一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法 |
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| 申请号 | CN202311656247.4 | 申请日 | 2023-12-05 | 公开(公告)号 | CN117358425B | 公开(公告)日 | 2024-04-12 |
| 申请人 | 中铝科学技术研究院有限公司; | 发明人 | 王超; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于矿物加工技术领域，具体涉及一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法。向矿浆中加入微细粒方铅矿絮凝剂和微细粒脉石矿物絮凝剂，进行微细粒方铅矿和微细粒脉石矿物的类聚絮凝，形成表观粒径适宜的疏 水 絮团和亲水絮团，然后再进行浮选。本发明根据“物以类聚”的思想，基于深度界面调控，采用高分子絮凝剂聚 氧 化乙烯PEO和聚合氯化 铝 PAC联合捕收剂，能够有效分别絮凝微细粒方铅矿和微细粒脉石矿物，增大其表观粒径，实现了微细粒方铅矿和微细粒脉石矿物的类聚絮凝，在后续的浮选过程中既强化了微细粒方铅矿的浮选回收，又有效减少了微细粒脉石矿物的机械夹带。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，其特征在于，所述微细粒方铅矿和脉石矿物的粒径＜30μm，所述方法包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法技术领域[0001] 本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法。 背景技术[0002] 随矿产资源大量开发利用，富矿和易处理矿石资源日趋减少，矿石贫细杂趋势愈加明显。对于嵌布粒度细的矿石，为获得充分单体解离必须经过细磨，由此产生大量微细粒矿物，而这些微细粒矿物颗粒占浮选给矿的很大比例，因此，微细粒矿物浮选问题日益突出，已成为制约精矿质量改善和经济效益提高的关键桎梏，强化微细粒目的矿物的浮选回收并减少微细粒脉石矿物的机械夹带，具有积极的现实意义。 [0003] 由于有些铅锌矿的嵌布粒度很细，必须经过充分细磨才能获得单体解离，并且在实际生产中，矿物过磨不可避免。微细粒方铅矿在浮选过程中主要存在两个问题：一方面是微细粒方铅矿的损失问题，微细粒方铅矿矿物颗粒与浮选气泡碰撞概率和黏附概率低，降低了浮选气泡对微细粒方铅矿的捕集概率，因而影响了微细粒方铅矿的回收率；另一方面是亲水脉石矿物的机械夹带问题，浮选入料中‑30 μm尤其是‑10 μm粒级的亲水脉石颗粒易以夹带机制回收，降低浮选精矿品位。 [0004] 国内外研究人员主要针对提高微细粒疏水矿物的回收率做了很多研究，比如选择性增大目的矿物的表观粒径、减小气泡尺寸、增大气泡和矿物颗粒的疏水性、用油泡代替气泡或者空化产生纳米气泡等，这些研究主要针对微细粒疏水矿物粒度细、质量小、动量小和比表面积大的特点，着重提高其回收率，然而，这些研究普遍存在的问题是微细粒脉石矿物在矿浆中仍然处于充分分散的状态，由于这些微细粒脉石矿物的粒度和质量非常小，它们不可避免会以机械夹带的形式被运移到浮选精矿中，进而降低精矿品位。 发明内容[0005] 针对现有微细粒铅锌矿常规浮选过程中微细粒方铅矿损失到尾矿中的问题和微细粒亲水脉石矿物的机械夹带问题，即微细粒方铅矿浮选精矿回收率较低和品位较低的问题，本发明提供了一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，旨在既能够强化微细粒方铅矿浮选回收，又能够减少微细粒脉石矿物浮选夹带，从而实现微细粒方铅矿浮选精矿回收率和品位的双向提升。本发明具体包括以下内容： [0006] 一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，向矿浆中加入微细粒方铅矿絮凝剂和微细粒脉石矿物絮凝剂，进行微细粒方铅矿和微细粒脉石矿物的类聚絮凝，形成表观粒径适宜的疏水絮团和亲水絮团，然后再进行浮选。 [0007] 优选的，包括以下步骤： [0008] （1）将含有微细粒方铅矿的待处理矿样与水混合制成固含量为1 30%的矿浆，将矿~浆转移至搅拌槽或浮选机中并搅拌1 3min； ~ [0009] （2）向步骤（1）所得矿浆中加入pH调整剂，调整pH值至7 13，并搅拌2 5min；~ ~ [0010] （3）向pH调整后的矿浆中加入方铅矿捕收剂并搅拌2 5min；~ [0011] （4）向pH调整后的矿浆中加入微细粒方铅矿絮凝剂并搅拌2 5min；~ [0012] （5）向pH调整后的矿浆中加入微细粒脉石矿物絮凝剂并搅拌2 5min；~ [0013] （6）如果步骤（1）中矿浆被转移至搅拌槽，则将矿浆从搅拌槽转移至浮选柱中；如果步骤（1）中矿浆被转移至浮选机中，则继续在浮选机中搅拌； [0014] （7）向步骤（6）所得矿浆中加入10 50mg/L的起泡剂，搅拌1 2min后，充气浮选并刮~ ~泡，刮泡时间为2 5min，最终得到方铅矿精矿，其余为尾矿。 ~ [0015] 优选的，步骤（1）所述含有微细粒方铅矿的待处理矿样按质量百分比包括以下成分：方铅矿0.05 50%、石英50 95.5%。~ ~ [0016] 优选的，所述步骤（3）所述方铅矿捕收剂为乙黄药、丁黄药、乙硫氮中的一种或多‑4 ‑4种，所述方铅矿捕收剂的添加量为0.5×10 3×10 mol/L。如有需要，所述方铅矿捕收剂~ 也可以选用其他合适的试剂。 [0017] 优选的，所述步骤（3）‑（5）所述的方铅矿捕收剂、微细粒方铅矿絮凝剂、微细粒脉石矿物絮凝剂的加入顺序可以随意调整。 [0018] 优选的，步骤（7）所述起泡剂为DF250、MIBC、2#油中的一种或多种。如有需要，也可以根据实际情况选用其他合适的起泡剂。 [0020] 优选的，步骤（4）所述微细粒方铅矿絮凝剂的添加量为0.25 5mg/L。~ [0022] 优选的，步骤（5）所述微细脉石矿物絮凝剂的添加量为10 300mg/L。~ [0023] 本发明的原理及有益效果： [0024] 本发明的一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，根据“物以类聚”的思想，基于深度界面调控，采用高分子絮凝剂PEO和PAC联合捕收剂，能够有效分别絮凝微细粒方铅矿和微细粒脉石矿物，增大其表观粒径，实现了微细粒方铅矿和微细粒脉石矿物的类聚絮凝，如此，在后续的浮选过程中既强化了微细粒方铅矿的浮选回收，又有效减少了微细粒脉石矿物的机械夹带，因此提高了二者的浮选分离效率，通过类聚絮凝实现了提高微细粒矿物浮选分离效率的目的。 [0025] 本发明的一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，加入捕收剂乙黄药（KEX），尤其是最先加入KEX，KEX吸附于方铅矿颗粒表面增大了PEO在方铅矿颗粒表面的吸附量。黄原酸盐在方铅矿颗粒表面发生化学吸附，增大了方铅矿的疏水性，当合适分子量的PEO用量较少时，PEO的单个分子链可以通过其中的疏水亚乙基‑CH2‑CH2‑以疏水作用力的机制吸附到多个方铅矿颗粒上，在大分子链的“架桥”作用下发生桥联絮凝形成方铅矿絮团增大了方铅矿的表观粒径；加入KEX，尤其在PAC之前加入KEX，PAC在方铅矿颗粒表面的吸附量减少，黄原酸盐在方铅矿颗粒表面的化学吸附能够在一定程度上抑制PAC水解组分中的亲水铝羟基在方铅矿颗粒表面的吸附。与此同时，先添加的PEO几乎不影响PAC在石英表面的吸附，所以先添加PEO几乎不影响PAC絮凝微细粒石英。因此，“KEX + PEO + PAC”加药顺序实现了通过类聚絮凝提高微细粒矿物浮选分离效率的目的。 [0026] 本发明的一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，捕收剂作用于矿物表面对高分子聚合物在矿物表面吸附的协同效应使高分子聚合物的絮凝产生选择性，通过调整药剂制度进行界面调控，形成有利于分别絮凝微细粒疏水矿物和亲水矿物的先决条件，实现通过类聚絮凝提高微细粒矿物浮选分离效率的目的。 [0027] 本发明的一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法与常规浮选工艺相比，简便快捷，能显著地实现微细粒方铅矿浮选精矿回收率和品位的双向提升，采用本发明公开的方法方铅矿的回收率＞83%，石英夹带率＜9.5%，浮选分离效率＞73%。本发明公开为铅锌矿等具有微细粒复杂嵌布矿性特征的主要典型矿山提供技术储备和有效应对的选矿新技术，对实现我国“贫、细、杂”矿物资源的清洁高效分选具有重要的理论意义和实践价值，提高企业的经济效益，可大范围推广。附图说明 [0028] 图1为本发明公开的方法的工艺流程示意图。 具体实施方式[0029] 下面结合附图和具体实施方式对本发明进行详细说明。下面所示的实施例不对权利要求所记载的发明内容起任何限定作用。另外，下面实施例所表示的构成的全部内容不限于作为权利要求所记载的发明的解决方案所必需的。 [0030] 参考附图1，本发明提供了一种微细粒方铅矿和脉石矿物类聚絮凝浮选方法，包括如下步骤： [0031] 根据“物以类聚”的思想，有针对性地分别絮凝微细粒方铅矿和主要的微细粒脉石矿物（絮凝先后顺序不定），形成表观粒径适宜的疏水絮团和亲水絮团，然后再进行浮选。加入微细粒方铅矿絮凝剂和脉石矿物絮凝剂，进行微细粒方铅矿和脉石矿物的类聚絮凝。微细粒方铅矿絮凝剂为聚氧化乙烯（PEO），微细粒脉石矿物絮凝剂为聚合氯化铝（PAC），微细粒方铅矿絮凝剂和脉石矿物絮凝剂添加的先后顺序不做限定，可以根据实际需要调整。方铅矿絮凝剂的用量为0.25 5mg/L；脉石矿物絮凝剂的用量为10 300mg/L。~ ~ [0032] 将含有微细粒方铅矿的待处理矿样与水混合制成矿浆，矿浆浓度为1 30%，矿浆转~移至搅拌槽或浮选机中并搅拌1 3min；向所得矿浆中加入pH调整剂调整pH值至7 13，并搅~ ~ 拌2 5min；加入方铅矿捕收剂并搅拌2 5min；加入微细粒方铅矿絮凝剂并搅拌2 5min；加入~ ~ ~ 微细粒脉石矿物絮凝剂并搅拌2 5min； ~ [0033] 如果矿浆被转移至搅拌槽，则需将矿浆从搅拌槽转移至浮选柱中，否则继续在浮选机中搅拌； [0034] 最后加入起泡剂10 50mg/L，搅拌1 2min后，充气浮选并刮泡，刮泡时间为2 5min，~ ~ ~获得方铅矿精矿，其余为尾矿。方铅矿捕收剂、方铅矿絮凝剂和脉石矿物絮凝剂的添加先后顺序不定；方铅矿捕收剂包括但不限于乙黄药、丁黄药、乙硫氮等，方铅矿捕收剂的用量为‑4 ‑4 0.5×10 3×10 mol/L；微细粒方铅矿絮凝剂为PEO，PEO的分子量为100 800万；起泡剂包~ ~ 括但不限于DF250、MIBC和2#油。 [0035] 所处理矿样可为自然界获得的天然矿物，也可为人工混合矿。 [0036] 含有微细粒方铅矿的待处理矿样按质量百分比，由下述组分组成：方铅矿0.05~50%、石英50 95.5%。分别选取块纯度为95 99%的方铅矿和纯度为98 99%的石英，采用陶瓷~ ~ ~ 球磨机分别将方铅矿和石英磨制‑0.074mm，之后采用超细磨分别将方铅矿和石英磨制‑ 0.020mm，混合，既得。 [0037] 本发明公开的方法中，所述矿浆的固含量具体可以是2%、5%、10%、15%、20%、25%等；所述矿浆在搅拌槽或浮选机中搅拌时间具体可以是1.2min、1.5min、1.8min、2min、2.5min、 2.8min等；所述含有微细粒方铅矿的待处理矿样中：方铅矿的含量具体可以是0.05%、0.1%、 1%、5%、10%、15%、20%、30%、40%、45%、50%等，石英的含量具体可以是50%、55%、60%、65%、70%、 75%、80%、85%、90%等；向矿浆中加入pH调整剂，调整pH值至7、8、9、10、11、12、或13等，搅拌时间具体可以是2min、2.5min、3min、3.5min、4min、4.5min、5min等；向pH调整后的矿浆中加入方铅矿捕收剂后的搅拌时间具体可以是2min、2.5min、3min、3.5min、4min、4.5min、5min等； ‑4 ‑4 ‑4 ‑ 所述方铅矿捕收剂的添加量具体可以是0.5×10 、1×10 mol/L、1.5×10 mol/L、2×10 4 ‑4 ‑4 mol/L、2.5×10 mol/L、3×10 mol/L等；向pH调整后的矿浆中加入微细粒方铅矿絮凝剂后搅拌时间具体可以是2min、2.5min、3min、3.5min、4min、4.5min、5min等；所述微细粒方铅矿絮凝剂聚氧化乙烯（PEO）的分子量具体可以是100万、200万、300万、400万、500万、600万、 700万、800万等；所述微细粒方铅矿絮凝剂的添加量具体可以是0.25mg/L、0.5mg/L、0.8mg/L、1mg/L、1.5mg/L、2mg/L、3mg/L、4mg/L、5mg/L等；加入微细粒脉石矿物絮凝剂后的搅拌时间具体可以是2min、2.5min、3min、3.5min、4min、4.5min、5min等；所述微细脉石矿物絮凝剂的添加量具体可以是10mg/L、20mg/L、50mg/L、100mg/L、150mg/L、200mg/L、250mg/L、280mg/L、300mg/L等；所述起泡剂的加入量具体可以是10mg/L、15mg/L、20mg/L、25mg/L、30mg/L、 35mg/L、40mg/L、45mg/L、50mg/L等，加入起泡剂后的搅拌时间具体可以是1min、1.2min、 1.5min、1.8min、2min等；刮泡时间具体可以为2min、2.5min、3min、3.5min、4min、4.5min、 5min等。 [0038] 实施例1 [0039] 本发明实施例中纯度为96.64%块状方铅矿样品购买自某矿物标本公司，清洗方铅矿表面后，用锤子破碎至‑1mm，经陶瓷球磨机湿磨至‑74μm，之后磨矿产品经超细磨设备进一步超细磨，采用Malvern Mastersizer 3000对方铅矿样品进行粒度分析，方铅矿样品的D50和D90分别为2.4 μm和6.2 μm；纯度为99.52%粉状石英样品购买自美国Silica公司，使用前未经破碎、磨矿和提纯等进一步处理，石英样品的D50和D90分别为3.7μm和11.1μm。人工混合矿配比为方铅矿8%、石英92%。 [0040] 本实施例对混合矿进行浮选，按照以下步骤进行：在室温（22℃）下用自制玻璃浮选柱进行方铅矿‑石英混合矿样的浮选分离试验。向搅拌槽内加混合矿和去离子水制备浓度约为10%的矿浆。将矿浆先后进行超声处理2 min和搅拌2 min，搅拌转速为1000 rpm，之后调节矿浆pH值为9并搅拌3 min；按顺序加入方铅矿絮凝剂聚氧化乙烯（PEO）0.5mg/L、捕‑4收剂乙黄药（KEX）1×10 mol/L、石英絮凝剂聚合氯化铝（PAC）200mg/L，分别搅拌3min，最后加入50 mg/L的起泡剂DF250，并搅拌1min，整个过程维持矿浆pH值为9。将矿浆转移至浮选柱中，用磁力搅拌器轻微搅拌，目的是使矿物颗粒保持悬浮状态，而不是引起强烈剪切。充氮浮选开始刮泡，刮泡时间为2 min，刮出的泡沫产品为浮选精矿，其余为尾矿。方铅矿回收率为86.70%、石英回收率为8.67%，浮选分离效率为78.02%。 [0041] 实施例2 [0042] 本发明实施例中纯度为96.64%块状方铅矿样品购买自某矿物标本公司，清洗方铅矿表面后，用锤子破碎至‑1mm，经陶瓷球磨机湿磨至‑74μm，之后磨矿产品经超细磨设备进一步超细磨，采用Malvern Mastersizer 3000对方铅矿样品进行粒度分析，方铅矿样品的D50和D90分别为2.4 μm和6.2 μm；纯度为99.52%粉状石英样品购买自美国Silica公司，使用前未经破碎、磨矿和提纯等进一步处理，石英样品的D50和D90分别为3.7μm和11.1μm。人工混合矿配比为方铅矿8%、石英92%。 [0043] 本实施例对混合矿进行浮选，按照以下步骤进行：在室温（22℃）下用自制玻璃浮选柱进行方铅矿‑石英混合矿样的浮选分离试验。向搅拌槽内加混合矿和去离子水制备浓度约为10%的矿浆。将矿浆先后进行超声处理2 min和搅拌2 min，搅拌转速为1000 rpm，之后调节矿浆pH值为9并搅拌3 min；按顺序加入方铅矿絮凝剂聚氧化乙烯（PEO）0.75mg/L、捕‑4收剂乙黄药（KEX）1×10 mol/L、石英絮凝剂聚合氯化铝（PAC）200mg/L，分别搅拌3min，最后加入50 mg/L的起泡剂DF250，并搅拌1min，整个过程维持矿浆pH值为9。将矿浆转移至浮选柱中，用磁力搅拌器轻微搅拌，目的是使矿物颗粒保持悬浮状态，而不是引起强烈剪切。充氮浮选开始刮泡，刮泡时间为2 min，刮出的泡沫产品为浮选精矿，其余为尾矿。方铅矿回收率为88.70%、石英回收率为8.83%，浮选分离效率为80.04%。 [0044] 实施例3 [0045] 本发明实施例中纯度为96.64%块状方铅矿样品购买自某矿物标本公司，清洗方铅矿表面后，用锤子破碎至‑1mm，经陶瓷球磨机湿磨至‑74μm，之后磨矿产品经超细磨设备进一步超细磨，采用Malvern Mastersizer 3000对方铅矿样品进行粒度分析，方铅矿样品的D50和D90分别为2.4 μm和6.2 μm；纯度为99.52%粉状石英样品购买自美国Silica公司，使用前未经破碎、磨矿和提纯等进一步处理，石英样品的D50和D90分别为3.7μm和11.1μm。人工混合矿配比为方铅矿8%、石英92%。 [0046] 本实施例对混合矿进行浮选，按照以下步骤进行：在室温（22℃）下用自制玻璃浮选柱进行方铅矿‑石英混合矿样的浮选分离试验。向搅拌槽内加混合矿和去离子水制备浓度约为10%的矿浆。将矿浆先后进行超声处理2 min和搅拌2 min，搅拌转速为1000 rpm，之‑4后调节矿浆pH值为9并搅拌3 min；按顺序加入捕收剂乙黄药（KEX）1×10 mol/L、方铅矿絮凝剂聚氧化乙烯（PEO）0.5mg/L、石英絮凝剂聚合氯化铝（PAC）150mg/L，分别搅拌3min，最后加入50 mg/L的起泡剂DF250，并搅拌1min，整个过程维持矿浆pH值为9。将矿浆转移至浮选柱中，用磁力搅拌器轻微搅拌，目的是使矿物颗粒保持悬浮状态，而不是引起强烈剪切。充氮浮选开始刮泡，刮泡时间为2 min，刮出的泡沫产品为浮选精矿，其余为尾矿。方铅矿回收率为90.63%、石英回收率为8.00%，浮选分离效率为82.63%。 [0047] 实施例4 [0048] 本发明实施例中纯度为96.64%块状方铅矿样品购买自某矿物标本公司，清洗方铅矿表面后，用锤子破碎至‑1mm，经陶瓷球磨机湿磨至‑74μm，之后磨矿产品经超细磨设备进一步超细磨，采用Malvern Mastersizer 3000对方铅矿样品进行粒度分析，方铅矿样品的D50和D90分别为2.4 μm和6.2 μm；纯度为99.52%粉状石英样品购买自美国Silica公司，使用前未经破碎、磨矿和提纯等进一步处理，石英样品的D50和D90分别为3.7μm和11.1μm。人工混合矿配比为方铅矿8%、石英92%。 [0049] 本实施例对混合矿进行浮选，按照以下步骤进行：在室温（22℃）下用自制玻璃浮选柱进行方铅矿‑石英混合矿样的浮选分离试验。向搅拌槽内加混合矿和去离子水制备浓度约为10%的矿浆。将矿浆先后进行超声处理2 min和搅拌2 min，搅拌转速为1000 rpm，之‑4后调节矿浆pH值为9并搅拌3 min；按顺序加入捕收剂乙黄药（KEX）1×10 mol/L、方铅矿絮凝剂聚氧化乙烯（PEO）0.5mg/L、石英絮凝剂聚合氯化铝（PAC）250mg/L，分别搅拌3min，最后加入50 mg/L的起泡剂DF250，并搅拌1min，整个过程维持矿浆pH值为9。将矿浆转移至浮选柱中，用磁力搅拌器轻微搅拌，目的是使矿物颗粒保持悬浮状态，而不是引起强烈剪切。充氮浮选开始刮泡，刮泡时间为2 min，刮出的泡沫产品为浮选精矿，其余为尾矿。方铅矿回收率为88.01%、石英回收率为6.67%，浮选分离效率为81.34%。 [0050] 实施例5 [0051] 本发明实施例中纯度为96.64%块状方铅矿样品购买自某矿物标本公司，清洗方铅矿表面后，用锤子破碎至‑1mm，经陶瓷球磨机湿磨至‑74μm，之后磨矿产品经超细磨设备进一步超细磨，采用Malvern Mastersizer 3000对方铅矿样品进行粒度分析，方铅矿样品的D50和D90分别为2.4 μm和6.2 μm；纯度为99.52%粉状石英样品购买自美国Silica公司，使用前未经破碎、磨矿和提纯等进一步处理，石英样品的D50和D90分别为3.7μm和11.1μm。人工混合矿配比为方铅矿8%、石英92%。 [0052] 本实施例对混合矿进行浮选，按照以下步骤进行：在室温（22℃）下用自制玻璃浮选柱进行方铅矿‑石英混合矿样的浮选分离试验。向搅拌槽内加混合矿和去离子水制备浓度约为10%的矿浆。将矿浆先后进行超声处理2 min和搅拌2 min，搅拌转速为1000 rpm，之‑4后调节矿浆pH值为9并搅拌3 min；按顺序加入捕收剂乙黄药（KEX）1×10 mol/L、方铅矿絮凝剂聚氧化乙烯（PEO）0.5mg/L、石英絮凝剂聚合氯化铝（PAC）200mg/L，分别搅拌3min，最后加入50 mg/L的起泡剂DF250，并搅拌1min，整个过程维持矿浆pH值为9。将矿浆转移至浮选柱中，用磁力搅拌器轻微搅拌，目的是使矿物颗粒保持悬浮状态，而不是引起强烈剪切。充氮浮选开始刮泡，刮泡时间为2 min，刮出的泡沫产品为浮选精矿，其余为尾矿。方铅矿回收率为90.20%、石英回收率为6.60%，浮选分离效率为83.60%。 [0053] 对比例1 [0054] 本发明实施例中纯度为96.64%块状方铅矿样品购买自某矿物标本公司，清洗方铅矿表面后，用锤子破碎至‑1mm，经陶瓷球磨机湿磨至‑74μm，之后磨矿产品经超细磨设备进一步超细磨，采用Malvern Mastersizer 3000对方铅矿样品进行粒度分析，方铅矿样品的D50和D90分别为2.4 μm和6.2 μm；纯度为99.52%粉状石英样品购买自美国Silica公司，使用前未经破碎、磨矿和提纯等进一步处理，石英样品的D50和D90分别为3.7μm和11.1μm。人工混合矿配比为方铅矿8%、石英92%。 [0055] 常规浮选工艺包含步骤如下：在室温（22℃）下用自制玻璃浮选柱进行方铅矿‑石英混合矿样的浮选分离试验。向搅拌槽内加混合矿和去离子水制备浓度约为10%的矿浆。将矿浆先后进行超声处理2 min和搅拌2 min，搅拌转速为1000 rpm，之后调节矿浆pH值为9并‑4搅拌3 min；按顺序加入捕收剂乙黄药（KEX）1×10 mol/L，搅拌3min，再加入50 mg/L的起泡剂DF250，并搅拌1min，整个过程维持矿浆pH值为9。将矿浆转移至浮选柱中，用磁力搅拌器轻微搅拌，目的是使矿物颗粒保持悬浮状态，而不是引起强烈剪切。充氮浮选开始刮泡，刮泡时间为2 min，刮出的泡沫产品为浮选精矿，其余为尾矿。方铅矿回收率为83.10%、石英回收率为9.20%，浮选分离效率为73.90%。其中，微细粒方铅矿矿物颗粒与浮选气泡碰撞概率和黏附概率低，降低了浮选气泡对微细粒方铅矿的捕集概率，因而影响了微细粒方铅矿的回收率；微细粒石英由于其粒度和质量非常小，无法克服流体拖曳力而易以机械夹带的形式被运移至浮选精矿中，从而造成精矿品位和浮选分离效率的降低。 [0056] 表1为实施例与对比例的试验结果。 [0057] [0058] 对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。 |
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