从矿石中分离铅精矿的方法 |
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| 申请号 | CN201710640656.3 | 申请日 | 2017-07-31 | 公开(公告)号 | CN107442290A | 公开(公告)日 | 2017-12-08 |
| 申请人 | 中国恩菲工程技术有限公司; | 发明人 | 于传兵; 刘志国; 郭素红; 王传龙; 李明川; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种从 矿石 中分离铅精矿的方法，所述矿石包括方铅矿、黄 铁 矿和铁闪锌矿，所述方法包括：(1)将所述矿石进行湿磨处理，以便得到矿浆；(2)将所述矿浆与 抑制剂 、捕收剂和起泡剂混合进行浮选处理，以便得到方铅矿粗精矿和 尾矿 ；(3)将所述方铅矿粗精矿进行精选处理，以便得到铅精矿。该方法可使铅精矿的品位提高68％以上，同时成本低廉，对环境友好，经济效益显著。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从矿石中分离铅精矿的方法，所述矿石包括方铅矿、黄铁矿和铁闪锌矿，其特征在于，所述方法包括： |
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| 说明书全文 | 从矿石中分离铅精矿的方法技术领域[0001] 本发明属于铅精矿提纯领域，具体而言，本发明涉及从矿石中分离铅精矿的方法。 背景技术[0002] 硫化铅多金属矿中往往还有较高的黄铁矿和铁闪锌矿，该类矿石的浮选流程一般是铅浮选-锌浮选流程或铅锌混合浮选-铅锌分离流程，但因方铅矿、黄铁矿和铁闪锌矿的自然可浮性相近，方铅矿的捕收剂通常对黄铁矿、铁闪锌矿具有较强的捕收作用，所以一般会采用石灰抑制黄铁矿，硫酸锌和亚硫酸钠抑制铁闪锌矿的方法浮选方铅矿，如此，所用的抑制剂的种类多、用量大；另外，常规的抑制剂石灰、硫酸锌和亚硫酸钠，特别是石灰会对方铅矿的浮选造成一定影响，严重影响方铅矿的回收率。 [0003] 因此，现有从矿石中分离铅精矿的技术有待进一步改进。 发明内容[0004] 本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种从矿石中分离铅精矿的方法。该方法可使铅精矿的品位提高68％以上，同时成本低廉，对环境友好，经济效益显著。 [0005] 在本发明的一个方面，本发明提出了一种从矿石中分离铅精矿的方法，所述矿石包括方铅矿、黄铁矿和铁闪锌矿，根据本发明的实施例，该方法包括： [0006] (1)将所述矿石进行湿磨处理，以便得到矿浆； [0007] (2)将所述矿浆与抑制剂、捕收剂和起泡剂混合进行浮选处理，以便得到方铅矿粗精矿和尾矿； [0008] (3)将所述方铅矿粗精矿进行精选处理，以便得到铅精矿。 [0009] 根据本发明实施例的从矿石中分离铅精矿的方法，通过采用可络合吸附在黄铁矿和铁闪锌矿表面、同时含有可使黄铁矿和铁闪锌矿等矿物表面形成一层亲水膜的基团的抑制剂，阻止捕收剂和起泡剂在黄铁矿和铁闪锌矿表面的吸附，增加黄铁矿和铁闪锌矿表面的亲水性，使黄铁矿与铁闪锌矿受到抑制而吸附较少量的捕收剂和起泡剂，而捕收剂和起泡剂优先在方铅矿表面吸附，增加了方铅矿的疏水性，进而扩大方铅矿与被抑制矿物——黄铁矿和铁闪锌矿的可浮性的差异，最终达到分离出铅精矿的目的。 [0010] 另外，根据本发明上述实施例的从矿石中分离铅精矿的方法还可以具有如下附加的技术特征： [0011] 在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述矿浆的质量浓度为20-70wt％。由此，有利于提高铅精矿的品位。 [0012] 在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述矿浆中矿石的粒径不大于0.074毫米的占比50-90％。由此，可进一步提高铅精矿的品位。 [0013] 在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述矿浆与所述抑制剂、所述捕收剂和所述起泡剂按照质量比100000：(1～30)：(1～20)：(1～15)进行混合。由此，可进一步提高铅精矿的品位。 [0014] 在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述抑制剂为选自巯基乙酸钠和巯基乙酸中的至少之一。由此，可进一步提高铅精矿的品位。 [0015] 在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述捕收剂为选自乙硫氮、黄药和黑药中的至少之一。由此，可进一步提高铅精矿的品位。 [0016] 在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述起泡剂为选自甲基异丁基甲醇和松醇油中的至少之一。由此，可进一步提高铅精矿的品位。 [0018] 本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中： [0019] 图1是根据本发明一个实施例的从矿石中分离铅精矿的方法流程示意图。 具体实施方式[0020] 下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。 [0021] 在本发明的一个方面，本发明提出了一种从矿石中分离铅精矿的方法，所述矿石包括方铅矿、黄铁矿和铁闪锌矿，根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括： [0022] S100：将矿石进行湿磨处理 [0023] 该步骤中，将矿石进行湿磨处理，以便得到矿浆。具体的，将矿石与水混合，并将与水混合后的矿石送至球磨机中进行球磨处理。由此，可显著增加矿石中各成分的比表面积，有利于提高后续矿浆中各成分与抑制剂、捕收剂和起泡剂的接触面积，进而提高整个工艺的反应速率。 [0024] 根据本发明的一个实施例，矿浆的质量浓度并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆的质量浓度可以为20-70wt％。发明人发现，如果矿浆的质量浓度过低，则所得的铅精矿品位会提高，但回收率将会降低，同时需要更多的浮选设备和消耗更多的选矿药剂，成本显著升高；而如果矿浆的质量浓度过高，则所得的铅精矿品位将明显降低。 [0025] 根据本发明的再一个实施例，矿浆中矿石的粒径并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆中矿石的粒径可以为不大于0.074毫米的占比50-90％。发明人发现，如果矿浆中矿石的粒径过大，一方面单个矿物颗粒的质量较大，往往难以随泡沫上浮；另一方面矿物可能没有充分单体解离，即方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿和脉石连生或者被包裹，造成方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿和脉石分离困难或者根本无法浮选；而如果矿浆中矿石的粒径过小，可能造成方铅矿粒度过细，浮选困难，铅回收率降低。 [0026] S200：将矿浆与抑制剂、捕收剂和起泡剂混合进行浮选处理 [0027] 该步骤中，将矿浆与抑制剂、捕收剂和起泡剂混合进行浮选处理，以便得到方铅矿粗精矿和尾矿。具体的，先将抑制剂与矿浆进行混合搅拌，搅拌2-6min，得到第一混合后液，再将捕收剂、起泡剂与第一混合后液进行混合搅拌，搅拌2-6min，得到pH值为5.0-12.0的第二混合后液，最后将第二混合后液进行浮选3-10min，得到方铅矿粗精矿和尾矿。发明人发现，矿浆中的黄铁矿和铁闪锌矿单体解离后，表面会暴露出亚铁离子，而抑制剂能络合亚铁离子，即抑制剂可通过络合作用吸附在黄铁矿和铁闪锌矿的表面，并借助抑制剂中的亲水基使黄铁矿和铁闪锌矿与抑制剂之间形成一层亲水膜，阻止捕收剂和起泡剂在黄铁矿和铁闪锌矿表面吸附，而方铅矿因分子中不含铁元素，单体解离后表面也不会暴露出亚铁离子，故抑制剂在方铅矿表面难以吸附，捕收剂和起泡剂优先吸附在方铅矿表面，由此，方铅矿与黄铁矿和铁闪锌矿的可浮性差异扩大，进而可将方铅矿粗精矿分离出来。 [0028] 根据本发明的一个实施例，矿浆与抑制剂、捕收剂和起泡剂的混合质量比并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆与抑制剂、捕收剂和起泡剂可以按照质量比100000：(1～30)：(1～20)：(1～15)进行混合。发明人发现，如果矿浆与抑制剂的混合质量比过高，即抑制剂的用量偏小，或矿浆与捕收剂、起泡剂的混合质量比过低，即捕收剂、起泡剂的用量偏大，黄铁矿和铁闪锌矿的可浮性变好，易随方铅矿上浮，造成铅精矿品位明显降低，铅精矿中黄铁矿和铁闪锌含量增加，分离效果变差；如果矿浆与抑制剂的混合质量比过低，即抑制剂的用量偏大，或矿浆与捕收剂、起泡剂的混合质量比过高，即捕收剂、起泡剂的用量偏小，黄铁矿和铁闪锌矿的可浮性变差，方铅矿的可浮性也受到一定影响，造成铅精矿品位明显提高，铅精矿中黄铁矿和铁闪锌含量降低，铅精矿回收率降低，选矿药剂成本增加。由此，采用本发明所述的矿浆与抑制剂、捕收剂和起泡剂的混合质量比即可提高铅精矿的品位又可提高铅的回收率。 [0029] 根据本发明的再一个实施例，抑制剂的具体类型并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，抑制剂可以为选自巯基乙酸钠和巯基乙酸中的至少之一。发明人发现，本发明所述的巯基类抑制剂即可络合只有黄铁矿和铁闪锌矿单体解离后才有的亚铁离子，又因其含有亲水基COO-可使黄铁矿和铁闪锌矿与抑制剂之间形成一层亲水膜，如此，有利于得到方铅矿粗精矿。 [0030] 根据本发明的又一个实施例，捕收剂的具体类型并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，捕收剂可以为选自乙硫氮、黄药和黑药中的至少之一。由此，可选择性的吸附在方铅矿表面，提高方铅矿表面的疏水程度，使方铅矿易于在气泡上粘附，从而提高方铅矿的可浮性。 [0031] 根据本发明的又一个实施例，起泡剂的具体类型并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，起泡剂可以为选自甲基异丁基甲醇和松醇油中的至少之一。由此，有利于方铅矿的浮选。 [0032] S300：将方铅矿粗精矿进行精选处理 [0033] 该步骤中，将方铅矿粗精矿进行精选处理，以便得到铅精矿。具体的，对方铅矿粗精矿进行1-3次精选，可得到铅精矿。由此，铅精矿的品位可提高68％以上。 [0034] 根据本发明实施例的从矿石中分离铅精矿的方法，通过采用可络合吸附在黄铁矿和铁闪锌矿表面、同时含有可使黄铁矿和铁闪锌矿等矿物表面形成一层亲水膜的基团的抑制剂，阻止捕收剂和起泡剂在黄铁矿和铁闪锌矿表面的吸附，增加黄铁矿和铁闪锌矿表面的亲水性，使黄铁矿与铁闪锌矿受到抑制而吸附较少量的捕收剂和起泡剂，而捕收剂和起泡剂优先在方铅矿表面吸附，增加了方铅矿的疏水性，进而扩大方铅矿与被抑制矿物——黄铁矿和铁闪锌矿的可浮性的差异，最终达到分离出铅精矿的目的。 [0035] 下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。 [0036] 实施例1 [0037] 内蒙某铅锌矿山，铅粗精矿矿石中含Zn 14.96wt％，Pb 25.44wt％，黄铁矿40.22％，将矿石与水混合，并将与水混合后的矿石送至球磨机中进行球磨处理，得到质量浓度为25wt％、粒径不大于0.074毫米占比50-90％的矿浆；接着先将巯基乙酸钠与矿浆按照质量比15：100000进行混合搅拌，搅拌2-6min，得到第一混合后液，再将捕收剂乙硫氮、起泡剂松醇油与第一混合后液按照质量比2：1.5：100000进行混合搅拌，搅拌2-6min，得到pH值为5.0-12.0的第二混合后液，然后将第二混合后液进行浮选3-10min，得到方铅矿粗精矿和尾矿；最后将方铅矿粗精矿经过二次精选，得到铅精矿。铅精矿的品位提高76.38％，铅精矿中含锌2.08wt％，含黄铁矿3.27wt％。 [0038] 实施例2 [0039] 加拿大某铜铅锌矿山，铅粗精矿矿石中含Zn 16.57wt％，Pb 12.36wt％，黄铁矿51.12％，将矿石与水混合，并将与水混合后的矿石送至球磨机中进行球磨处理，得到质量浓度为33wt％、粒径不大于0.074毫米占比50-90％的矿浆；接着先将巯基乙酸钠与矿浆按照质量比12：100000进行混合搅拌，搅拌2-6min，得到第一混合后液，再将捕收剂黄药、起泡剂甲基异丁基甲醇与第一混合后液按照质量比8：4：100000进行混合搅拌，搅拌2-6min，得到pH值为5.0-12.0的第二混合后液，然后将第二混合后液进行浮选3-10min，得到方铅矿粗精矿和尾矿；最后将方铅矿粗精矿经过三次精选，得到铅精矿。铅精矿的品位提高68.68％，铅精矿中含锌4.15wt％，含黄铁矿7.66wt％。 [0040] 在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。 |
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