一种用于铅精矿浮选工艺中的组合抑制剂 |
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| 申请号 | CN201710566505.8 | 申请日 | 2017-07-12 | 公开(公告)号 | CN107377232A | 公开(公告)日 | 2017-11-24 |
| 申请人 | 湖南有色金属研究院; | 发明人 | 骆任; 魏党生; 叶从新; 韦华祖; 蒋素芳; 朱永筠; 欧阳华; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种用于铅精矿浮选工艺中的组合 抑制剂 ，按 质量 份，所述组合抑制剂中包括： 硫酸 锌2-4份；二聚氰酸钠2-4份；双巯基乙酸钠0.5-1.5份；硫脲0.5-1.5份。本发明的组合抑制剂对Zn的抑制效果好，用于抑锌浮铅的浮选工艺，可以大幅降低铅精矿中的锌含量。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种用于铅精矿浮选工艺中的组合抑制剂，其特征在于，按质量份，所述组合抑制剂中包括： |
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| 说明书全文 | 一种用于铅精矿浮选工艺中的组合抑制剂技术领域[0001] 本发明涉及一种用于铅精矿浮选工艺中的组合抑制剂，属于铅锌矿选矿技术领域。 背景技术[0003] 目前针对含Zn较高的铅精矿主要是采用大量的低Zn铅精矿与其互配后再进行冶炼，该法虽可降低火法冶炼原料铅精矿中的Zn含量，但是Zn资源还是被损失在了铅的冶炼过程中。同时由于低Zn铅精矿的原料来源少、采购价格较高、采购周期较长、资金占用周期长等因素，在实际操作过程中难以有效将高Zn铅精矿中的Zn含量配矿至理想品位后再进行冶炼。 [0004] 因此，在实际生产中若能将高Zn铅精矿中的锌含量进一步降低，即可省去与低Zn铅精矿配合，而可以直接进行冶炼。将铅精矿中的锌含量降低后，此种铅精矿直接作为原料，在售价上也具有较大的优势。由于Zn在铅精矿中属于杂质元素，铅精矿中含Zn超过5％之后会对铅精矿的计价系数进行打折，目前，一般含Zn在5-10％区间的计价系数为0.98。当低Zn含量铅精矿的原料大幅减少，可以预见，高锌的铅精矿的计价系数会进一步折扣。 [0005] 若通过选矿的方法将铅精矿中的Zn降低至较低的水平不但能提高Zn资源的综合回收率，而且可以确保铅精矿火法冶炼过程中Pb的回收率和粗Pb的品质；因此这种选矿技术具有较高的实用价值。针对已经经过浮选得到铅精矿，由于物料上均具有捕收剂，可浮性相当，所以在工业上，再通过一种操作简单、成本较低的选矿方法使Zn与Pb有效分离变得十分困难。 发明内容[0006] 本发明解决的技术问题是，由于某些铅精矿中的锌含量较高，Zn>5％，甚至>6％，不能直接利用此类原料炼铅；而与低Zn铅精矿混配后炼铅，Zn资源在冶炼过程中依然没有被利用。因铅精矿已是浮选所得，继续浮选分离难度较大。 [0007] 本发明的技术方案是，提供一种用于铅精矿浮选工艺中的组合抑制剂，按质量份，所述组合抑制剂中包括： [0008] 硫酸锌2-4份；二聚氰酸钠2-4份；双巯基乙酸钠0.5-1.5份；硫脲0.5-1.5份。 [0009] 优选地，按质量份，所述组合抑制剂中包括：硫酸锌2.5-3.5份；二聚氰酸钠2.5-3.5份；双巯基乙酸钠0.8-1.2份；硫脲0.8-1.2份。 [0010] 优选地，所述组合抑制剂中各组分的质量比为： [0011] 硫酸锌：二聚氰酸钠：双巯基乙酸钠：硫脲：水＝(2.8-3.2)：(2.8-3.2)：(0.8-1.2)：(0.8-1.2)：(91-93)。 [0012] 优选地，所述组合抑制剂中各组分的质量比为： [0013] 硫酸锌：二聚氰酸钠：双巯基乙酸钠：硫脲：水＝3：3：1：1：92。 [0014] 优选地，所述铅精矿浮选工艺中，按每吨浮选给矿量计，组合抑制剂的用量为90-140g。 [0015] 上述组合抑制剂特别适合铅精矿浮选工艺中，用于抑锌浮铅的浮选工艺。 [0016] 本发明还提供一种降低铅精矿中锌含量的选矿工艺，以铅含量为35％以上、锌含量为5％以上的铅精矿作为给矿；该选矿工艺包括以下步骤： [0017] (1)对给矿进行摇床重选，得到重选铅精矿和重选尾矿； [0019] (3)水力旋流器的溢流矿浆进入抑锌浮铅浮选，得到浮选铅精矿和浮选尾矿；上述组合抑制剂适合用于此步骤中的抑锌浮铅浮选； [0020] (4)将重选精矿与浮选铅精矿混合得到综合铅精矿。 [0021] 优选地，作为给矿的铅精矿是在铅浮选工艺中使用黄药类捕收剂获得的铅精矿。 [0022] 优选地，所述黄药类捕收剂为乙黄药。 [0023] 优选地，以铅含量为40％以上、锌含量为6％以上的铅精矿作为给矿。 [0024] 优选地，以铅含量为40-55％、锌含量为6-15％的铅精矿作为给矿。 [0025] 优选地，给矿中的铅精矿中，锌含量为8-12％。 [0026] 优选地，步骤(4)的综合铅精矿中的锌含量为1％以下。 [0027] 优选地，步骤(2)的底流矿浆重新进入摇床重选。 [0028] 本发明的组合抑制剂，若用于上述浮选工艺中，若以摇床重选的给矿中铅精矿的重量计算，每吨铅精矿添加的组合抑制剂为9001400g/t。 [0029] 下面对本发明作进一步说明： [0030] 本发明采用摇床-水力旋流器重选和重选尾矿浮选的联合工艺进行深度降Zn，最终获得含Zn<1％的高品质铅精矿。 [0031] 针对含铅矿石原料，大多采用浮选工艺获得铅精矿，而浮选工艺中大多使用黄药类的捕收剂，尤其是乙黄药捕收剂。在乙黄药捕收剂体系条件下获得的含的浮选铅精矿中的主要有益矿物为方铅矿，杂质矿物主要为闪锌矿和黄铁矿。经过分析，三种矿物的比重从大到小依次为方铅矿>黄铁矿>闪锌矿，因此采用摇床重选与水力旋流器重选对三者进行分离具有理论依据。 [0032] 浮选铅精矿中通常含有伴生的有价金属Ag，经验表明Ag主要是以类质同象的形式赋存于方铅矿和黄铁矿中，因为Ag在铅精矿中具有很高的计价系数，为了确保铅精矿的经济价值，本发明主要是强化对含Zn矿物(闪锌矿)的抑制。 [0033] 摇床重选选矿是利用床面机械的摇动和横向水流冲洗的共同作用使矿粒按密度分离的一种选矿方法；床面上床条或刻槽是纵向的，与水流方向近于垂直，水流横向流过时在沟槽内形成涡流，涡流和床面摇动的共同作用使矿砂层松散并按密度分层。在铅精矿中，颗粒相对较粗的含铅矿物属于重矿物，转向下层；含锌矿物和细粒的含铅矿物属于轻矿物，转向上层。上层矿物沿着水流方向进入尾矿，下层矿物则沿着刻槽方面进入精矿，实现获得一个高品质重选铅精矿的目的。 [0034] 通过旋流器分选可以分离出旋流器溢流矿浆和旋流器底流矿浆。 [0035] 旋流器溢流矿浆即为比重较小的矿物产品，该产品中主要是闪锌矿和部分细粒级的方铅矿，由于细粒级方铅矿表面残余的乙黄药难以脱除且其比重优势不明显，极易在浮选过程中上浮至泡沫产品中，因此对该部分产品采用抑Zn浮铅工艺进行浮选降Zn。 [0036] 旋流器的底流矿浆主要是比重相对较大、颗粒相对较粗的含铅矿物矿物，将该部分矿浆返回至摇床重选作业进行再选，形成闭路循环，以确保目的矿物的回收率以及减少浮选作业的处理量。 [0037] 抑锌浮铅浮选是指该浮选通过抑制锌的上浮、捕获上浮的铅而使锌铅分离，在浮选工艺中，由于前两步重选工艺可以改变或除去物料表面的部分药剂，使得物料的可浮性发生改变，又由于前两步重选工艺可以分离出较多的含铅物料，使得溢流矿浆的矿物成分与铅精矿相比发生了较大，具有了再次浮选分离的可能性。 [0038] 组合抑制剂用于抑制Zn矿物，其中的二聚氰酸钠、双巯基乙酸钠、硫脲均具有较强的还原性，硫酸锌的加入可以强化其对含Zn矿物表面的靶向选择，将四种药剂与水互配后的螯合物对含Zn矿物具有很好的选择性强还原作用，使得含Zn矿物表面的黄药类捕收剂失效而被强烈抑制。按摇床重选的给矿中加入的铅精矿的质量计算，每吨铅精矿添加组合抑制剂约为900-1400g，其中，组合抑制剂中的各组分的质量比为：硫酸锌：二聚氰酸钠：双巯基乙酸钠：硫脲：水＝(2.8-3.2)：(2.8-3.2)：(0.8-1.2)：(0.8-1.2)：(91-93)。具体来说，按质量比，组合抑制剂的配方可以为硫酸锌：二聚氰酸钠：双巯基乙酸钠：硫脲：水＝3:3:1:1:92。 [0039] 本发明的有益效果是，本发明提供的铅精矿深度降Zn的选矿方法是一种环保、高效的选矿方法，其可以直接处理乙黄药捕收剂体系下获得的含Zn>6％的浮选铅精矿产品。采用本工艺方法获得的综合铅精矿中含Zn可以从>6％(如8-12％)降低至3％以下，甚至< 1％，工艺的尾矿可作为锌中矿直接返回至锌浮选的主干流程进行循环，获得的铅精矿品位和品质均有所提高、含Zn矿物返回至后续的锌浮选系统能得到有效回收。该工艺流程简单、高效、无有价金属损失风险、属于行业首创。本发明的组合抑制剂对Zn的抑制效果好，用于抑锌浮铅的浮选工艺，可以大幅降低铅精矿中的锌含量。 附图说明 [0040] 图1表示本发明选矿工艺流程图。 具体实施方式[0041] 下面结合实施例对本发明作进一步说明。 [0042] 实施例 [0043] 本实施例所处理铅精矿的原矿为内蒙古扎兰屯某铅锌银多金属矿，在乙黄药捕收剂体系下浮选捕获的铅精矿，该精矿中含Zn为9.61％，含Pb为45.91％。主要成分如下表：(本申请中，除有特别说明外，各百分数均为质量百分数) [0044] 表1浮选铅精矿主要化学元素分析结果 [0045]元素 Pb Zn Ag S Fe 含量/％ 45.91 9.61 3215g/t 20.52 15.25 [0046] 针对上述铅精矿，本实施例使用的工艺流程如图1所示，具体的步骤如下： [0047] (1)对给矿进行摇床重选，摇床重选中的给矿的矿浆浓度(干矿重量与水的比例)为20-30％；摇床重选后获得的重选尾矿矿浆浓度为5-9％；得到重选铅精矿和重选尾矿； [0048] (2)对重选尾矿进行水力旋流器重选扫选，经水力旋流器分为溢流矿浆和底流矿浆；水力旋流器给矿浓度即为重选尾矿的浓度，旋流器的给矿压力为2-3MPa，获得的旋流器底流浓度为20-30％，获得的旋流器溢流浓度为2-4％； [0049] (3)水力旋流器的溢流矿浆进入抑锌浮铅浮选，得到浮选铅精矿和浮选尾矿；底流矿浆重新回到摇床，与给矿一起进行重选；抑锌浮铅浮选的工艺流程为一次粗选和三次精选，粗选给料即为旋流器的溢流，由于该溢流的浓度较低，因此需要先将其浓缩至25-40％，浓缩作业的溢流水返回至摇床作业进行循环使用；这个过程主要是利用含锌铅精矿中自带的残余药剂进行的，因为在黄药体系中获得的铅精矿中残余有大量的起泡剂、捕收剂，因此除了W-1抑制剂之外无需添加其他药剂。 [0050] 上述抑锌浮铅浮选包括一次粗选和三次精选，其具体的过程为： [0051] 粗选：将浓缩后的矿浆引入浮选给矿搅拌桶并添加组合抑制剂W-1，其用量为100-500g/t(以给矿的铅精矿计)，矿浆与药剂在搅拌桶充分搅拌后引入浮选槽充气进行一段粗选，粗选槽底产品即为浮选尾矿，粗选泡沫经泡沫槽流入精选1的浮选槽； [0052] 精选1：在粗选段的泡沫槽中添加组合抑制剂50-200克/吨W-1抑制剂，精选1的槽底产品返回至粗选泡沫槽，精选1的泡沫产品经泡沫槽流入精选2的浮选槽； [0053] 精选2：在精选1的泡沫槽中添加组合抑制剂30-200克/吨W-1抑制剂，精选2的槽底产品返回至精选1泡沫槽，精选2的泡沫产品经泡沫槽流入精选3的浮选槽； [0054] 精选3：在精选2的泡沫槽中添加组合抑制剂10-100克/吨W-1抑制剂，精选3的槽底产品返回至精选2的浮选槽形成闭路循环。精选3的泡沫产品即为浮选铅精矿； [0055] (4)将重选精矿与浮选铅精矿混合得到综合铅精矿。 [0056] 抑制剂实际使用时，需要将抑制剂配置成水溶液再加入到矿浆中，所以本发明将上述组合抑制剂配置成浓度相同(8wt％)的几种溶液分别进行试验，添加量均保持为1000g/t(以摇床重选给矿的铅精矿计，其中粗选添加量为500g/t、精选1添加量为200g/t、精选2添加量为200g/t、精选3添加量为100g/t)。针对上述选矿工艺步骤(3)的组合抑制剂(W-1)，申请人还尝试了多种其他的组合抑制剂：硫酸锌+二聚氰酸钠+水(W-2)；硫酸锌+双巯基乙酸钠+水(W-3)；硫酸锌+硫脲+水(W-4)。抑制剂的组成及含量如下表2。 [0057] 表2组合抑制剂的组成及质量份 [0058] [0059] 表2中，“-”表示没有相应的组分。 [0060] 经过试验，上述各工艺段前后的选矿指标如下： [0061] 表3选矿试验结果 [0062] [0063] 由上述试验可以看出，对于锌含量高达10％左右的铅精矿，经过上述选矿工艺流程之后，Zn含量均可降低至3.2％以下，而对于W-1抑制剂，锌含量可以降低至0.6％左右，说明W-1抑制剂特别适合应用于上述抑锌浮铅的浮选工艺中。 |
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