一种硫化-氧化混合铅锌矿浮选方法。本发明专利技术铅浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>11。锌浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和二次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>12。相对传统的硫化铅锌矿和氧化铅锌矿的浮选技术,本发明专利技术提高了整个铅锌矿的回收率与精矿质量;提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗。对氧化率为30%以上的铅锌矿,Pb、Zn回收率提高10%以上。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及到一种硫化-氧化混合铅锌矿浮选方法。
技术介绍
我国的铅锌矿资源丰富,但大部分属于硫化-氧化混合铅锌矿类型,具有铅锌氧化率高和组成复杂的特点,采用常规的浮选方法生产铅精矿和锌精矿存在铅锌回收率低、选矿药剂消耗大、经济效益差等问题。传统的铅锌矿浮选技术只考虑了硫化铅锌矿的浮选,而对于氧化铅锌矿只考虑采用活化剂进行活化,然后采用普通的硫化矿捕收剂进行浮选。浮选过程控制参数只有药剂种类浓度和矿浆pH值,忽略了硫化-氧化铅锌矿物混合后一系列特点,如硫化铅锌矿在整个浮选过程中会发生一系列的氧化还原反应,使得同一矿石中不同的铅锌硫化矿有不同的浮选速率,在不同的浮选流程位置可以获得不同品级的铅精矿和锌精矿;而氧化铅锌矿在浮选过程中会发生溶解,影响铅锌的浮选和分离,需要采用高效的氧化矿捕收剂与硫化矿捕收剂混合使用,才能提高整个铅锌矿的回收率与精矿质量。
技术实现思路
为了提高硫化-氧化混合铅锌矿浮选分离的效率,特提出本专利技术。本专利技术硫化-氧化混合铅锌矿浮选分离方法,包括对铅锌的浮选分离,具体的工艺参数如下采用湿式球磨机进行硫化-氧化混合铅锌矿的选择性磨矿,磨矿产品的粒度为-0.074mm占75~90%左右,磨矿产品不经过脱泥,直接进入浮选,浮选浓度为25~35%,铅浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>11。锌浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和二次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>12。所述铅浮选混合捕收剂为乙硫氮和苯异羟肟酸。乙硫氮分子式为(C2H5)2NCSSNa,它对方铅矿捕收能力强,对黄铁矿和氧化铅锌矿石捕收能力较弱;苯异羟肟酸分子式为(C6H11)CO(NH2OH),苯异羟肟酸熔点约为65~70℃,易水解为NH2OH和羧酸,苯异羟肟酸能与Pb2+离子生成螯合物具有捕收性能,对氧化铅矿捕收能力强,苯异羟肟酸与Zn2+离子不发生反应,所以对氧化锌矿不起作用。在磨矿过程中加入乙硫氮30-80g/t原矿,同时加入pH调整剂使矿浆pH保持11-12,利用这种条件,使乙硫氮与硫化-氧化混合铅锌矿中的硫化铅矿发生作用,而不与硫化锌矿、硫化铁矿发生反应;在浮选过程中加入苯异羟肟酸20-50g/t原矿,起泡剂为松醇油(用量30-40g/t)进行回收,保持浮选矿浆的碱度环境(pH>11.0),改变硫化-氧化混合铅锌矿中的铅矿物表面与锌矿物表面亲水/疏水性质,使得锌矿物、硫化铁矿表面亲水,而不与浮选捕收剂发生作用;铅矿物表面疏水,可以浮选分离出铅精矿。铅矿物浮选后,加入石灰3000-6000g/t、硫酸铜200-400g/t和丁黄药60-120g/t浮选分离锌矿物。相对传统的硫化铅锌矿和氧化铅锌矿的浮选技术,本专利技术采用高效的氧化矿捕收剂与硫化矿捕收剂配合使用,取消了氧化铅锌矿的活化剂,提高了整个铅锌矿的回收率与精矿质量。利用混合矿石中铅锌硫化矿浮选速率不同的特点,采用快速浮选的方法获得快铅精矿和快锌精矿,与精选流程合并得到最终精矿,提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗。对氧化率为30%以上的铅锌矿,采用本专利技术可获得Pb品位为50-55%,回收率75-80%;锌精矿品位Zn为45-50%;回收率80-85%,与常规方法相比,Pb、Zn回收率提高10%以上。附图说明图1本专利技术工艺流程示意图。具体实施例方式实施例1使用原矿含Pb4.11%、Zn4.65%的云南某铅锌矿,铅锌矿物氧化率为34%,工艺制度为磨矿产品的粒度为-0.074mm占86%左右,磨矿体系的酸碱度控制在pH大于11.5,浮选体系的酸碱度控制在pH大于11,;以乙硫氮(用量40g/t)和苯异羟肟酸(用量20g/t)为捕收剂,进行浮选可得到铅精矿,其品位Pb为55%,回收率80%;锌精矿品位Zn为48%(铁闪锌矿精矿);回收率85%。权利要求1.一种硫化-氧化混合铅锌矿浮选方法,其特征在于包括对铅锌的浮选分离,具体的工艺参数如下采用湿式球磨机进行硫化-氧化混合铅锌矿的选择性磨矿,磨矿产品的粒度为-0.074mm占75~90%,磨矿产品不经过脱泥,直接进入浮选,浮选浓度为25~35%,铅浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>11;锌浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和二次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>12;在磨矿过程中加入乙硫氮30-80g/t原矿,同时加入pH调整剂使矿浆pH保持11-12,在浮选过程中加入苯异羟肟酸20-50g/t原矿,起泡剂松醇油用量30-40g/t,保持浮选矿浆的碱度环境pH>11.0,铅矿物浮选后,加入石灰3000-6000g/t、硫酸铜200-400g/t和丁黄药60-120g/t浮选分离锌矿物。全文摘要。本专利技术铅浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>11。锌浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和二次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>12。相对传统的硫化铅锌矿和氧化铅锌矿的浮选技术,本专利技术提高了整个铅锌矿的回收率与精矿质量;提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗。对氧化率为30%以上的铅锌矿,Pb、Zn回收率提高10%以上。文档编号B03D1/00GK1704170SQ20041002327公开日2005年12月7日 申请日期2004年6月3日 优先权日2004年6月3日专利技术者黎东明, 黎家足, 黎维中 申请人:黎东明 本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种硫化-氧化混合铅锌矿浮选方法,其特征在于:包括对铅锌的浮选分离,具体的工艺参数如下: 采用湿式球磨机进行硫化-氧化混合铅锌矿的选择性磨矿,磨矿产品的粒度为-0.074mm占75~90%,磨矿产品不经过脱泥,直接进入浮选,浮选浓度为25~35%,铅浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>11;锌浮选采用一次快选、一次粗选、一次扫选和二次精选的流程,整个浮选过程的矿浆酸碱度保持pH>12; 在磨矿过程中加入乙硫氮30-80g/t原矿,同时加入pH调整剂使矿浆pH保持11-12,在浮选过程中加入苯异羟肟酸20-50g/t原矿,起泡剂松醇油用量30-40g/t,保持浮选矿浆的碱度环境pH>11.0,铅矿物浮选后,加入石灰3000-6000g/t、硫酸铜200-400g/t和丁黄药60-120g/t浮选分离锌矿物。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员:黎东明,黎家足,黎维中,
申请(专利权)人:黎东明,
类型:发明
国别省市:53[中国|云南]
还没有人留言评论。发表了对其他浏览者有用的留言会获得科技券。