CN117861861A - 一种锌矿物抑制剂及铅锌混浮精矿的浮选分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及选矿技术领域,具体而言,涉及一种锌矿物抑制剂及铅锌混浮精矿的浮选分离方法。所述锌矿物抑制剂包括碳化对苯二甲酸、2,5‑二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸;所述浮选分离方法包括以下步骤:(1)磨矿制浆;(2)对所述矿浆进行铅锌混合浮选,得到铅锌混浮精矿和尾矿;(3)将所述铅锌混浮精矿的pH值调节至10‑11,向其中加入所述锌矿物抑制剂、第一捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到铅精矿和含锌尾矿。通过‑COOH、‑SH、酰胺基和‑OH的协同作用可以增加闪锌矿表面的亲水性,抑制其可浮性,同时又能降低捕收剂基团在闪锌矿表面的吸附,对锌矿物的抑制效果好,有利于铅的回收。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,具体而言,涉及一种锌矿物抑制剂及铅锌混浮精矿的浮选分离方法。
背景技术
方铅矿作为主要的含铅矿物,通常与闪锌矿、铁闪锌矿等含锌硫化矿共伴生存在,形成铅锌混合硫化矿床。铅锌的有效分离对于铅锌资源高效开发具有重要意义。当前,对于低品位共伴生铅锌资源,常常采用混浮流程,即通过加入大量的活化剂和硫化矿捕收剂同时回收铅锌,导致混浮之后铅锌难以有效分离。
中国专利申请CN110947518A公开了一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺,该工艺通过优先浮选方铅矿和部分可浮性好的硫铁矿,铅硫混浮尾矿进行铅锌混浮作业,最后进行铅锌分离。该方法虽然通过优先浮选出部分可浮性好的硫铁矿,减少了后续铅锌分离处理量,但是并未从根本上解决硫酸铜活化后的铅锌分离难题。
中国专利申请CN110773313A公开了一种高硫铅锌矿的环保高效分离工艺,通过一次磨矿、混合浮选、二次磨矿、铅锌混浮、铅锌分离作业,实现了高硫铅锌矿的回收。但是该工艺流程繁复,铅锌分离过程中除需加入硫抑制剂为石灰、氢氧化钠和LY-3,还需加入大量锌矿物活化剂。对于低品位铅锌矿,药剂消耗量大,不易工业化应用。
当前关于铅锌混浮分离工艺已有诸多报道,但是从浮选药剂角度出发的铅锌混浮后铅锌分离鲜有报道。因此,寻找一种新型锌矿物抑制剂以实现铅锌混浮后的高效分离,具有重要意义。
有鉴于此,特提出本发明。
发明内容
本发明的第一目的在于提供一种锌矿物抑制剂,通过-COOH、-SH、酰胺基和-OH的协同作用,作在铁闪锌矿表面选择性吸附,增加闪锌矿表面的亲水性,促进了对锌的抑制,同时通过竞争吸附降低捕收剂基团在闪锌矿表面的吸附,能实现铅锌的有效分离。
本发明的第二目的在于提供一种铅锌混浮精矿的浮选分离方法,采用如上所述的锌矿物抑制剂进行浮选分离。
为了实现本发明的上述目的,特采用以下技术方案:
一种锌矿物抑制剂,包括碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸;
其中,所述碳化对苯二甲酸由对苯二甲酸在氮气氛围中加热碳化得到。
优选地,所述碳化对苯二甲酸、所述2,5-二羟基对苯二甲酸和所述对巯基对苯二甲酸的质量比为1-2:1-2:1-4。
优选地,所述加热碳化的温度为400-450℃,所述加热碳化的时间为1-2h。
一种铅锌混浮精矿的浮选分离方法,采用前述实施方式中任一项所述的锌矿物抑制剂进行浮选分离。
优选地,所述浮选分离方法包括以下步骤:
(1)对原矿石进行磨矿,加水制得矿浆;
(2)对所述矿浆进行铅锌混合浮选,得到铅锌混浮精矿和尾矿;
(3)将所述铅锌混浮精矿的pH值调节至10-11,向其中加入所述锌矿物抑制剂、第一捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到铅精矿和含锌尾矿。
优选地,所述第一捕收剂包括二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药。
更优选地,所述二异丁基二硫代次膦酸钠和所述丁铵黑药的质量比是1-2:1-3。
优选地,步骤(3)中,所述粗选的工艺包括:向所述铅锌混浮精矿中加入所述锌矿物抑制剂500-2300g/t、所述第一捕收剂50-350g/t和所述起泡剂20-50g/t,经一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿。
优选地,步骤(3)中,所述精选包括:对所述粗选得到的粗选精矿依次进行精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ得到所述铅精矿,在所述精选Ⅰ中,所述锌矿物抑制剂的加入量为100-300g/t,在所述精选Ⅱ中,所述锌矿物抑制剂的加入量为30-150g/t。
优选地,所述扫选包括:对所述粗选得到的粗选尾矿依次进行扫选Ⅰ和扫选Ⅱ得到所述含锌尾矿,在所述扫选Ⅰ中,所述第一捕收剂的加入量为0-100g/t。
优选地,步骤(1)中,所述原矿石中的铅含量为0.48%-0.81%,锌含量为2.81%-6.17%。
优选地,步骤(1)中,所述原矿石经所述磨矿后-0.074mm占70%-82%,所述矿浆的浓度为30%-40%。
优选地,步骤(2)中,所述铅锌混合浮选的工艺包括:加酸将所述矿浆的pH值调节至6-7,加入活化剂、第二捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到所述铅锌混浮精矿和尾矿。
优选地,所述活化剂包括硫酸铜。
优选地,所述第二捕收剂包括丁基黄药。
优选地,步骤(2)中,所述粗选的工艺包括:向所述矿浆中加入所述活化剂100-200g/t、所述第二捕收剂100-300g/t和所述起泡剂20-50g/t,经一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿。
优选地,步骤(2)中,所述精选包括:对所述粗选得到的粗选精矿依次进行精选一和精选二,得到所述铅锌混浮精矿。
优选地,步骤(2)中,所述扫选包括:对所述粗选得到的粗选尾矿依次进行扫选一和扫选二得到所述尾矿,在所述扫选一中,所述第二捕收剂的加入量为0-100g/t。
优选地,步骤(2)中的起泡剂和步骤(3)中的起泡剂分别独立地选自松醇油、甲基异丁基甲醇中的至少一种。
与现有技术相比,本发明的有益效果为:
(1)本发明提供的锌矿物抑制剂由碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸组成,能实现硫酸铜活化后铅锌矿物的有效分离,碳化对苯二甲酸由对苯二甲酸在氮气中碳化热解得到,会形成聚合性烯烃和烷烃等有机物,同时有酰胺基生成,此时2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸的出现,促进了2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸的相互作用,生成聚合酰胺,药剂中的-COOH、-SH、酰胺基和-OH协同作用,能与闪锌矿在高碱性条件下生成的氧化物反应,在闪锌矿表面形成亲水性化合物,抑制其可浮性;同时,在闪锌矿表面形成亲水性化合物的过程与捕收剂在闪锌矿表面存在竞争吸附现象,降低了捕收剂基团在闪锌矿表面的吸附,从而提高铅锌分离效果。
(2)本发明铅锌分离采用的捕收剂包括二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药,二硫代次膦酸基与丁胺黑药中的磷酸基与铅表面的解离面吸附位不同增加了铅的回收率,两者相互作用,提高了二硫代次膦酸基和磷酸基与铅解离面断裂键的选择性吸附,并且由于铅矿的复杂性,易氧化,尤其是在碱性条件下,铅和锌表面发生明显氧化,二硫代次膦酸基易于与铅表面的氧化膜,形成P-S--O,暴露的P=S键增加了铅的可浮性,而在铁闪锌矿表面的吸附作用较弱,从而实现了对铅的回收。
(3)采用本发明方法对铅锌混浮精矿进行浮选分离,最终铅精矿中的铅回收率高,锌含量低,铅锌分离效果好。
具体实施方式
下面将结合具体实施方式对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述,但是本领域技术人员将会理解,下列所描述的实施例是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例,仅用于说明本发明,而不应视为限制本发明的范围。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。实施例中未注明具体条件者,按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者,均为可以通过市售购买获得的常规产品。
本发明的第一方面提供了一种锌矿物抑制剂,包括碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸;
其中,所述碳化对苯二甲酸由对苯二甲酸在氮气氛围中加热碳化得到。
本发明提供的锌矿物抑制剂能实现硫酸铜活化后铅锌矿物的有效分离,对苯二甲酸碳化热解过程会生产聚合性烯烃、烷烃和酰胺等有机物,能促进2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸相互作用,抑制剂中-COOH、-SH、酰胺基和-OH协同作用,能与闪锌矿在高碱性条件下生成的氧化物如Zn(OH)3、Cu(OH)2、Cu(OH)+等物质反应,在闪锌矿表面形成亲水性化合物,增加闪锌矿的亲水性,抑制其可浮性;此外,在闪锌矿表面形成亲水性化合物的过程与捕收剂在闪锌矿表面存在竞争吸附现象,降低了捕收剂基团在闪锌矿表面的吸附,从而提高铅锌分离效果。
在本发明的一些具体实施方式中,所述碳化对苯二甲酸、所述2,5-二羟基对苯二甲酸和所述对巯基对苯二甲酸的质量比为1-2:1-2:1-4,例如1:1:1、1:1:2、1:1:3、1:1:4、1:2:1、1:2:2、1:2:3、1:2:4、2:1:1、2:1:2、2:1:3、2:1:4、2:2:1、2:2:3中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,所述加热碳化的温度为400-450℃,例如400℃、410℃、420℃、430℃、440℃、450℃中的任一点值或任两个点值组成的范围值,所述加热碳化的时间为1-2h,例如1h、1.5h、2h中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,所述加热碳化在密闭容器中进行。
本发明的第二方面提供了一种铅锌混浮精矿的浮选分离方法,采用前述实施方式中任一项所述的锌矿物抑制剂进行浮选分离。
本发明方法采用碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸组成的组合抑制剂进行铅锌分离,对锌的抑制效果好,解决了铅锌分离的技术难题。
在本发明的一些具体实施方式中,所述浮选分离方法包括以下步骤:
(1)磨矿调浆:对原矿石进行磨矿,加水制得矿浆;
(2)混合浮选:对所述矿浆进行铅锌混合浮选,得到铅锌混浮精矿和尾矿;
(3)铅锌分离:将所述铅锌混浮精矿的pH值调节至10-11,向其中加入所述锌矿物抑制剂、第一捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到铅精矿和含锌尾矿。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(3)中,调节pH的药剂包括碱,作为示例,所述碱可以为生石灰和/或氢氧化钠。
在本发明的一些具体实施方式中,所述第一捕收剂包括二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药。
二硫代次膦酸基与丁胺黑药中的磷酸基与铅表面的解离面吸附位不同增加了铅的回收率,两者相互作用,能提高二硫代次膦酸基和磷酸基与铅解离面断裂键的选择性吸附,并且由于铅矿的复杂性,易氧化,尤其是在碱性条件下,铅和锌表面发生明显氧化,而二硫代次膦酸基易于与铅表面的氧化膜,形成P-S--O,暴露的P=S键增加了铅的可浮性,从而有利于对铅的回收。
由于铅矿表面的配位数强于锌矿表面的配位数,根据浮选配位化学,捕收剂在铅表面存在π-π键作用,而由于铁闪锌矿的不规则作用,减弱了磷酸基在铁闪锌矿表面的π-π作用,也就是反馈π键作用,主要存在δ作用,此时不存在吸附键或者吸附作用较弱,所以本发明所用捕收剂能选择性吸附铅,有利于铅锌分离。
在本发明的一些具体实施方式中,所述二异丁基二硫代次膦酸钠和所述丁铵黑药的质量比是1-2:1-3,例如1:3、1:2、1:1、2:3、2:1中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(3)中,所述粗选的工艺包括:向所述铅锌混浮精矿中加入所述锌矿物抑制剂500-2300g/t、所述第一捕收剂50-350g/t和所述起泡剂20-50g/t,经一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿。
如在不同的实施方式中,步骤(3)中,粗选时,所述锌矿物抑制剂的加入量可以为500g/t、600g/t、800g/t、1000g/t、1500g/t、2000g/t、2300g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值;所述第一捕收剂的加入量可以为50g/t、60g/t、80g/t、100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t、350g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值;所述起泡剂的用量可以为20g/t、30g/t、40g/t、50g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(3)中,所述精选包括:对所述粗选得到的粗选精矿依次进行精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ,精选Ⅲ得到的精矿即为所述铅精矿,在所述精选Ⅰ中,所述锌矿物抑制剂的加入量为100-300g/t,例如100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值;在所述精选Ⅱ中,所述锌矿物抑制剂的加入量为30-150g/t,例如30g/t、50g/t、80g/t、100g/t、120g/t、150g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,所述扫选包括:对所述粗选得到的粗选尾矿依次进行扫选Ⅰ和扫选Ⅱ,扫选Ⅱ得到的尾矿即为最终的含锌尾矿,在所述扫选Ⅰ中,所述第一捕收剂的加入量为0-100g/t,例如0g/t、10g/t、20g/t、30g/t、40g/t、50g/t、60g/t、80g/t、100g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(3)中,精选Ⅲ和扫选Ⅱ不加药剂。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(1)中,所述原矿石中的铅含量为0.48%-0.81%,锌含量为2.81%-6.17%。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(1)中,所述原矿石经所述磨矿后-0.074mm(粒径小于0.074mm)占70%-82%,例如70%、72%、74.56%、78.85%、80.15%、82%中的任一点值或任两个点值组成的范围值;所述矿浆的浓度为30%-40%,例如30.55%、32%、34.58%、36%、38.45%、40%中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,所述铅锌混合浮选的工艺包括:加酸将所述矿浆的pH值调节至6-7,加入活化剂、第二捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到所述铅锌混浮精矿和尾矿。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,调节pH用的酸包括盐酸和/或硫酸。
在本发明的一些具体实施方式中,所述活化剂包括硫酸铜。
在本发明的一些具体实施方式中,所述第二捕收剂包括丁基黄药。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,所述粗选的工艺包括:向所述矿浆中加入所述活化剂100-200g/t、所述第二捕收剂100-300g/t和所述起泡剂20-50g/t,经一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿。
如在不同的实施方式中,步骤(2)中,粗选时,所述活化剂的加入量可以为100g/t、120g/t、150g/t、180g/t、200g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值;所述第二捕收剂的加入量可以为100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值;所述起泡剂的用量可以为20g/t、30g/t、40g/t、50g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,所述精选包括:对所述粗选得到的粗选精矿依次进行精选一和精选二,得到所述铅锌混浮精矿。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,精选一和精选二均不加入药剂。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,所述扫选包括:对所述粗选得到的粗选尾矿依次进行扫选一和扫选二得到所述尾矿,在所述扫选一中,所述第二捕收剂的加入量为0-100g/t,例如0g/t、20g/t、40g/t、60g/t、80g/t、100g/t中的任一点值或任两个点值组成的范围值。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中,扫选二不加药剂。
在本发明的一些具体实施方式中,步骤(2)中的起泡剂和步骤(3)中的起泡剂分别独立地选自松醇油、甲基异丁基甲醇中的至少一种。
在本发明中,药剂的加入量是相对于原矿干矿的用量。
下面结合具体实施例,对本发明的一些实施方式作详细说明。实施例中所采用的原料物质,如无特殊说明均可通过市售购买得到。
实施例1
本实施例中矿物原料为广西壮族自治区某地铅锌多金属矿。主要金属矿物组成为方铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿,脉石矿物主要为石英、白云母等。矿石中主要有价元素铅和锌平均品位分别为0.48%和2.81%。主要包括以下步骤:
(1)药剂配制:
碳化对苯二甲酸的制备:将对苯二甲酸置于密闭容器中,通入氮气,在420℃下加热1.5h,得到碳化对苯二甲酸。
配制锌矿物抑制剂溶液:由碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸按质量比 1:1:1在室温下配制成质量浓度为2%的水溶液;在铅锌分离作业时,锌矿物抑制剂以溶液的形式添加,其加入量指的是抑制剂溶质的加入量。
第一捕收剂:二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药的质量比为1:1。
(2)磨矿调浆:原矿石磨矿至-0.074mm占74.56%,加水调节矿浆浓度至30.55%。
(3)铅锌混合浮选:用盐酸调节矿浆pH至6,加入硫酸铜200g/t、丁基黄药300g/t和起泡剂松醇油50g/t,进行一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿,对粗选精矿进行两次精选作业得到铅锌混浮精矿,精选一和精选二均不加药剂;对粗选尾矿进行两次扫选作业得到浮选尾矿,扫选一加入丁基黄药100g/t,扫选二不加药剂。
(4)铅锌分离作业:使用生石灰调节矿浆pH至11,加入锌矿物抑制剂600g/t、第一捕收剂50g/t和起泡剂松醇油30g/t,进行一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿,对粗选精矿进行三次精选作业得到铅精矿,其中精选Ⅰ中锌矿物抑制剂的加入量为150g/t,精选Ⅱ中锌矿物抑制剂的加入量为30g/t,精选Ⅲ不加药剂;对粗选尾矿进行两次扫选作业得到含锌尾矿,其中扫选Ⅰ中加入第一捕收剂80g/t,扫选二不加药剂。
实施例2
本实施例中矿物原料为贵州某地铅锌多金属矿。主要金属矿物组成为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿和铁闪锌矿,脉石矿物主要为石英、方解石等。矿石中主要有价元素铅和锌平均品位分别为0.53%和4.62%。主要包括以下步骤:
(1)药剂配制:
碳化对苯二甲酸的制备方法同实施例1。
配制锌矿物抑制剂溶液:由碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸、对巯基对苯二甲酸按质量比 2:1:4在室温下配制成质量浓度为2%的水溶液;在铅锌分离作业时,锌矿物抑制剂以溶液的形式添加,其加入量指的是抑制剂溶质的加入量。
第一捕收剂:二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药的质量比为1:1。
(2)磨矿调浆:原矿石磨矿至-0.074mm占78.85%,加水调节矿浆浓度至34.58%。
(3)铅锌混合浮选:用盐酸调节矿浆pH至7,加入硫酸铜150g/t、丁基黄药150g/t和起泡剂甲基异丁基甲醇30g/t,进行一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿,对粗选精矿进行两次精选作业得到铅锌混浮精矿,精选一和精选二均不加药剂;对粗选尾矿进行两次扫选作业得到浮选尾矿,扫选一和扫选二均不加药剂。
(4)铅锌分离作业:使用生石灰调节矿浆pH至11,加入锌矿物抑制剂800g/t、第一捕收剂60g/t和起泡剂甲基异丁基甲醇40g/t,进行一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿,对粗选精矿进行三次精选作业得到铅精矿,其中精选Ⅰ中锌矿物抑制剂的加入量为100g/t,精选Ⅱ中锌矿物抑制剂的加入量为50g/t,精选Ⅲ不加药剂;对粗选尾矿进行两次扫选作业得到含锌尾矿,其中扫选Ⅰ中加入第一捕收剂100g/t,扫选二不加药剂。
实施例3
本实施例中矿物原料为广西壮族自治区某地铅锌多金属矿。主要金属矿物组成为方铅矿、闪锌矿、铁闪锌矿,脉石矿物主要为石英等。矿石中主要有价元素锌和硫平均品位分别为0.55%和6.17%。主要包括以下步骤:
(1)药剂配制:
碳化对苯二甲酸的制备方法同实施例1。
配制锌矿物抑制剂溶液:由碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸、对巯基对苯二甲酸按质量比 1:2:3在室温下配制成质量浓度为2%的水溶液;在铅锌分离作业时,锌矿物抑制剂以溶液的形式添加,其加入量指的是抑制剂溶质的加入量。
第一捕收剂:二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药的质量比为1:1。
(2)磨矿调浆:原矿石磨矿至-0.074mm占80.15%,加水调节矿浆浓度至38.45%。
(3)铅锌混合浮选:用盐酸调节矿浆pH至6,加入硫酸铜180g/t、丁基黄药100g/t和起泡剂松醇油50g/t,进行一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿,对粗选精矿进行两次精选作业得到铅锌混浮精矿,精选一和精选二均不加药剂;对粗选尾矿进行两次扫选作业得到浮选尾矿,扫选一和扫选二均不加药剂。
(4)铅锌分离作业:使用生石灰调节矿浆pH至11,加入锌矿物抑制剂1000g/t、第一捕收剂80g/t和起泡剂松醇油30g/t,进行一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿,对粗选精矿进行三次精选作业得到铅精矿,其中精选Ⅰ中锌矿物抑制剂的加入量为200g/t,精选Ⅱ中锌矿物抑制剂的加入量为80g/t,精选Ⅲ不加药剂;对粗选尾矿进行两次扫选作业得到含锌尾矿,其中扫选Ⅰ中加入第一捕收剂50g/t,扫选二不加药剂。
实施例4
实施例4与实施例1类似,区别仅为:二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药的质量比为1:3,其余条件同实施例1。
实施例5
实施例5与实施例1类似,区别仅为:二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药的质量比为2:1,其余条件同实施例1。
对比例1
对比例1与实施例3类似,区别为:采用的是硫酸锌和亚硫酸钠作为铅锌分离浮选抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠的质量比为1:1,其余条件同实施例3。
对比例2
对比例2与实施例1类似,区别为:将锌矿物抑制剂中的2,5-二羟基对苯二甲酸替换成等量的对巯基对苯二甲酸,即锌矿物抑制剂由碳化对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸按质量比1:2组成,其余条件同实施例1。
对比例3
对比例3与实施例1类似,区别为:将锌矿物抑制剂中的对巯基对苯二甲酸替换成等量的2,5-二羟基对苯二甲酸,即锌矿物抑制剂由碳化对苯二甲酸和2,5-二羟基对苯二甲酸按质量比1:2组成,其余条件同实施例1。
对比例4
对比例4与实施例1类似,区别为:锌矿物抑制剂中未添加碳化对苯二甲酸,即锌矿物抑制剂由对巯基对苯二甲酸和2,5-二羟基对苯二甲酸按质量比1:1组成,其余条件同实施例1。
各实施例和各对比例得到的铅精矿中的铅含量、锌含量和铅回收率结果见表1。
表1
示例 | 铅含量(%) | 铅回收率(%) | 锌含量(%) |
实施例1 | 20.32 | 88.05 | 3.01 |
实施例2 | 21.32 | 89.30 | 2.35 |
实施例3 | 20.98 | 88.49 | 2.56 |
实施例4 | 20.12 | 87.86 | 3.21 |
实施例5 | 20.11 | 87.73 | 3.11 |
对比例1 | 18.58 | 59.96 | 6.75 |
对比例2 | 19.34 | 66.27 | 5.87 |
对比例3 | 17.34 | 65.02 | 6.98 |
对比例4 | 17.69 | 64.26 | 6.02 |
尽管已用具体实施例来说明和描述了本发明,然而应意识到,以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案,而非对其限制;本领域的普通技术人员应当理解:在不背离本发明的精神和范围的情况下,可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换;而这些修改或者替换,并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围;因此,这意味着在所附权利要求中包括属于本发明范围内的所有这些替换和修改。
Claims (10)
1.一种锌矿物抑制剂,其特征在于,包括碳化对苯二甲酸、2,5-二羟基对苯二甲酸和对巯基对苯二甲酸;
其中,所述碳化对苯二甲酸由对苯二甲酸在氮气氛围中加热碳化得到。
2.根据权利要求1所述的锌矿物抑制剂,其特征在于,包含以下特征(1)至(2)中的至少一种:
(1)所述碳化对苯二甲酸、所述2,5-二羟基对苯二甲酸和所述对巯基对苯二甲酸的质量比为1-2:1-2:1-4;
(2)所述加热碳化的温度为400-450℃,所述加热碳化的时间为1-2h。
3.一种铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,采用权利要求1或2所述的锌矿物抑制剂进行浮选分离。
4.根据权利要求3所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)对原矿石进行磨矿,加水制得矿浆;
(2)对所述矿浆进行铅锌混合浮选,得到铅锌混浮精矿和尾矿;
(3)将所述铅锌混浮精矿的pH值调节至10-11,向其中加入所述锌矿物抑制剂、第一捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到铅精矿和含锌尾矿。
5.根据权利要求4所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,所述第一捕收剂包括二异丁基二硫代次膦酸钠和丁铵黑药。
6.根据权利要求5所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,所述二异丁基二硫代次膦酸钠和所述丁铵黑药的质量比是1-2:1-3。
7.根据权利要求4-6任一项所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,在步骤(3)中,包含以下特征(1)至(3)中的至少一种:
(1)所述粗选的工艺包括:向所述铅锌混浮精矿中加入所述锌矿物抑制剂500-2300g/t、所述第一捕收剂50-350g/t和所述起泡剂20-50g/t,经一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿;
(2)所述精选包括:对所述粗选得到的粗选精矿依次进行精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ得到所述铅精矿,在所述精选Ⅰ中,所述锌矿物抑制剂的加入量为100-300g/t,在所述精选Ⅱ中,所述锌矿物抑制剂的加入量为30-150g/t;
(3)所述扫选包括:对所述粗选得到的粗选尾矿依次进行扫选Ⅰ和扫选Ⅱ得到所述含锌尾矿,在所述扫选Ⅰ中,所述第一捕收剂的加入量为0-100g/t。
8.根据权利要求4所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,在步骤(1)中,包含以下特征(1)至(2)中的至少一种:
(1)所述原矿石中的铅含量为0.48%-0.81%,锌含量为2.81%-6.17%;
(2)所述原矿石经所述磨矿后-0.074mm占70%-82%,所述矿浆的浓度为30%-40%。
9.根据权利要求4所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,步骤(2)中,所述铅锌混合浮选的工艺包括:加酸将所述矿浆的pH值调节至6-7,加入活化剂、第二捕收剂和起泡剂,经粗选、精选和扫选得到所述铅锌混浮精矿和尾矿。
10.根据权利要求9所述的铅锌混浮精矿的浮选分离方法,其特征在于,在步骤(2)中,包含以下特征(1)至(5)中的至少一种:
(1)所述活化剂包括硫酸铜;
(2)所述第二捕收剂包括丁基黄药;
(3)所述粗选的工艺包括:向所述矿浆中加入所述活化剂100-200g/t、所述第二捕收剂100-300g/t和所述起泡剂20-50g/t,经一次粗选得到粗选精矿和粗选尾矿;
(4)所述精选包括:对所述粗选得到的粗选精矿依次进行精选一和精选二,得到所述铅锌混浮精矿;
(5)所述扫选包括:对所述粗选得到的粗选尾矿依次进行扫选一和扫选二得到所述尾矿,在所述扫选一中,所述第二捕收剂的加入量为0-100g/t。
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