一种;
所述的R3为烷烃基、带有取代基的烷烃基,芳基或带有取代基的芳基;所述的烷烃基的碳数为1~15;所述的芳基为苯环、五元杂环芳基、六元杂环芳基或稠环芳基;所述的取代基为卤素、C1~C6的烷烃基、C1~C6的烷氧基、C1~C6的烷氨基、苯基、苯氧基、苄基中的至少一种;
所述的Mn+为阳离子;其中,n为M的化合价。
本发明研究发现,式1化合物中的结构片段存在分子内协同,能够协同改善方铅矿和含锌脉石的分选选择性,从而实现高特异性地捕集方铅矿,有助于改善方铅矿精矿的品位和回收率。
本发明中,式1结构的化合物是离子型药剂,通过其离子结构、离子水化内作用,赋予所述离子良好的捕收性能和选择性;将其用作硫化铅锌矿物,可以表现出良好的浮选选择性和回收率,改善方铅矿和闪锌矿选择性分离。本发明研究发现,所述的式1结构片段的分子内协同是实现方铅矿和含锌脉石高选择性的关键。本发明研究还发现,对取代基结构以及M进一步控制,有助于进一步改善方铅矿和含锌脉石的分选选择性。
本发明中,所述的R1、R2可以是H,或者为C1~C3的直链或者支链烷烃基,或者取代烷烃基;所述的取代烷烃基的总碳数优选为1~6;优选为带有取代基的C1~C3的烷烃基。
作为优选,式1中,所述的R1、R2为H。
本发明中,R3可以是烷烃基,芳基,且烷烃基的碳链以及芳基的环上允许带有取代基。
R3中,当所述的取代基为烷烃基时,可以是碳数为1~15的直链或者支链的烷烃基。所述的带有取代基的烷烃基优选的碳数为C1~C20,进一步优选为在C1~C3的烷烃基链上带有取代基。所述的芳基为芳香基团,优选为苯基,五元的杂环芳基、六元杂环芳基以及稠环芳基。所述的五元杂环芳基、六元杂环芳基例如为含有1~3个杂原子的芳香取代基。所述的杂原子为O、N、S中的至少一种。所述的稠环芳基优选为五元杂环芳基、苯环、六元杂环芳基中的2~4个芳香环并合的芳香取代基。
作为优选,所述的R3为苯基、带有取代基的苯基或者带有取代基的C1~C3烷烃基;所述的取代基为卤素、C1~C3的烷烃基、C1~C3的烷氧基、C1~C3的烷氨基、苯基、苯氧基、苄基中的至少一种;
进一步优选,所述的R3为苯基、苄基,或者C1~C3的烷烃基、C1~C3的烷氧基、C1~C3的烷氨基中的至少一个取代基取代的苯基。
本发明中,式1中,所述的n为1、2或3,优选为1;
所述的Mn+为M1 +一价金属离子或具有式2结构式的铵离子(铵根离子以及有机胺根离子);
所述的Ra、Rb、Rc、Rd独自为H、C1~C6的烷烃基、苯基或苯氨基。
进一步优选,所述的M1为Na或K。
进一步优选,所述的Mn+为式2的铵离子;更进一步优选,所述的Ra、Rb、Rc、Rd中,1~3个取代基为H,剩余的取代基为C1~C2的烷烃基、苯基或苯氨基。优选的Mn+下,能够意外地进一步改善方铅矿和含锌脉石的分选效果,有助于进一步改善目标矿物的品位和回收率。
所述的式1捕收剂可由式3化合物、CS2在M碱下进行黄化反应得到。
本发明中,浮选药剂中,还包含助捕收剂;
优选地,所述的助捕收剂包括黄药类化合物,黑药类化合物,硫氮类化合物,酯类化合物和硫醇类化合物捕收剂中的至少一种。本发明中,采用包含助捕收剂的复配形态的捕收剂,能够在保证分选选择性的前提下,还能够有效降低药剂成本。
优选地,组合形态的捕收剂中,式1的摩尔百分比不低于5%;优选不低于20%;进一步优选为30~70%;更进一步优选为40~60%。在该优选的范围下,复合捕收剂具有更优的协同效果,更利于有效提升目标方铅矿和含锌脉石的分离选择性。
本发明中,浮选药剂中,还包含起泡剂。
所述的起泡剂可以是行业内公知的能够实现泡沫浮选的药剂。
优选地,所述的所述的起泡剂为2#油、松油醇、BK201、甲基异丁基甲醇或2-乙基己醇中的至少一种;
优选地,起泡剂和捕收剂的摩尔比为1~10:80~99;进一步优选为3~6:94~97。
在该优选的范围下,浮选体系中的起泡效果较好,泡沫层较多但不粘稠,更利于有效提升目标硫化铅锌矿物的回收率和精矿品位。
本发明中,所述的含锌脉石为闪锌矿和铁闪锌矿中的至少一种。
本发明中,所述的混合矿可以是硫化铅锌矿。
本发明中,浮选过程均可采用现有的设备和手段实现。例如,将待处理的混合矿粉碎、磨矿、调浆得矿浆,向矿浆中加入包含式1的浮选药剂,进行浮选。关于粉碎、磨矿、调浆以及泡沫浮选等均可采用现有的设备基于现有的理论实现。
本发明研究发现,控制浮选过程中的捕收剂的用量以及浮选过程中的pH,有助于进一步发挥捕收剂在改善方铅矿和含锌脉石中的选择性,有助于进一步改善矿物的品位和回收率。
作为优选,浮选过程的pH为2~12;优选为4~12;进一步优选为4~10;更进一步优选为6~10。本发明所述的药剂具有宽适应性,在较宽的范围内,均能获得良好的铅捕收能力,以及良好的铅和锌的捕收选择性。
作为优选,浮选过程中,矿浆中的浮选药剂的浓度不低于(大于或等于)0.8×10- 5mol/L;优选不低于1×10-5mol/L;进一步优选为1×10-5~5×10-5mol/L。
本发明还提供了一种用于方铅矿与含锌脉石的选择性分离浮选的复合捕收剂,包含所述的式1化合物和助捕收剂。
所述的复合捕收剂中,所述的助捕收剂包括黄药类化合物,黑药类化合物,硫氮类化合物,酯类化合物和硫醇类化合物捕收剂中的至少一种。
研究发现,R-肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物和助捕收剂具有良好的协同性,可以改善硫化铅锌矿物的浮选效果,例如,提升药剂对矿物的选择性,提升精矿品位。
优选地,复合捕收剂中,式1的摩尔百分比不低于5%;优选不低于20%;进一步优选为30~70%;更进一步优选为40~60%。
本发明还提供了一种用于方铅矿与含锌脉石的选择性分离浮选的浮选药剂,包含所述的捕收剂和起泡剂。
所述的浮选药剂中,所述的捕收剂为式1物料,或者包含式1物料和助捕收剂的复合捕收剂。
所述的浮选药剂中,捕收剂中,式1物料的摩尔百分含量为30%~70%;余量为助捕收剂。优选地,捕收剂中,式1物料的摩尔百分含量为40%~60%;余量为助捕收剂。
所述的浮选药剂中,捕收剂和起泡剂的摩尔比为1~10:80~99;进一步优选为3~6:94~97。
本发明中,所述的复合捕收剂以及浮选药剂的优选使用pH为2~12;优选为4~12;进一步优选为4~10;更进一步优选为6~10。本发明所述的捕收剂具有优异的pH容忍度,在各类pH下均能表现出良好的分选选择性。
本发明中,浮选药剂的用量优选不低于(大于或等于)0.8×10-5mol/L;优选不低于1×10-5mol/L;进一步优选为1×10-5~5×10-5mol/L。本发明技术方案,得益于所述的式1物料的使用,可以在降低的药剂用量下,即可获得优异的浮选效果。
有益效果
1、本发明发现,将式1的R-肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物可以基于结构的协同,能够意外地实现方铅矿和含锌脉石的高特异性分离,可表现出良好的浮选选择性和回收率。
2、本发明研究还发现,将R-肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物与助捕收剂复配,具有协同促进效果,不仅可协同促进对硫化铅锌矿的捕收能力,还能增加泡沫的稳定性,并且有效减少R-肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物捕收剂的用量,提高浮选精矿品位和回收率。
3、本发明技术方案,得益于所述的药剂的离子内以及离子间协同,能够有效改善方铅矿和闪锌矿的选择性分离,即使是在现有技术难于分离的高酸或高碱条件下,仍能够表现出优异的选择性。
附图说明
图1为实施例1浮选流程图;
图2为实施例1所述浮选药剂的回收率图;
图3为实施例2的浮选药剂的回收率表;
图4为实施例10的浮选流程图;
图5为式1-2化合物的核磁H谱图。
图6为式1-2化合物的核磁C谱图。
具体实施方式
以方铅矿,闪锌矿两种单矿物和方铅矿-闪锌矿混合矿物为例说明本发明与现有技术的对比效果。
R-肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物可以是购买或者基于现有的黄化反应制备得到,例如,其合成步骤如下例所示:
R取代肼(式A)和二硫化碳(式B)在碱(M)作催化剂、0℃条件下反应,得到目的产物(1)。
下案例,除特别声明外,所采用的矿物的成分均如表1所示:
表1矿物的原始品位和原产地
实施例1
为了验证本案例浮选捕收剂单独使用时在各组分中的分选效果,采用湖南的方铅矿和闪锌矿(原始品位如表1),并采用图1所示的流程,实验分为两组,以本案例浮选捕收剂化合物单独作为浮选药剂对方铅矿和闪锌矿进行浮选,各组案例浮选参数相同,区别仅在于,硫化矿单矿物种类不同,从而对比本案例浮选捕收剂的分选效果。
本发明浮选药剂:将苯肼基-二硫代氨基甲酸苯肼盐类化合物(式1-1)、松油醇按0.095mol:0.005mol的比例加入到1L的去离子水中(浓度为0.1mol/L),在65℃下磁力搅拌30min,使得药剂充分混匀,密封待使用。
具体操作为:将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入本案例所述浮选捕收剂,补充适量去离子水,浮选药剂用量见表2,搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率。
图2为实施例1,方铅矿和闪锌矿精矿在不同药剂用量下的回收率。(本案例浮选捕收剂为浮选药剂,矿浆pH为6.5)
表2实施例1的浮选结果
由图2可以看出,在所测试的药剂用量范围内,本案例所述浮选药剂对方铅矿的选择捕收能力较强,尤其是对闪锌矿几乎不捕收,能高效的从硫化铅锌矿中分离出方铅矿,可用于工业中方铅矿精矿的除杂。这意味着本案例所述的浮选捕收剂可以高效捕收硫化铅锌矿中的铅,从而实现方铅矿和闪锌矿的分离收集。
实施例2
将苯肼基-二硫代氨基甲酸苯肼盐类化合物(式1-1,同实施例1)、松油醇按0.095mol:0.005mol的比例加入到1L的去离子水中(浓度为0.1mol/L),在65℃下磁力搅拌30min,使得药剂充分混匀,密封待使用。
采用湖南的方铅矿和闪锌矿(原始品位如表1),并采用图1所示的流程,实验分为两组,以本案例浮选捕收剂化合物单独作为浮选药剂对方铅矿和闪锌矿进行浮选,各组案例浮选参数相同,区别仅在于,硫化矿单矿物种类不同,从而对比本案例浮选捕收剂的分选效果。
具体操作为:将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm),采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%。每组称取2g磨好的精矿倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入浮选药剂,浮选药剂用量为4×10-5mol/L,补充适量去离子水,搅拌3min,加入pH调整剂(质量分数1%的盐酸或氢氧化钠)将浮选体系调至特定pH后搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率。
试验设定的pH梯度为:2,4,6,8,10,12。方铅矿和闪锌矿在过酸或者过碱条件下均能很好的参与浮选,不会被盐酸或者氢氧化钠分解,因此实验设定的pH值梯度相对较宽。
图3为实施例2闪锌矿和方铅矿精矿在不同pH下的回收率。(本案例浮选药剂浓度为4×10-5mol/L,方铅矿浮选pH初始值为6,闪锌矿浮选pH初始值为7,pH调整剂为质量分数1%氢氧化钠溶液和1%盐酸溶液)。
由实施例2可以看出,本发明的浮选药剂对闪锌矿和方铅矿两种硫化矿的捕收性能在pH=6-8之间趋于稳定,在这个酸碱度区间内,本案例对有用矿物方铅矿的回收率高于95%,同时对闪锌矿的回收率低于6%。说明本案例浮选药剂在绿色中性的酸碱范围(pH在6-8之间)内能够高效、高选择性的捕收复杂硫化铅锌矿物。
表3实施例2的浮选结果
对比例1:
为了验证本发明式1化合物单独使用时在各组分中的分选效果,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮药剂(表4的捕收剂和松油醇:摩尔比为0.095:0.005),补充适量去离子水,浮选药剂用量为4.0×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为6.5;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率。不同捕收剂的捕收效果见表4所述
表4为方铅矿或闪锌矿捕收剂下的回收率。
从表4可以看出式1化合物中,编号1-1药剂对于方铅矿和闪锌矿的浮选分离表现出了良好的选择性。
实施例3
为了验证本发明式1-2化合物单独使用时在各组分中的分选效果,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮药剂(捕收剂和松油醇:摩尔比为0.095:0.005),补充适量去离子水,浮选药剂用量为1.2×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为10;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率,得方铅矿回收率95.09%,闪锌矿回收率7.02%。
实施例4
为了验证本发明式1-3化合物单独使用时在各组分中的分选效果,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮药剂(捕收剂和松油醇:摩尔比为0.095:0.005),补充适量去离子水,浮选药剂用量为1.5×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为8;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率,得方铅矿回收率95.71%,闪锌矿回收率3.54%。
实施例5
为了验证本发明式1-4化合物单独使用时在各组分中的分选效果,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮药剂(捕收剂和松油醇:摩尔比为0.095:0.005),补充适量去离子水,浮选药剂用量为2×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为8;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率,得方铅矿回收率94.64%,闪锌矿回收率2.53%。
实施例6
为了验证本发明式1-5化合物单独使用时在各组分中的分选效果,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮药剂(捕收剂和松油醇:摩尔比为0.095:0.005),补充适量去离子水,浮选药剂用量为3.2×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为10;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率,得方铅矿回收率96.91%,闪锌矿回收率3.32%。
实施例7
为了验证本发明式1-6化合物单独使用时在各组分中的分选效果,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮药剂(捕收剂和松油醇:摩尔比为0.095:0.005),补充适量去离子水,浮选药剂用量为1.8×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为8;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率,得方铅矿回收率93.12%,闪锌矿回收率5.12%。
实施例8
本例为了验证联合用药中式1-1化合物和黄药类化合物进行复配在浮选中对回收率的影响,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮选药剂(表5的捕收剂和松油醇:摩尔比0.095:0.005),补充适量去离子水,其中浮选药剂用量为4.0×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为6.5;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率。
表5为方铅矿和闪锌矿在式1-1化合物和黄药类化合物联合捕收剂下的回收率。
由表5可得,式1类化合物和黄药类化合物的联合使用,大大提升了硫化铅锌矿的分选效率,其中将式1-1和正丁基黄原酸钾混合加入效果较为明显。
实施例9
本例为了验证联合用药中式1-2化合物和黄药类化合物进行复配在浮选中对回收率的影响,将500g精矿矿石(方铅矿或闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm,采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%),每组称取磨好的方铅矿或闪锌矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入所述浮选药剂(表6的捕收剂和松油醇:摩尔比0.095:0.005),补充适量去离子水,其中浮选药剂用量为1.2×10-5mol/L,浮选过程矿浆的pH为10;搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,计算回收率。
表6为方铅矿和闪锌矿在式1-2化合物和黄药类化合物联合捕收剂下的回收率。
由表6可得,式1类化合物和黄药类化合物的联合使用,大大提升了硫化铅锌矿的分选效率,其中将式1-2和正丁基黄原酸钾混合加入效果较为明显。
实施例10
为了验证本案例浮选药剂在各组分铅锌混合矿物中的分选效果,我们采用湖南和方铅矿和闪锌矿精矿,按1:1比例混合均匀,得到人工混合矿物,采用图4所示流程,实验分为两组,以丁基黄原酸钾与本发明浮选药剂进行比较,各组案例浮选过程参数相同,区别仅在于,浮选药剂的种类不同,从而对比丁基黄原酸钾与系列本案例浮选药剂的浮选效果。
将捕收剂、松油醇按不同比例加入到1L的去离子水中(浓度为0.1mol/L),在65℃下磁力搅拌30min,使得药剂充分混匀,密封待使用。
本发明浮选捕收剂:
药剂1:式1-1+丁基黄原酸钾+松油醇=0.090mol:0.005mol:0.005mol;
比较药剂:
药剂2-丁基黄原酸钾复配药剂:丁基黄原酸钾、松油醇按0.095:0.005mol。
具体操作为:将500g精矿矿石(方铅矿和闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm),采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%。每组称取磨好并且按比例混合均匀后的精矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入丁基黄原酸钾与系列本案例所述的浮选药剂,浮选药剂用量分别为为4×10-5mol/L,补充适量去离子水,搅拌3min,加入pH调整剂(质量分数1%的盐酸或氢氧化钠)将浮选体系调至特定pH=8后搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,对精矿的品位进行检测并计算回收率。
系列本案例所述人工混合矿物具体混合比例如下:
本案例人工混合矿物:方铅矿1g,闪锌矿1g,在室温下机械搅拌10min,使得矿物充分混匀,密封待使用。
人工混合矿物的组成和比例见表1,不再赘述。
表7为实施例10,闪锌矿和方铅矿浮选回收率和品位。(本案例浮选药剂浓度分别为4×10-5mol/L,闪锌矿和方铅矿的pH初始值调整为8)
表7
由表7可以看出,当浮选药剂浓度为4×10-5mol/L,矿浆pH分别为8时,本案例药剂1对人工混合矿中的方铅矿石和闪锌矿石的捕能力明显均强于丁基黄原酸钾。同时,本案例浮选药剂对硫化铅锌矿的选择能力也明显均强于丁基黄原酸钾。由浮选结果得出,与传统的硫化物浮选药剂丁基黄原酸钾相比,本案例浮选药剂的分选效果得到了显著提高,有用矿物的回收率也得到了显著提高。可以看出,本案例浮选药剂比传统的硫化矿浮选药剂丁基黄原酸钾更有效,且分选效果更好。
实施例11
为了验证本案例浮选药剂在各组分铅锌混合矿物中的分选效果,我们采用湖南和方铅矿和闪锌矿精矿,按1:1比例混合均匀,得到人工混合矿物,采用图4所示流程,实验分为两组,以丁基黄原酸钾与本发明浮选药剂进行比较,各组案例浮选过程参数相同,区别仅在于,浮选药剂的种类不同,从而对比丁基黄原酸钾与系列本案例浮选药剂的浮选效果。
将捕收剂、松油醇按不同比例加入到1L的去离子水中(浓度为0.1mol/L),在65℃下磁力搅拌30min,使得药剂充分混匀,密封待使用。
本发明浮选捕收剂:
药剂1:式1-2+丁基黄原酸钾+松油醇=0.090mol:0.005mol:0.005mol;
比较药剂:
药剂2-丁基黄原酸钾复配药剂:丁基黄原酸钾、松油醇按0.095:0.005mol。
具体操作为:将500g精矿矿石(方铅矿和闪锌矿;粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0374-0.074mm),采用卧式球磨机干磨,磨矿浓度为35-40%。每组称取磨好并且按比例混合均匀后的精矿2g倒入40mL浮选槽,加入35mL去离子水后加入丁基黄原酸钾与系列本案例所述的浮选药剂,浮选药剂用量分别为为1.2×10-5mol/L,补充适量去离子水,搅拌3min,加入pH调整剂(质量分数1%的盐酸或氢氧化钠)将浮选体系调至特定pH=10后搅拌3min,开始刮泡,刮泡3min,精矿随泡沫被刮至精矿盆,尾矿残留在浮选槽中,精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重,对精矿的品位进行检测并计算回收率。
系列本案例所述人工混合矿物具体混合比例如下:
本案例人工混合矿物:方铅矿1g,闪锌矿1g,在室温下机械搅拌10min,使得矿物充分混匀,密封待使用。
人工混合矿物的组成和比例见表1,不再赘述。
表8实施例11的浮选结果([本发明浮选药剂/丁基黄原酸钾复配药剂]=1.2×10- 5mol/L;pH=10)
由表8可以看出,当浮选药剂浓度为1.2×10-5mol/L,矿浆pH分别为10时,本案例药剂1和药剂2对人工混合矿中的方铅矿石和闪锌矿石的捕能力明显均强于丁基黄原酸钾。同时,本案例浮选药剂对硫化铅锌矿的选择能力也明显均强于丁基黄原酸钾。由浮选结果得出,与传统的硫化物浮选药剂丁基黄原酸钾相比,本案例浮选药剂的分选效果得到了显著提高,有用矿物的回收率也得到了显著提高。可以看出,本案例浮选药剂比传统的硫化矿浮选药剂丁基黄原酸钾更有效,且分选效果更好。
Claims (10)
1.一种方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,其特征在于,将包含方铅矿与含锌脉石的混合矿在浮选药剂中进行浮选,分离得到方铅矿精矿和含锌脉石尾矿;
所述的浮选药剂中包含捕收剂和起泡剂;
其中,所述的捕收剂包含具有式1结构式的肼基-二硫代氨基甲酸盐类化合物;
所述的R1、R2独自为H、C1~C3的烷烃基或取代烷烃基;所述的取代烷烃基的总碳数为1~6,其中的取代基为卤素、C1~C3的烷氧基或C1~C3的烷氨基中的至少一种;
所述的R3为烷烃基、带有取代基的烷烃基,芳基或带有取代基的芳基;所述的烷烃基的碳数为1~15;所述的芳基为苯环、五元杂环芳基、六元杂环芳基或稠环芳基;所述的取代基为卤素、C1~C6的烷烃基、C1~C6的烷氧基、C1~C6的烷氨基、苯基、苯氧基、苄基中的至少一种;
所述的Mn+为阳离子;其中,n为M的化合价。
2.如权利要求1所述的方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,其特征在于,式1中,所述的R1、R2为H;
优选地,所述的R3为苯基、带有取代基的苯基或者带有取代基的C1~C3烷烃基;所述的取代基为卤素、C1~C3的烷烃基、C1~C3的烷氧基、C1~C3的烷氨基、苯基、苯氧基、苄基中的至少一种;
进一步优选,所述的R3为苯基、苄基,或者C1~C3的烷烃基、C1~C3的烷氧基、C1~C3的烷氨基中的至少一个取代基取代的苯基。
4.如权利要求1~3任一项所述的方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,其特征在于,浮选药剂中,还包含助捕收剂;
优选地,所述的助捕收剂包括黄药类化合物,黑药类化合物,硫氮类化合物,酯类化合物和硫醇类化合物捕收剂中的至少一种;
优选地,式1和助捕收剂的总捕收剂中,式1的摩尔百分比不低于5%;优选不低于20%;进一步优选为30~70%;更进一步优选为40~60%。
5.如权利要求1所述的方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,其特征在于,浮选药剂中,还包含起泡剂;
优选地,所述的起泡剂为2#油、松油醇、BK201、甲基异丁基甲醇或2-乙基己醇中的至少一种;
优选地,起泡剂和捕收剂的摩尔比为1~10:80~99;进一步优选为3~6:94~97。
6.如权利要求1所述的方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,其特征在于,所述的含锌脉石为闪锌矿和铁闪锌矿中的至少一种;
优选地,所述的混合矿为硫化铅锌矿。
7.如权利要求1所述的方铅矿与含锌脉石的选择性分离方法,其特征在于,浮选过程的pH为2~12;优选为4~12;进一步优选为4~10;更进一步优选为6~10。
8.如权利要求1所述的方铅矿与含锌脉石选择性浮选分离方法,其特征在于,浮选过程中,矿浆中的浮选药剂的浓度为不低于0.8×10-5mol/L;优选不低于1×10-5mol/L;进一步优选为1×10-5~5×10-5mol/L。
9.一种用于方铅矿与含锌脉石的选择性分离浮选的复合捕收剂,其特征在于,包含权利要求1~8任一项方法所述的式1化合物和助捕收剂;
所述的助捕收剂包括黄药类化合物,黑药类化合物,硫氮类化合物,酯类化合物和硫醇类化合物捕收剂中的至少一种;
优选地,复合捕收剂中,式1的摩尔百分比不低于5%;优选不低于20%;进一步优选为30~70%;更进一步优选为40~60%。
10.一种用于方铅矿与含锌脉石的选择性分离浮选的浮选药剂,其特征在于,包含起泡剂和权利要求1~8任一项方法所述的捕收剂;
优选地,所述的捕收剂为式1物料,或者包含式1物料和助捕收剂的复合捕收剂;
优选地,捕收剂中,式1物料的摩尔百分含量为30%~70%;余量为助捕收剂;
进一步优选地,捕收剂中,式1物料的摩尔百分含量为40%~60%;余量为助捕收剂;
优选地,所述的浮选药剂中,捕收剂和起泡剂的摩尔比为1~10:80~99;进一步优选为3~6:94~97。
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