含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法技术

本发明专利技术公开了一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法，主要包括控制浮选电化学条件的铅矿物分支浮选，控制浮选电化学条件的锌硫浮选分离。本发明专利技术的优点在于：采用两次分支浮选实现铅－锌硫分离，对于矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物在较高矿浆电位、低ｐＨ条件下使用新型复合捕收剂进行铅矿物快速浮选；较低矿浆电位、高ｐＨ条件下进行细粒难浮的铅矿物常规浮选。浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆ｐＨ至１２以上，以硫酸铜活化铁闪锌矿，采用与硫化铅矿物浮选同一类型的捕收剂回收铁闪锌矿，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循环使用。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及矿物浮选领域，尤其涉及一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复 杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法。
技术介绍
我国大部分的铅锌矿是多金属硫化矿， 一般分为两种类型， 一种是以方 铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的矿石，如广东凡口铅锌矿、青海锡 铁山铅锌矿；另一种是以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的矿 石，其铅氧化率较高，矿石所含的方铅矿，由于嵌布粒度、氧化等原因，具 有不同的浮选性质， 一部分容易浮选，粗粒易浮的方铅矿中金属银含量很高， 如云南南部所属矿区铅锌矿，称为含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化 矿。目前，硫化铅锌矿浮选工艺主要有两种 (1 )铅锌等可浮浮选技术 原矿磨矿后，中矿再磨，在不调节矿浆pH的条件下，将方铅矿和一部 分可浮性相似的闪锌矿用黄药浮选得铅锌混合精矿，然后浮选分离得铅精矿 和锌精矿；等可浮后的尾矿以硫酸铜活化，用黄药混合浮选得锌硫混合精矿， 然后，浮选分离得锌精矿和硫精矿。该工艺的优点是兼顾考虑了铅、锌的回 收，对于以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿效果好。但此种方法对于以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的铅锌 矿存在致命的缺点(1)铅-锌-硫之间的分选效率低，精矿中铅锌互含量高； (2)釆用氰化物，污染环境。 (2)高碱度优先浮选技术 对硫化铅锌矿石先进行磨矿，加入足够量的石灰，将矿浆调节至强碱度 环境(pH—般大于12)，对新解离的黄铁矿进行强力抑制，并用黄药优先浮选回收铅；浮选尾矿以硫酸铜进行活化，用丁基黄药回收硫化锌。这种方法 对于以方铅矿、闪锌矿和黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿效果好，其优点是铅精矿、锌精矿品位高，闪锌矿回收率较好。但对于以方铅矿、铁闪锌矿和磁黄铁矿为主要目的矿物的铅锌矿却存在 致命的缺点，(1)强碱度环境(pH大于12)铅和银回收率低；(2)铁闪锌矿 回收率低。
技术实现思路
为了克服目前现有的硫化铅锌矿浮选工艺中，对含铁闪锌矿、磁黄铁矿 型复杂硫化铅锌矿浮选所存在的致命缺点，解决含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复 杂硫化铅锌矿浮选分离的难题，特提出本专利技术。本专利技术的详细技术方案包括以下步骤(1) 磨矿加入pH调整剂使pH值保持在9~10,加入矿浆电位调整剂， 调节矿浆电位为相对于氢标准电位280 320mV，磨矿后不经过脱泥，直接进 入浮选；(2) 铅矿物分支浮选，至少包括铅矿物快速浮选和铅矿物常规浮选-① 铅矿物第一次快速浮选加入二乙基二硫代氨基磷酸钠 20 50g/t原矿与乙硫氮 10~25g/t原矿混 合物作为复合捕收剂，加入起泡剂20 30g/t原矿，进行铅矿物快速浮选；② 对铅矿物第一次浮选以后的尾矿进行第二次浮选调节pH至11~12， 调节矿浆电位为相对于氢标准电位180~240mV，加入捕收剂二乙基二硫代 氨基磷酸钠10~20g/t原矿，乙硫氮20 30g/t原矿，加入起泡剂20g/t原矿， 常规浮选；(3) 锌硫浮选调节浮铅后的尾矿矿浆pH至12~12.5，加入硫酸铜 300 400g/t原矿为活化剂；调节矿浆电位至180 220mV(相对于氢标准电位)， 按质量比1: 1加入二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮共30~50g/t原矿作为捕 收剂，加入起泡剂20 30g/t原矿，常规浮选。上述pH调整剂可以选用石灰。在步骤(1)和步骤(2)中，矿浆电位的调节可以通过加入连二亚硫酸钙(CaS204)与硫酸锌实现，连二亚硫酸钙与硫酸锌按质量比1: 1混合加入； 在步骤(3)中，矿浆电位的调节可以通过加入连二亚硫酸钙与硫化钠实现， 连二亚硫酸钙与硫化钠按质量比l: l混合加入。上述磨矿过程可以采用湿式球磨机进行，磨矿溢流产品的粒度为 -0.074mm占60~75%左右。上述起泡剂可选用丁基醚醇。本专利技术中，将铅矿物浮选分为第一次粗选和第二次常规浮选，利用电化 学浮选技术原理，分别选择不同的矿浆pH、矿浆电位条件，实现了铅锌硫化 矿的分离或富集。铅矿物第一次浮选采用低pH值(pH值为9 10)和较高电 位280 320mV (相对于氢标准电位)，利用这种矿叛电位和pH条件，使二乙 基二硫代氨基磷酸钠、乙硫氮与方铅矿发生作用，而不与铁闪锌矿、磁黄铁 矿及脉石矿物发生反应，且铅矿物(方铅矿)表面疏水，因此，可以对矿石 中粗粒易浮的方铅矿和银矿物进行浮选分离，形成铅粗精矿，铅品位为 30~40%、铅回收率达60%以上，银回收率大于50%。铅矿物第二次浮选则采 用较高pH值(pH为11~12)和较低矿浆电位180~240mV (相对于氢标准电 位)，利用这种矿浆电位和pH条件，可以对细粒难浮的铅矿物进行浮选分离。与现有技术相比，本专利技术具有以下优点-(1) 本专利技术在不同分支浮选步骤中，通过采用不同的控制矿物浮选的电 化学条件，并利用新的捕收剂二乙基二硫代氨基磷酸钠和调整剂，将不同可 浮性的铅矿物依照不同速度浮出，保证了铅(银)精矿的品位和较高的回收 率。(2) 本专利技术中，硫化铅矿物浮选和硫化锌矿物浮选均采用同一类型的捕 收剂，使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致，有利于浮选废水的循 环使用，且对环境无污染。(3) 本专利技术采用分支浮选方法，使浮选设备减少20%左右，更有利于节约成本。附图说明图1:本专利技术的工艺流程图。 具体实施例方式实施例1云南某含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿，该矿石主要金属矿 物为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿。主要脉石矿物为石英、方解石等。矿石中铅的氧化率为11.87%,锌的氧化率为4.87%，原矿多元素分析结果见表l。表1原矿多元素分析<table>table see original document page 7</column></row><table>采用如图l所示工艺流程，具体工艺参数如下① 磨矿过程石灰用量1000g/t原矿，磨矿溢流产品的粒度为-0.074mm 占60%;磨矿溢流产品经过搅拌桶加入硫酸锌与连二亚硫酸钙按1: 1混合物，用量为800g/t原矿，矿浆电位保持在320mV (相对于氢标准电位)，矿浆pH 为9.0。② 铅第一次浮选浮选浓度为30%， 二乙基二硫代氨基磷酸钠用量20g/t原矿，乙硫氮用量10g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量20g/t原矿；③ 铅第二次浮选石灰用量2000g/t原矿，调节pH至ll.O，加入硫酸锌 与连二亚硫酸钙按1: 1混合物，用量为1000g/t原矿，矿浆电位保持在180mV(相对于氢标准电位)。捕收剂为二乙基二硫代氨基磷酸钠，用量为20g/t原 矿，乙硫氮用量为20g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用量为20g/t原矿。④ 锌浮选石灰2000g/t，调节矿浆pH至12.,以硫酸铜为活化剂，用量 为300g/t原矿；加入连二亚硫酸钙与硫化钠按1: 1混合物，用量800g/t原矿， 将矿浆电位调节至220mV (相对于氢标准电位)，二乙基二硫代氨基磷酸钠与 乙硫氮按l: 1的混合物作为捕收剂，用量为30g/t原矿，起泡剂丁基醚醇用 量20g/t原矿。技术指标铅精矿品位为56.23%,铅回收率88.15%，铅精矿中银回收率 61.23%，铅精矿中含锌3.55%;锌精矿品位47.22%，锌回收率91.10%本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿浮选方法，其特征在于主要包括以下步骤：（１）磨矿加入ｐＨ调整剂使ｐＨ值保持在９～１０，调节矿浆电位为相对于氢标准电位２８０～３２０ｍＶ，磨矿后不经过脱泥，直接进入浮选；（２）铅矿 物分支浮选，至少包括铅矿物快速浮选和铅矿物常规浮选：①铅矿物第一次快速浮选加入二乙基二硫代氨基磷酸钠［（Ｃ↓［２］Ｈ↓［５］ＮＨ）↓［２］ＰＳＳＨ］２０～５０ｇ／ｔ原矿与乙硫氮［（Ｃ↓［２］Ｈ↓［５］）↓［２］ＮＣＳＳＫ］１０～ ２５ｇ／ｔ原矿混合物作为复合捕收剂，加入起泡剂２０～３０ｇ／ｔ原矿，进行铅矿物快速浮选；②对铅矿物第一次浮选以后的尾矿进行第二次浮选调节ｐＨ至１１～１２，调节矿浆电位为相对于氢标准电位１８０～２４０ｍＶ，加入捕收剂二乙基二硫代氨 基磷酸钠１０～２０ｇ／ｔ原矿，乙硫氮２０～３０ｇ／ｔ原矿，加入起泡剂２０ｇ／ｔ原矿，常规浮选；（３）锌硫浮选调节浮铅后的尾矿矿浆ｐＨ至１２～１２．５，加入硫酸铜３００～４００ｇ／ｔ原矿为活化剂；调节矿浆电位至１８０～２２０ｍＶ（ 相对于氢标准电位），按质量比１∶１加入二乙基二硫代氨基磷酸钠与乙硫氮共３０～５０ｇ／ｔ原矿作为捕收剂，加入起泡剂２０～３０ｇ／ｔ原矿，常规浮选。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：覃文庆，何名飞，刘三军，王军，张雁生，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：43[中国|湖南]