CN114515652A - 一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于矿物加工处理技术领域，具体公开了一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，所述浮选方法在残坡积型硫化铅锌矿原矿中添加硫化钠和捕收剂进行磨矿，磨矿产品再添加硫酸锌和亚硫酸钠以及捕收剂进行一次粗选、两次扫选和三次精选，中矿顺序返回，浮选获得铅精矿和铅尾矿。本发明提供的残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，可实现铅的良好回收，并同时实现金银的综合回收。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工处理技术领域，特别是涉及一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法。
背景技术
伴生金银的硫化铅锌矿一般采用浮选法进行分离，获得含金银的铅精矿。残坡积型硫化铅锌矿中伴生有金银矿，但残坡积型铅锌矿较罕见，区别与其他类型的铅锌矿，残坡积型铅锌矿属于风化矿床中的残坡积硫化铅锌矿。由于经过长时间的风化作用，硫化铅表面局部氧化，可浮性下降，精矿铅品位和回收率都很难提高，且得到的铅精矿中金银的含量低，回收率不高，造成了资源的浪费。
因此，有必要针对伴生金银的残坡积型硫化铅锌矿进行研究，以提出一种能综合回收金银的浮选方法。
发明内容
本发明主要解决的技术问题是提供一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，本发明方法可实现铅的良好回收，并同时实现金银的综合回收。
为解决上述技术问题，本发明提供了一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，所述浮选方法包括以下步骤：
(1)将残坡积型硫化铅锌矿原矿磨矿制成磨矿产品，所述磨矿产品细度为-0.075mm占65～70％，磨矿过程中添加硫化钠240～260g/t和捕收剂25～35g/t；
(2)所述磨矿产品添加硫酸锌900～1100g/t和亚硫酸钠200～300g/t，再添加捕收剂10～15g/t，搅拌后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
(3)所述铅粗选尾矿添加捕收剂10～15g/t，搅拌后进行铅一次扫选，铅一次扫选的泡沫返回铅粗选作业，铅一次扫选的尾矿进入铅二次扫选；
铅一次扫选的尾矿添加捕收剂5～10g/t，搅拌后进行铅二次扫选，铅二次扫选的泡沫返回铅一次扫选作业，铅二次扫选的尾矿作为铅尾矿；
(4)所述铅粗选泡沫添加硫化钠280～300g/t、硫酸锌260～320g/t、亚硫酸钠80～110g/t，搅拌后进行铅一次精选，铅一次精选的尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅二次精选；
铅一次精选的泡沫添加硫化钠145～155g/t、硫酸锌190～200g/t、亚硫酸钠75～85g/t，搅拌后进行铅二次精选，铅二次精选的尾矿返回至铅一次精选作业，泡沫进入铅三次精选；
铅二次精选的泡沫添加硫化钠140～155g/t、硫酸锌110～125g/t、亚硫酸钠55～65g/t，搅拌后进行铅三次精选，铅三次精选的尾矿返回至铅二次精选作业，泡沫为含金银的铅精矿；
其中，所述捕收剂为甲酚黑药。
作为本发明一种优选的实施方案，所述捕收剂甲酚黑药中还添加有高级醇，所述高级醇为含有6～14个碳原子的一元醇。添加高级醇不仅可以调节甲酚黑药的泡沫性能，还可以协同增强捕收效果。
作为本发明一种优选的实施方案，所述捕收剂中高级醇的质量百分比含量为1～30％。
优选地，所述捕收剂中高级醇的质量百分比含量为15～25％。
进一步优选地，所述捕收剂中高级醇的质量百分比含量为20％。即捕收剂由甲酚黑药和高级醇组成，甲酚黑药和高级醇的质量配比为8:2。
作为本发明一种优选的实施方案，所述高级醇为8～12个碳原子的一元醇中的任一种或者几种的混合，更优选为8～12个碳原子的一元醇中的几种的混合。
作为本发明一种更优选的实施方案，所述浮选方法包括以下步骤：
(1)将残坡积型硫化铅锌矿原矿磨矿制成磨矿产品，所述磨矿产品细度为-0.075mm占65～70％，磨矿过程中添加硫化钠250g/t和捕收剂30g/t；
(2)所述磨矿产品添加硫酸锌1000g/t和亚硫酸钠250g/t，再添加捕收剂12g/t，搅拌后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
(3)所述铅粗选尾矿添加捕收剂14g/t，搅拌后进行铅一次扫选，铅一次扫选的泡沫返回铅粗选作业，铅一次扫选的尾矿进入铅二次扫选；
铅一次扫选的尾矿添加捕收剂7g/t，搅拌后进行铅二次扫选，铅二次扫选的泡沫返回铅一次扫选作业，铅二次扫选的尾矿作为铅尾矿；
(4)所述铅粗选泡沫添加硫化钠300g/t、硫酸锌300g/t、亚硫酸钠100g/t，搅拌后进行铅一次精选，铅一次精选的尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅二次精选；
铅一次精选的泡沫添加硫化钠150g/t、硫酸锌200g/t、亚硫酸钠80g/t，搅拌后进行铅二次精选，铅二次精选的尾矿返回至铅一次精选作业，泡沫进入铅三次精选；
铅二次精选的泡沫添加硫化钠150g/t、硫酸锌120g/t、亚硫酸钠60g/t，搅拌后进行铅三次精选，铅三次精选的尾矿返回至铅二次精选作业，泡沫为含金银的铅精矿；
其中，所述捕收剂为甲酚黑药和高级醇的混合试剂，甲酚黑药和高级醇的质量配比为8:2。
本发明针对残坡积型硫化铅锌矿的特点，残坡积型铅锌矿中的铅主要以方铅矿存在，通常其表面被氧化蚀变的铅矾包裹，这种硫化铅锌矿经过风化作用，硫化铅表面发生氧化蚀变，硫化铅可浮性下降，因此在磨矿中加入硫化钠和捕收剂，实现表面氧化的硫化铅硫化，加以通过控制磨矿产品的粒度，通过磨矿硫化和捕收剂捕收，使粒度合适的硫化铅在磨机中浮游，避免过粉碎。
本发明方法通过采用合理的浮选工艺设计，配合合适的药剂制度，匹配合适的解离度，既提高了金银载体矿物的解离度，又避免了过粉碎，强化了金银矿物的综合捕收，铅精矿的品位和回收率也有提升。
本发明提供的残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，可实现铅的良好回收，并同时实现金银的综合回收，提高了银金在铅精矿中的回收。本发明浮选方法得到的含金银的铅精矿，铅品位约20％，含银600g/t左右，含金约10g/t，金银的品位显著提高。本发明的捕收剂相比其他捕收剂，例如相比常规的黑药和硫胺酯类捕收剂，所得铅精矿中铅、银和金的品位和回收率高。相比黄药类捕收剂，在铅、银、金回收率相近的条件下，铅精矿中铅、银和金的品位更高。
附图说明
图1是本发明实施例1-4采用的残坡积型硫化铅锌矿浮选方法的工艺流程图；
图2是本发明对比例1-3采用的残坡积型硫化铅锌矿浮选方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
在以下实施例中，未特别说明时，使用的药剂均为市售商品。各实施例中的浓度或含量均为质量百分数。药剂的用量均是按每吨残坡积型硫化铅锌矿原矿计，例如药剂添加量为250g/t，即为每吨残坡积型硫化铅锌矿原矿添加250g的药剂。
以下实施例和对比例中处理的残坡积型硫化铅锌矿原矿，其组成相同，含铅0.79％、锌2.72％，含铜0.12％、银33.47g/t、金0.93g/t。
实施例1
本实施例提供了一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，浮选工艺过程如图1所示，采用的捕收剂组成为甲酚黑药80％(质量分数)+高级醇20％(质量分数)，包括以下步骤：
S1：磨矿
残坡积型硫化铅锌矿原矿石添加硫化钠250g/t、捕收剂(组成为：甲酚黑药80％+高级醇20％)30g/t后进行磨矿，获得磨矿产品，细度为-0.075mm占68.9％，之后进入铅粗选操作；
S2：铅粗选
所述磨矿产品添加锌矿物抑制剂硫酸锌1000g/t和亚硫酸钠250g/t，再添加捕收剂(组成为：甲酚黑药80％+高级醇20％)12g/t，搅拌数分钟后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
S3：铅扫选1
铅粗选尾矿添加捕收剂(组成为：甲酚黑药80％+高级醇20％)14g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选1，铅扫选1泡沫返回铅粗选，铅扫选1尾矿进入铅扫选2作业；
S4：铅扫选2
铅扫选1尾矿添加捕收剂(组成为：甲酚黑药80％+高级醇20％)7g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选2，铅扫选2泡沫返回铅扫选1，铅扫选2尾矿作为铅尾矿；
S5：铅精选1
铅粗选泡沫添加硫化钠300g/t，硫酸锌300g/t、亚硫酸钠100g/t，进行铅精选1，铅精选1尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅精选2；
S6：铅精选2
铅精选1泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌200g/t、亚硫酸钠80g/t，进行铅精选2，铅精选2尾矿返回至铅精选1，泡沫进入铅精选3；
S7：铅精选3
铅精选2泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌120g/t、亚硫酸钠60g/t，进行铅精选3，铅精选3尾矿返回至铅精选2，泡沫作为含金银铅精矿。
获得的铅精矿含铅24.72％、铜3.48％，含银598.94g/t，含金13.38g/t，铅、铜、银和金的回收率77.69％、76.24％、44.26％和35.74％。
其中的高级醇为市场采购商品，是8-10个碳的一元醇组成的混合醇。
实施例2-4
实施例2-4对比了单独使用甲酚黑药作为捕收剂以及使用不同配比的甲酚黑药和高级醇作为捕收剂的效果，其他步骤均与实施例1相同，对比结果见下表1所示。
表1
上表中，实施例2是单独使用甲酚黑药作为捕收剂；实施例3中采用的捕收剂，其组成为：甲酚黑药90％(质量分数)+高级醇10％(质量分数)；实施例4中采用的捕收剂，其组成为：甲酚黑药70％(质量分数)+高级醇30％(质量分数)。
从表1中不同高级醇配比的精矿指标可以看出，随着高级醇比例升高，精矿产率呈下降趋势，金属品位呈上升趋势，金属回收率呈下降趋势。浮选过程中发现，当不加高级醇时(即实施例2)，浮选泡沫量较大，尤其是矿石细泥含量多时，浮选难以稳定。添加适量的高级醇，可以改善浮选泡沫，同时获得较高的金属回收率；当高级醇比例超过20％，精矿产率和金属回收率下降，而精矿的金属品位改善不大，药剂成本增加；因此，优选采用的捕收剂组成为：甲酚黑药80％+高级醇20％，可以获得较佳的技术和经济指标。
对比例1
本对比例采用的残坡积型硫化铅锌矿同实施例1，浮选工艺过程如图2所示，采用的捕收剂为Y-89，包括以下步骤：
S1：磨矿
残坡积型硫化铅锌矿原矿石添加硫化钠250g/t后进行磨矿，获得磨矿产品，细度为-0.075mm占68.6％，之后进入铅粗选操作；
S2：铅粗选
所述磨矿产品添加锌矿物抑制剂硫酸锌1000g/t和亚硫酸钠250g/t，再添加捕收剂42g/t，搅拌数分钟后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
S3：铅扫选1
铅粗选尾矿添加捕收剂14g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选1，铅扫选1泡沫返回铅粗选，铅扫选1尾矿进入铅扫选2作业；
S4：铅扫选2
铅扫选1尾矿添加捕收剂7g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选2，铅扫选2泡沫返回铅扫选1，铅扫选2尾矿作为铅尾矿；
S5：铅精选1
铅粗选泡沫添加硫化钠300g/t，硫酸锌300g/t、亚硫酸钠100g/t，进行铅精选1，铅精选1尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅精选2；
S6：铅精选2
铅精选1泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌200g/t、亚硫酸钠80g/t，进行铅精选2，铅精选2尾矿返回至铅精选1，泡沫进入铅精选3；
S7：铅精选3
铅精选2泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌120g/t、亚硫酸钠60g/t，进行铅精选3，铅精选3尾矿返回至铅精选2，泡沫作为含金银铅精矿。
本对比例获得的铅精矿含铅10.84％、铜1.62％、含银271.13g/t、含金5.87g/t，铅、铜、银和金的回收率分别为74.89％、73.49％、44.23％和34.45％。
相比实施例1-4，采用Y-89捕收剂时，所得铅精矿中铅、铜和银、金的品位都显著降低。
对比例2
本对比例采用的残坡积型硫化铅锌矿同实施例1，浮选工艺过程如图2所示，采用的捕收剂为Z-200，包括以下步骤：
S1：磨矿
残坡积型硫化铅锌矿原矿石添加硫化钠250g/t后进行磨矿，获得磨矿产品，细度为-0.075mm占68.3％，之后进入铅粗选操作；
S2：铅粗选
所述磨矿产品添加锌矿物抑制剂硫酸锌1000g/t和亚硫酸钠250g/t，再添加捕收剂42g/t，搅拌数分钟后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
S3：铅扫选1
铅粗选尾矿添加捕收剂14g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选1，铅扫选1泡沫返回铅粗选，铅扫选1尾矿进入铅扫选2作业；
S4：铅扫选2
铅扫选1尾矿添加捕收剂7g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选2，铅扫选2泡沫返回铅扫选1，铅扫选2尾矿作为铅尾矿；
S5：铅精选1
铅粗选泡沫添加硫化钠300g/t，硫酸锌300g/t、亚硫酸钠100g/t，进行铅精选1，铅精选1尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅精选2；
S6：铅精选2
铅精选1泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌200g/t、亚硫酸钠80g/t，进行铅精选2，铅精选2尾矿返回至铅精选1，泡沫进入铅精选3；
S7：铅精选3
铅精选2泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌120g/t、亚硫酸钠60g/t，进行铅精选3，铅精选3尾矿返回至铅精选2，泡沫作为含金银铅精矿。
本对比例获得的铅精矿含铅5.48％、铜0.82％、含银225.46g/t、含金2.97g/t，铅、铜、银和金的回收率分别为18.01％、17.68％、17.48％和8.29％。
相比实施例1-4，采用Z-200捕收剂时，所得铅精矿中铅、铜和银、金的品位都显著降低，并且回收率也显著下降。
对比例3
本对比例处理的残坡积型硫化铅锌矿同实施例1，浮选工艺过程如图2所示，采用的捕收剂为25#黑药，包括以下步骤：
S1：磨矿
残坡积型硫化铅锌矿原矿石添加硫化钠250g/t后进行磨矿，获得磨矿产品，细度为-0.075mm占69.1％，之后进入铅粗选操作；
S2：铅粗选
所述磨矿产品添加锌矿物抑制剂硫酸锌1000g/t和亚硫酸钠250g/t，再添加捕收剂42g/t，搅拌数分钟后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
S3：铅扫选1
铅粗选尾矿添加捕收剂14g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选1，铅扫选1泡沫返回铅粗选，铅扫选1尾矿进入铅扫选2作业；
S4：铅扫选2
铅扫选1尾矿添加捕收剂7g/t，搅拌数分钟后进行铅扫选2，铅扫选2泡沫返回铅扫选1，铅扫选2尾矿作为铅尾矿；
S5：铅精选1
铅粗选泡沫添加硫化钠300g/t，硫酸锌300g/t、亚硫酸钠100g/t，进行铅精选1，铅精选1尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅精选2；
S6：铅精选2
铅精选1泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌200g/t、亚硫酸钠80g/t，进行铅精选2，铅精选2尾矿返回至铅精选1，泡沫进入铅精选3；
S7：铅精选3
铅精选2泡沫添加硫化钠150g/t，硫酸锌120g/t、亚硫酸钠60g/t，进行铅精选3，铅精选3尾矿返回至铅精选2，泡沫作为含金银铅精矿。
本对比例获得的铅精矿含铅9.53％、铜1.42％、含银268.83g/t、含金5.16g/t，铅、铜、银和金的回收率分别为24.75％、24.28％、16.48％和11.38％。
相比实施例1-4，采用25#黑药捕收剂时，所得铅精矿中铅、铜和银、金的品位都显著降低，并且回收率也显著下降。
通过以上实施例和对比例可以看出，本发明方法通过合理的浮选工艺，提高了铅精矿中金和银的含量，实现了银金在铅精矿中的综合回收。
虽然，上文中已经用一般性说明、具体实施方式及试验，对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。
Claims (4)
1.一种残坡积型硫化铅锌矿的浮选方法，其特征在于，所述浮选方法包括以下步骤：
(1)将残坡积型硫化铅锌矿原矿磨矿制成磨矿产品，所述磨矿产品细度为-0.075mm占65～70％，磨矿过程中添加硫化钠240～260g/t和捕收剂25～35g/t；
(2)所述磨矿产品添加硫酸锌900～1100g/t和亚硫酸钠200～300g/t，再添加捕收剂10～15g/t，搅拌后进行铅粗选，获得铅粗选泡沫和铅粗选尾矿；
(3)所述铅粗选尾矿添加捕收剂10～15g/t，搅拌后进行铅一次扫选，铅一次扫选的泡沫返回铅粗选作业，铅一次扫选的尾矿进入铅二次扫选；
铅一次扫选的尾矿添加捕收剂5～10g/t，搅拌后进行铅二次扫选，铅二次扫选的泡沫返回铅一次扫选作业，铅二次扫选的尾矿作为铅尾矿；
(4)所述铅粗选泡沫添加硫化钠280～300g/t、硫酸锌260～320g/t、亚硫酸钠80～110g/t，搅拌后进行铅一次精选，铅一次精选的尾矿返回至铅粗选，泡沫进入铅二次精选；
铅一次精选的泡沫添加硫化钠145～155g/t、硫酸锌190～200g/t、亚硫酸钠75～85g/t，搅拌后进行铅二次精选，铅二次精选的尾矿返回至铅一次精选作业，泡沫进入铅三次精选；
铅二次精选的泡沫添加硫化钠140～155g/t、硫酸锌110～125g/t、亚硫酸钠55～65g/t，搅拌后进行铅三次精选，铅三次精选的尾矿返回至铅二次精选作业，泡沫为含金银的铅精矿；
其中，所述捕收剂为甲酚黑药。
2.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于，所述捕收剂甲酚黑药中还添加有高级醇，所述高级醇为含有6～14个碳原子的一元醇。
3.根据权利要求2所述的浮选方法，其特征在于，所述捕收剂中高级醇的质量百分比含量为1～30％，优选为15～25％，进一步优选为20％。
4.根据权利要求2或3所述的浮选方法，其特征在于，所述高级醇为8～12个碳原子的一元醇中的任一种或者几种的混合。
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