CN1546239A - 硫化铅锌矿原生电位浮选技术 - Google Patents

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刘如意
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Abstract

硫化铅锌矿原生电位浮选技术。本发明将硫化矿在磨矿给药条件下，在磨机中发生各种复杂的电化学反应形成的矿浆原生电位，作为硫化矿选择性浮选分离的矿浆电位判据，利用硫化矿磨矿—浮选矿浆中固有的电化学行为即氧化—还原反应引起的电位变化，通过调节和控制矿浆pH值、捕收剂、浮选时间等传统操作参数，从而达到调节和控制矿浆电位。利用本发明，提高矿物分离选择性；使硫化铅锌矿的工业浮选由传统的捕收剂泡沫浮选向电位调控浮选发展，解决贫、细、杂多金属硫化矿浮选分离问题；平均提高金属回收率5％以上；降低药剂消耗20～30％；提高系统处理能力30％以上。

Description

硫化铅锌矿原生电位浮选技术
技术领域
本发明属于矿物加工工程，特别是硫化矿浮选。
背景技术
长期以来，硫化矿的工业浮选过程控制参数主要是矿浆pH值和药剂浓度，遵循传统的半经验Barsky关系[OH-]/[X-]＝k，并没有考虑矿浆电位对浮选过程的影响。随着硫化矿浮选电化学理论的建立，电位在硫化矿浮选中的重要性得到充分认识。传统电位调控浮选采用氧化还原试剂调控矿浆电位，由于浮选是一个敞开体系，充气浮选时，不断带入空气中的氧，使电位难以稳定，药剂消耗大，而通过电极由外部设备调整矿浆电位，其最大困难在于，处于浮选体系的高度分散的矿粒导电性差，难以使矿粒均匀达到所要求的电极电位。
发明内容
为了克服以上缺陷，本发明提供一种电位调控浮选技术----硫化矿原生电位浮选(Originpotential Flotation，OPF)技术。
在磨矿体系中磨矿介质之间、矿物之间、磨矿介质与矿物及药剂之间存在电化学作用，并直接影响矿浆电位。本发明将硫化矿在磨矿给药条件下，在磨机中发生各种复杂的电化学反应形成的矿浆原生电位，作为硫化矿选择性浮选分离的矿浆电位判据，利用硫化矿磨矿—浮选矿浆中固有的电化学行为即氧化—还原反应引起的电位变化，通过调节和控制矿浆pH值、捕收剂、浮选时间等传统操作参数，从而达到调节和控制矿浆电位。
对铅锌复杂多金属硫化矿浮选体系，高pH、低Eop的矿浆化学环境有利于方铅矿的浮选.同时有利于闪锌矿和黄铁矿的自身氧化抑制，本发明所述的pH和Eop匹配关系是：pH12.5～12.8，Eop 0.13～0.20V。
为了保持矿浆原生电位的稳定，要求硫化矿磨矿—浮选体系中阳极氧化反应的氧化态和还原态物质的浓度(活度)相对稳定以及阴极还原反应中氧分压的相对稳定，本发明采用石灰调浆，保持矿浆中Ca2+(用石灰调浆)及OH-的浓度维持稳定，石灰用量大于10kg/t(原矿)，可达到上述pH和Eop间的匹配关系。
本发明采用的捕收剂为：乙硫氮或乙硫氮与丁黄药混合用药。
为了满足原生电位优先浮选方铅矿的Eop(0.13～0.20V)要求，总浮选时间控制在16-18min以内，粗选和精选时间(包括粗选前调浆)占7-8min，扫选时间控制在9-10min以内。
本发明利用硫化矿在浮选过程(包括磨矿、分级、浮选)电化学反应的不同，利用矿浆中多种固有的电化学反应建立的原生电位，不采用外加电场和氧化-还原药剂调控电位，实现硫化矿浮选的电位调控，达到了提高矿物分离选择性；本发明使硫化铅锌矿的工业浮选由传统的捕收剂泡沫浮选向电位调控浮选发展，即浮选过程控制参数由药剂浓度--pH值二维控制发展到矿浆原生电位--pH值--药剂浓度三维控制，解决贫、细、杂多金属硫化矿浮选分离问题；本发明不采用外加电极、不使用氧化—还原药剂调控电位。采用本发明，平均提高金属回收率5％以上；利用磨矿—浮选过程的电位适当改变加药地点，优化药剂制度，降低药剂消耗20～30％；该工艺有选择性地提高了矿石的浮选速率，降低了中矿循环，缩短了浮选流程，提高系统处理能力30％以上。
附图说明
图1：矿浆原生电位的形成；
图2：原生电位调控浮选的流程设计。
具体实施方式
实施例1
年处理原矿100万吨，矿石属高硫铅锌矿，硫化矿嵌布粒度细、关系密切，分选难度大。铅锌浮选流程为：优先选铅，铅快选泡沫产品经二次精选得铅精矿1，铅快选尾矿经二粗，一扫、粗选泡沫产品经再磨后五次精选得铅精矿2，铅精矿1与铅精矿2合并得总铅精矿；选铅尾矿经锌快选三次精选得锌精矿1，锌快选尾矿经二粗，二扫、四精得锌精矿2，锌精矿1与锌精矿2合并得总锌精矿。采用电位调控浮选，铅粗、扫选电位控制在160-175mV，pH12.5-12.8，采用混合捕收剂乙硫氮∶丁黄药(1∶1)，在球磨机中加入石灰8kg/t，捕收剂乙硫氮∶丁黄药(1∶1)130g/t，药剂总用量(铅系统+锌系统)如下：丁黄药：402g/t；乙硫氮：137g/t；硫酸铜：440g/t；石灰：11kg/t；2号油：70g/t。采用新工艺后，优化选矿工艺，提高选矿指标，降低选矿药剂成本和选矿药剂种类。据统计年减少药剂成本250万元；选矿指标的提高，年增效益120万元；电位的调控，使黄铁矿得到了有效抑制，提高了铅浮选速率，降低了中矿循环量，提高了系统处理能力约15～20％，有效降低了设备负荷，节约了电耗，减少电费开支180万元，年增效益550万元。
                 本发明与原工艺指标对比
          原矿品位(％)    精矿品位(％)      回收率(％)
          Pb      Zn      Pb       Zn       Pb       Zn
原工艺    4.25    9.43    58.02    53.03    82.40    92.27
新工艺    4.40    9.10    60.00    53.50    84.34    94.00
实施例2
日处理900吨原矿的中型铅锌矿，分两个系列生产。应用原生电位调控浮选工艺以前，药剂制度为：在矿浆自然pH值下，用硫酸锌(1.1Kg/t)和亚硫酸钠(0.7Kg/t)作锌硫的抑制剂，丁基铵黑药和苯胺黑药组合作捕收剂(60g/t)优先浮选铅；铅尾选锌用石灰作pH调整剂抑硫，硫酸铜作活化剂，310复合黄药作捕收剂；锌尾选硫用310复合黄药作捕收剂，RB3作起泡剂。铅锌浮选流程为：两个系列，优先选铅，铅快选泡沫产品经一次精选得铅精矿1，铅快选尾矿经一次粗选，三次扫选、三次精选得铅精矿2，铅精矿1与铅精矿2合并得总铅精矿；选铅尾矿经锌快选一次精选得锌精矿1，锌快选尾矿经一粗，三扫、三精得锌精矿2，锌精矿1与锌精矿2合并得总锌精矿。
采用本发明，两个系列合二为一，铅锌浮选流程为：优先选铅，铅快选泡沫产品经二次精选得铅精矿1，铅快选尾矿经一次粗选，三次扫选、三次精选得铅精矿2，铅精矿1与铅精矿2合并得总铅精矿；选铅尾矿经锌快选二次精选得锌精矿1，锌快选尾矿经一粗，三扫、三精得锌精矿2，锌精矿1与锌精矿2合并得总锌精矿。在球磨机中加入石灰9kg/t和乙硫氮30g/t，铅浮选电位控制在160-180mV，pH12.3-12.5，铅粗选前加乙硫氮10g/t，扫选加乙硫氮10g/t，选铅总浮选时间控制在16-18min，优化了铅系统，同时使锌系统得到优化，采用新工艺后，取得如下效果：
(1)选矿指标明显提高。
(2)
              本发明与原工艺指标对比
          原矿品位(％)    精矿品位(％)      回收率(％)
          Pb      Zn      Pb       Zn       Pb       Zn
原工艺    2.93    6.33    52.20    52.56    85.88    87.02
新工艺    3.14    6.41    56.82    53.30    88.74    91.33
(2)选矿流程大大简化。本发明中铅锌浮选速率明显加快，同样处理能力，原工艺分两个系列进行生产，本发明在一个系列即可完成，从而空出了一个系列的生产设备，处理每吨原矿的电耗下降8KWh。
(3)药剂制度简化。原工艺在优先浮选铅时采用ZnSO4+Na2SO3来抑制锌，本发明中取消了这两种锌的抑制剂，且铅精矿中锌含量比原工艺中要降低1％-1.5％，从而为提高锌的回收率创造了条件。
(4)经济效益明显。按年处理26万吨原矿计算，本发明比原工艺年增效益486.12万元。

Claims (1)

1.硫化铅锌矿原生电位浮选技术，将硫化矿在磨矿给药条件下，在磨机中发生各种复杂的电化学反应形成的矿浆原生电位，作为硫化矿选择性浮选分离的矿浆电位判据，利用硫化矿磨矿—浮选矿浆中固有的电化学行为即氧化—还原反应引起的电位变化，通过调节和控制矿浆pH值、捕收剂、浮选时间，调节和控制矿浆电位，其特征在于：  采用石灰调浆，保持矿浆中Ca2+及OH-的浓度维持稳定，石灰用量大于10k/t(原矿)，采用乙硫氮或乙硫氮与丁黄药混合用药为捕收剂，总浮选时间控制在16-18min以内，粗选和精选时间为7-8min，扫选时间控制在9-10min。
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