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多金属铅锌矿石选矿分离方法

Release date:2017-04-12  source:选矿技术网  Browse times:6613
    1.铅—锌分选
    分离方法较简单的是使用硫酸锌就取得满意的结果。然而,这种情况很少见到。这是因为铅锌矿石除了闪锌矿有时被铅和钙离子污染之外,还常常伴生有黄矿。特别是一种黄铁矿类型的铅锌矿石的硫锌矿石,硫化铁含量达60~70%以上。这样,仅用硫酸锌难以将铅与锌、硫矿物分离而取得较好的分选效果。此外,在外理铅—锌~或铅—锌—铜~硫矿石时,当矿石中含有次生硫化铜矿物时,矿浆中大量铜离子活化闪锌矿,在这种情况下更难用上述方法使之抑制。从国外选矿实践来看,铅锌分离仍以抑锌选铅的氰化工艺为主,其中以氰化钠—硫酸锌法更为普遍,其次是氰化钠—亚硫酸法。后者对次生铜含量较高,含泥较多的矿石往往能获得较好的分选效果。
    加拿大诺娃士柯蒂亚新建的盖斯河铅锌选厂(日处理矿石量为1500吨)。处理碳酸盐型铅锌矿石(含2.8%铅、4.2%锌),在铅、锌分选作业中,采用硫酸锌—氰化钠工艺,铅精矿品位达72%,铅回收率为94%,锌精矿品位达62%,锌回收率为92%,锌精矿中氧化含量仅0.35%。苏联一个铅、锌氧化率高,并含有较多次生铜的萨拉伊尔斯克铅锌选厂在采用氰化工艺(硫酸锌—硫化钠—氰化钠)的基础上补加硫酸铵和硅酸钠,对提高铅、锌回收率,尤其是氧化的回收率特别有效。
    铅锌分选的无氰工艺除了在日本各选厂中普遍使用的亚硫酸法(包括SO3)和亚硫酸钠(澳大利亚北布罗肯—希尔)外,苏联米苏尔铅—锌选厂则采用氮化物—硫酸锌的分选工艺,近一、两年来,日本和苏联分别报导了两种铅—锌分选新工艺。日本中广吉孝等人指出,将铅—锌混合精矿在30℃条件下,用17%H2SO4溶液酸化 搅拌7~10分钟,使方铅矿表面受到H2SO4作用后生成PbSO4而受到抑制,为铅—锌分选创造了抑铅选锌的新工艺。苏联克瓦幸斯克铅—锌选厂采用高钾完全取代氰化钠、不仅提高了铅精矿品位,降低了铅精矿中含锌量,而且还大大简化了药剂制度。
    2.铜—铅分选
    铅—锌—铜(硫)矿石的分选工艺中,除了铜—铅与锌—(硫)分离工艺基本与铅—锌分离工艺相同外,主要问题集中在铜—铅混合精矿的分离工艺上。铜—铅分离工艺基本上有三种,即抑铜选铅的氰化法,抑铅选铜的重酸盐和亚硫酸(及其盐)法。目前,各国铅锌多属矿石选厂逐渐抛弃传统的氰化法和重铬酸盐法,以防止贵金属被氰化物溶解,避免含氰、含铬的污水。
    亚硫酸对黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿不具抑制作用。由于其对铜矿物表面的清洗,因而有活化铜矿物的作用。亚硫酸盐对未被氰化的纯净方铅矿,在矿浆pH值<11以内,不受抑制。但对表面被氧化的方铅矿,则在pH值>5以后受到强烈抑制。在相同亚硫酸盐1.5公斤/吨用量的情况下,随着方铅矿表面氧化程度的加深,方铅矿被抑制得更厉害。
    亚硫酸盐对铜、铅矿物的上述选择性抑制作用,广泛地应用于铜铅分离工业生产,由于铜铅分离前,矿浆经搅拌、浮选充气等过程,方铅矿表面都不同程序地被氧化,因而可被亚硫酸盐抑制。在生产实践中,亚硫酸盐(或亚硫酸)多与其它抑制剂组合,有利于提高分选效果和稳定性。几种主要的组合方式如下:
   (1)二氧化硫、淀粉法
    美国圣桥矿物公司、旧金山矿、麦格芒物和加拿大布伦兹维克选厂均采用此法。圣桥矿物公司所属勃拉息—克里喀、弗菜圈,洼衣畔纳姆等选厂所处理的铜铅锌矿石,其铜铅比例一般为30:1~50:1,甚至达到10:1~100:1。铜铅分离采用二氧化硫和淀粉法。分离前加荷性化淀粉0.25~0.5公斤/吨混精,二氧化硫1.5~3公斤/吨混精,控制矿浆pH值4.5~5,搅拌3~5分,可以抑铅选铜。二氧化硫和淀粉的用量要适当,若二氧化硫不够 ,淀粉将抑制铜。[next]
   (2)亚硫酸、矿浆加温法
    在弱酸性回路中,吸附于方铅矿表面的捕收剂随矿浆加热到60℃以上而优先解吸,而吸附于黄铜矿上的捕收剂甚至将矿浆加热到70℃也不解吸。日本花岗堂屋敷和松峰等选厂均采用矿浆加温法。铜铅混合精矿吹入蒸汽,矿浆温度升至60℃后进行铜铅分离。小坂内之岱选厂原矿品位铜1.5%铅1.6%、锌4.9%。采用二氧化矿和氢氧化钙控制矿浆pH为5.5,进行铜铅混合浮选。其铜铅混合精矿加温至70℃,矿浆pH为5.5,浮铜、抑铅。获得铅精矿品位26%、铜回收率81.8%;铅精矿品位58.1%,铅回收率70%。
   (3)亚硫酸——硫化钠法
该法对含黄铁矿高、泥多、次生硫化铜高的矿石,可得到较好的结果。
   (4)硫代硫酸钠(Na2S2O3)—三氯化铁法
    该法能抑制被铜离子强烈活化的方铅矿、对成分复杂的矿石进行有效分离。苏联捷略诺夫斯克选厂原矿成分复杂,含有原生、次生硫化铜和氧化铜矿物,方铅矿受铜离子强烈活化。为取代氰化物,用一般亚硫酸盐法均未取得成效。米哈诺布尔研究院提出了用Fe3+—S2O32-法可以对混合精矿取得稳定的分选效果,1977年在捷略诺夫斯克选厂进行了抑铅选铜的工业试验,取得了较好指标:铜精矿品位30.27%、分离作业回收率90%;铅精矿品位68.5%、作业回收率97%。1979~1980年经改进后,用硫代硫酸钠、三氯化铁作方铅矿抑剂又进行了一系列半工业和工业试验,证明对含次生铜和氧化铜为20~25%的硫化矿石,可以进行有效分离,取得较高指标。
   (5)Nuchar 分离方法
    此法为十四届国际选矿会议上提出的新分离方法,当处理难选的、低品位的铜铅混合精矿时,采用亚硫酸—加热法或重铬酸盐等抑制剂的抑制效果,随分离给矿中闪锌矿和黄铁矿含量的增加而急剧降低。当采用亚硫酸—加热法时,脉石矿泥的存在,则降低铜的浮游速度。新的分离方法是将铜铅混合精矿用活性炭脱药,加重铬酸钠和水玻璃的等量混合物搅拌,再加CMC抑铅选铜。与二氧化硫—加温法相比,半工业试验铜精矿品位由27.8%提高到28.7%,分离作业铜回收率由92.9%提高到94.7%,铜精矿含铅由3.71%降到0.6%,分离作业铅的回收率由79.7%提高到97.4%。
    其他方法不家南朝鲜第二莲花矿业的NaHSO3与普遍水泥配合的抑铅选铜工艺。苏联别洛乌索夫铜—铅混合精矿的分离采用H2SO4(800克/吨)抑铅选铜的工艺。以及印度拉贾斯坦的拉杰普拉—达里博矿床的铜含量较低的铜铅混合精矿(铅34.8%和铜5.5%),分选试验提出方铅矿的有效抑制剂组合是碳酸、硅氟酸和柠檬酸的混合物的工艺等。
    3.锌—硫分选
    铅锌多金属矿石浮选工艺中,锌硫分离方法,从国内外选矿实践来看,大多采用石灰抑制硫化铁矿物(黄铁矿和磁黄铁矿)。硫酸铜活化闪锌矿。个别选厂在锌硫分离时还采用少量氰化物。值得注意的是加拿大布伦兹威克12号选矿厂处理铜—铅—锌矿石使用二氧化硫降低pH值(4.5~4.8),并用蒸汽加温方法从含铅、锌、铜和FeS2的混合精矿中仅浮选黄铁矿(浮选pH为5.0~5.3),改善了分选效果,使铅精矿品位提高8%。西德梅根选厂使用类似的方法,将锌—硫混合精矿矿浆加温至80℃,用二氧化硫在pH为4.6条件下处理,抑制闪锌矿,浮选黄铁矿,使锌精矿品位提高7%,达到55%。

 
 
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