锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法技术

一种锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法，利用硫化矿可浮性的差异，分步进行浮选脱除硫化矿，先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，然后将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选。采用本发明专利技术能够有效地脱除锡石中的硫化矿，降低选矿药剂成本，提高选矿经济效益。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及一种锡石多金属硫化矿分步脱硫浮选方法，特别是一种尾矿中含低品 位锡石和硫化矿的分步脱硫浮选方法。
技术介绍
在含有锡石多金属硫化矿的尾矿中，由于矿物粒度组成不均勻，有价矿物多以细 粒和微细粒存在，在选别过程中容易相互影响，如摇床选锡过程中会带走较粗粒级的硫化 矿，导致硫化矿损失在锡石精矿中，如果采用全浮硫化矿再回收锡石，由于部分硫化矿表面 发生氧化，则所需药剂种类多且药剂耗量大，这样细粒锡石不可避免地在硫化矿的浮选过 程中形成锡的夹杂，导致锡流失，另外，由于经过了磨矿处理，在生产中容易形成泥化现象， 从而影响选别效果。三
技术实现思路
本专利技术的目的在于提供一种，它能够有 效地脱除锡石中的硫化矿含量，提高锡回收率，降低选矿药剂成本，提高选矿经济效益。本专利技术采用以下技术方案达到上述目的一种锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮 选方法，包括如下步骤1. 1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药 和2#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量丁基黄药200 300g/t，2#油80 IOOg/ t,1. 2按摇床冲程为18 22次/分，摇床冲次为250 270次/分，将浮选尾矿通 过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，1. 3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂 戊基黄药进行强化浮选，浮选时将矿浆PH值为7 9，强化浮选药剂用量水玻璃300 600g/t，硫化钠 2000 3000g/t，2# 油 120 150g/t，戊基黄药 300 500g/t,使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度水玻璃10 20%水溶液硫化钠 5 10%水溶液戊基黄药 1 2%水溶液丁基黄药 1 2%水溶液2#油直接原液添加本专利技术的突出优点在于1、对可浮性较好的硫化矿进行浮选降低了锡石夹杂，避免了锡石的无为流失。2、在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂、活化剂和捕收剂进行对表面氧化 的硫化矿强化捕收，减少了药剂种类和数量，降低了浮选药剂成本。3、有效实现了含氧矿物与含硫矿物的分离，为得到高品位的锡石精矿提供了基础；同时也保证了硫化矿的回收。 四附图说明图1是本专利技术所述的原则流程图。 具体实施例方式以下通过具体实施例对本专利技术的技术方案作进一步说明。实施例1矿物原料所用原料为含低品位锡石和硫化矿的尾矿，其中含SnO.54%、PbO. 47%, Zn2. 10%,Sb0. 38%，所述尾矿中回收矿物主要为锡石、脆硫锑铅矿、铁闪锌矿等。将上述矿物原料按如下步骤分步脱硫浮选1. 1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药 和2#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量丁基黄药200g/t，2#油80g/t，丁基黄药 先配制成1衬％水溶液，2#油直接原液添加。浮选得含SnO. 20%, Pb2. 67%, Sb2. 33%, Znl6. 04%的硫化矿混合精矿，锡、铅、 锑、锌的回收率分别为 Sn9. 57%,Pb59. 25%,Sb60. 80%,Zn64. 70% ；1. 2按摇床冲程为18次/分，摇床冲次为250次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为 锡石硫化矿混合粗精矿，尾矿通过摇床后得Snl. 76%, PbO. 68%, SbO. 63%,Zn2. 35%的含锡混合粗精矿。1. 3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂 戊基黄药进行强化浮选，浮选时将矿浆PH值为7，强化浮选药剂用量为水玻璃300g/t，硫 化钠2000g/t，戊基黄药300g/t，2#油120g/t。使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分 浓度水玻璃 10%水溶液硫化钠5%水溶液戊基黄药水溶液2#油直接原液添加强化浮选锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn21. 41 %、Pb78. 2 %、Sb80. 72 %、 Ζη81· 47%，铅、锑、锌的总回收率分别为91. 11%,92. 44%,93. 78%。实施例2矿物原料所用原料为含低品位锡石和硫化矿的尾矿，其中含Sri0.60%、PbO. 50%, Zn2. 35%,SbO. 45%，所述尾矿中回收矿物主要为锡石、脆硫锑铅矿、铁闪锌矿等。将上述矿物原料按如下步骤分步脱硫浮选1. 1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药 和2#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量丁基黄药300g/t，2#油100g/t。丁基黄药先配制成2衬％水溶液，2#油直接原液添加.浮选得到含SnO. 20%,Pb2. 87%,Sb2. 56%,Znl6. 53%的硫化矿混合精矿，锡、铅、锑、锌的回收率分别为 Sn9. 67%,Pb61. 03%,Sb61. 52%,Zn65. 67% ； 1. 2按摇床冲程为22次/分，摇床冲次为270次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，尾矿通过摇床后得Snl. 80%, PbO. 74%, SbO. 71%,Zn2. 53%的含锡混合粗精矿。1. 3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂 戊基黄药进行强化浮选，浮选时矿浆PH值为9，强化浮选药剂用量水玻璃600g/t，硫化钠 3000g/t，戊基黄药50(^八，2#油150g/t。使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度水玻璃20%水溶液硫化钠10%水溶液戊基黄药 2%水溶液2#油直接原液添加强化浮选锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn22. 37 %、Pb79. 51 %、Sb81. 63 %、 Ζη82· 15%，铅、锑、锌的总回收分别为 92. 02%,92. 93%,93. 87%。实施例3矿物原料所用原料为含低品位锡石和硫化矿的尾矿，其中含SnO.57%、PbO. 48%, Zn2. 21%,SbO. 41%，所述尾矿中回收矿物主要为锡石、脆硫锑铅矿、铁闪锌矿等。将上述矿物原料按如下步骤分步脱硫浮选1. 1先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆pH值为7，然后加入丁基黄药 和2#油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量丁基黄药250g/t，2#油90g/t，丁基黄药 先配制成1衬％水溶液，2#油直接原液添加。浮选得含SnO. 20%, Pb2. 75%, Sb2. 51%, Znl6. 37%的硫化矿混合精矿，锡、铅、 锑、锌的回收率分别为 Sn9. 61%,Pb60. 17%,Sb61. 03%,Zn64. 92% ；1. 2按摇床冲程为20次/分，摇床冲次为260次/分，将浮选尾矿通过摇床富集为 锡石硫化矿混合粗精矿，尾矿通过摇床后得Snl. 77%, PbO. 70%, SbO. 67%,Zn2. 42%的含锡混合粗精矿。1. 3在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂 戊基黄药进行强化浮选，浮选时矿浆PH值为8，强化浮选药剂用量为水玻璃500g/t，硫化 钠2500g/t，戊基黄药40(^八，2#油130g/t。使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓 度水玻璃 15%水溶液硫化钠7%水溶液戊基黄药 2%水溶液2#油直接原液添加 强化浮选锡、铅、锑、锌的回收率分别为Sn22. 05 %、Pb78. 72 %本文档来自技高网...

【技术保护点】
锡石多金属硫化矿尾矿分步脱硫浮选方法，其特征在于，该方法包括如下步骤：１．１先对可浮性较好的硫化矿进行浮选，浮选时矿浆ｐＨ值为７，然后加入丁基黄药和２↑［＃］油对可浮性好的硫化矿进行回收，药剂用量：丁基黄药２００～３００ｇ／ｔ，２↑［＃］油８０～１００ｇ／ｔ，１．２按摇床冲程为１８～２２次／分，摇床冲次为２５０～２７０次／分，将浮选尾矿通过摇床富集为锡石硫化矿混合粗精矿，１．３在所述锡石硫化矿混合粗精矿中加入抑制剂水玻璃、活化剂硫化钠和捕收剂戊基黄药进行强化浮选，浮选时将矿浆ｐＨ值为７～９，强化浮选药剂用量：水玻璃３００～６００ｇ／ｔ，硫化钠２０００～３０００ｇ／ｔ，２↑［＃］油１２０～１５０ｇ／ｔ，戊基黄药３００～５００ｇ／ｔ，使用时，将所述药剂先配制成以下重量百分浓度：水玻璃１０～２０％水溶液硫化钠５～１０％水溶液戊基黄药１～２％水溶液丁基黄药１～２％水溶液２↑［＃］油直接原液添加。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：陈建华，魏宗武，周德炎，穆枭，陈晔，
申请(专利权)人：广西大学，
类型：发明
国别省市：45[中国|广西]