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]
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