本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种基于表面氧化-选择性沉淀原理实现的铜铅浮选分离方法。
背景技术：
铜铅浮选分离一直是有色金属选矿领域面临的技术难题，目前，铜铅浮选分离主要采用以下两种方法：
方法一，铜铅混合精矿在精矿脱药后加入重铬酸钾，从而，选择性抑制方铅矿，浮选出黄铜矿，其原理为：重铬酸钾能氧化方铅矿表面，并在其表面生成铬酸铅亲水性沉淀，使方铅矿受到抑制；
方法二，铜铅混合精矿在精矿脱药后加入氰化物，从而，选择性抑制黄铜矿，浮选出方铅矿，其原理为：氰化物在黄铜矿表面生成铜氰络合物，使其表面亲水受到抑制。
上述这两种浮选分离方法的分离效果较好，但是，重铬酸盐和氰化物都具有较强毒性，对环境会造成严重污染，近年来这两种铜铅浮选分离工艺都受到了强烈限制，因此，亟需找到一种高效、无毒的铜铅分离浮选方案。
技术实现要素：
本发明实施例提供了一种基于表面氧化-选择性沉淀原理实现的铜铅浮选分离方法，用以实现对铜铅混合精矿的高效、无毒浮选分离。
本发明采用以下技术方案：
一种铜铅浮选分离方法，所述方法包括：
步骤a、在待分离的铜铅混合精矿中加入活性炭，并进行再磨脱药；
步骤b、将经过再磨脱药处理得到的铜铅矿浆倒入浮选槽中，对所述铜铅矿浆进行稀释，向稀释后的铜铅矿浆中加入氧化剂，搅拌后为加入氧化剂的铜铅矿浆施加预置氧化还原电位，依次向施加有预置氧化还原电位的铜铅矿浆中加入选择性沉淀剂和捕收剂，待充气粗选第一预定时长后，分离得到粗选精矿和粗选尾矿，其中，所述选择性沉淀剂为含有磷酸根的钠盐溶液和/或含有磷酸根的钾盐溶液；
步骤c、对所述粗选精矿进行三次精选处理，分离得到铜精矿；其中，第一次精选后得到的精选I精矿作为第二次精选的给矿，第一次精选后得到精选I尾矿返回作为第一次精选的给矿，第二次精选后得到的精选II精矿作为第三次精选的给矿，第二次精选后得到的精选II尾矿返回作为第二次精选的给矿，第三次精选后得到的精选III精矿为铜精矿，第三次精选后得到的精选III尾矿返回作为第三次精选的给矿；第一次精选所用氧化剂、选择性沉淀剂和捕收剂的剂量是粗选所用剂量的一半，后续两次精选所用氧化剂、选择性沉淀剂和捕收剂的剂量是上一次精选所用剂量的一半；
步骤d、向所述粗选尾矿中加入捕收剂，经过充气扫选第二预定时长后分离得到铅精矿，其中，扫选后得到的扫选精矿返回作为第一次精选的给矿，扫选后得到的扫选尾矿为铅精矿。
在本发明实施例中，采用表面氧化-选择性沉淀方法对铜铅精矿进行一次粗选工艺以及三次精选工艺，从而选择性氧化方铅矿表面，并利用沉淀剂在方铅矿表面生成亲水性的磷酸铅沉淀，进而，最终分离出所需的铜精矿以及铅精矿，从而，提升浮选分离效果，且氧化剂和沉淀剂均为无毒药剂，因而，提升了浮选分离的环保性。
可选地，所述氧化剂为高锰酸钾过氧化钠或高氯酸钾中的一种或多种组合。
可选地，所述选择性沉淀剂为磷酸钠、焦磷酸钠、三聚磷酸钠、三偏磷酸钠、六偏磷酸钠、磷酸钾、焦磷酸钾、三聚磷酸钾、三偏磷酸钾或六偏磷酸钾中的一种或多种组合。
本发明所采用的氧化剂能够选择性氧化方铅矿表面，且选择性沉淀剂对方铅矿的抑制作用比现有技术中的重铬酸盐强，且选择性比重铬酸盐好，从而，增加方铅矿表面亲水性，使其浮选受到抑制，而黄铜矿表面不受影响，在捕收剂作用下黄铜矿疏水上浮。此外，本发明所用氧化剂—沉淀剂均为无毒药剂，发明工艺具有铜铅分离效果好、药剂无毒环保等多重优点。
可选地，在再磨脱药处理时加入活性炭的剂量为300-500g/t。
在本发明实施例中，该剂量的活性炭能够更好的提升再磨脱药的效果，且吸附矿浆中的过剩药剂，并促进药剂从矿物表面解吸。
可选地，在粗选处理时加入氧化剂的剂量为200-300g/t，加入选择性沉淀剂的剂量为400-600g/t，加入捕收剂的剂量为100-180g/t。
在本发明实施例中，该剂量的氧化剂以及选择性沉淀剂能够提升铜铅分离效率。
可选地，在扫选处理时加入的捕收剂的剂量为50-90g/t。
可选地，稀释后铜铅矿浆质量浓度为28%-35%。
在本发明实施例中，稀释可便于铜铅分离。
可选地，为加入氧化剂的铜铅矿浆施加的预置氧化还原电位为500-700mv。
在本发明实施例中，通过对铜铅矿浆电位的调整，在一定程度上可以减小药剂用量，优化浮选指标，且能够有效强化对细粒度的铅矿物的抑制效果。
可选地，每次加药后搅拌时间为2-3min。
可选地，所述第一预定时长为4-7min，所述第二预定时长为3-5min。
在本发明实施例中，通过搅拌可以提升稀释效果以及药剂溶解效率，使得药剂与铜铅矿浆进行反应。
作为技术效果更佳的技术方案：
一种基于表面氧化-选择性沉淀原理的铜铅浮选分离方法，其特征在于，所述方法步骤如下：
（1）在铜铅混合精矿中加入300~500g/t活性炭进行再磨脱药，再磨时间1-2分钟；
（2）将步骤（1）中再磨矿浆倒入浮选槽中并加水将矿浆质量浓度调至28%-35%，搅拌1-2分钟，再加入200-300g/t氧化剂，搅拌2-3分钟，将矿浆氧化还原电位调整至500-700mV，然后依次加入400-600g/t的选择性沉淀剂、100-180g/t的捕收剂Z-200号，每次加药后搅拌2-3分钟，充气粗选4-7分钟，得到铜铅分离粗选精矿和铜铅分离粗选尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅分离粗选精矿中依次加入氧化剂、沉淀剂和捕收剂Z-200号进行三次精选，每次精选药剂用量是上一次的一半，加药后搅拌2-3分钟，浮选时间3-5分钟，精选I精矿进行第二次精选，精选I尾矿返回作为粗选给矿，精选II精矿进行第三次精选，精选II尾矿返回作为精选I给矿，精选III精矿为铜精矿，精选III尾矿返回作为精选II给矿；
（4）将步骤（2）得到铜铅分离粗选尾矿中加入50-90g/t的捕收剂Z-200，搅拌2-3分钟，充气扫选3-5分钟，扫选精矿返回作为粗选给矿，扫选尾矿为铅精矿；
其中，所述步骤（2）中氧化剂为高锰酸钾、过氧化钠或高氯酸钾中的一种；
其中，所述步骤（2）中选择性沉淀剂为磷酸钠（钾）、焦磷酸钠（钾）、三聚磷酸钠（钾）、三偏磷酸钠（钾）或六偏磷酸钠（钾）中的一种。
本发明采用表面氧化-选择性沉淀方法抑制方铅矿，浮选黄铜矿，即铜铅混合精矿采用活性炭再磨脱药后，加入氧化剂将矿浆氧化还原电位提高至500-700mV，即介于方铅矿和黄铜矿二者氧化临界电位之间，从而使方铅矿表面发生过度氧化，氧化后表面产生Pb(OH)2或PbSO4，黄铜矿表面未氧化或轻微氧化；再加入选择性沉淀剂在方铅矿氧化表面生成亲水性沉淀，增加方铅矿表面亲水性，使其浮选受到抑制，而黄铜矿表面不受影响，在捕收剂作用下黄铜矿疏水上浮。本方法所用的氧化剂为高锰酸钾、过氧化钠或高氯酸钾中的一种，选择性沉淀剂为含磷酸根的钠盐或钾盐，即磷酸钠（钾）、焦磷酸钠（钾）、三聚磷酸钠（钾）、三偏磷酸钠（钾）或六偏磷酸钠（钾）中的一种，沉淀剂将氧化后方铅矿表面的Pb(OH)2或PbSO4转化为稳定的磷酸铅Pb3(PO4)2沉淀，从而使方铅矿表面亲水受到抑制。所用氧化剂和沉淀剂均为无毒药剂，具有高效、无毒、环保多重优点。
本发明所取得的技术效果：本发明采用表面氧化-选择性沉淀方法进行抑铅浮铜，所用的氧化剂为高锰酸钾、过氧化钠或高氯酸钾中的一种，可将矿浆氧化还原电位调整至方铅矿和黄铜矿氧化临界电位之间，从而选择性氧化方铅矿表面；所用沉淀剂为含磷酸根的钠盐或钾盐，其在方铅矿表面能生成亲水性的磷酸铅沉淀，由于磷酸铅溶度积远小于铬酸铅，所以磷酸铅沉淀比铬酸铅稳定，因此本发明所用的沉淀剂对方铅矿的抑制作用比重铬酸盐强、选择性比重铬酸盐好。本发明所用氧化剂—沉淀剂均为无毒药剂，发明工艺具有铜铅分离效果好、药剂无毒环保等多重优点。
附图说明
图1为本发明铜铅浮选分离工艺流程示意图。
具体实施方式
下面通过具体的实施例对本发明所涉及的技术方案进行详细描述，本发明包括但并不限于以下实施例。
第一实施例
一种基于表面氧化-选择性沉淀原理的铜铅浮选分离方法，包括步骤如下：
（1）在铜铅混合精矿中加入300~500g/t活性炭进行再磨脱药，再磨时间1-2分钟；
（2）将步骤（1）中再磨矿浆倒入浮选槽中并加水将矿浆质量浓度调至28%-35%，搅拌1-2分钟，再加入200-300g/t氧化剂，搅拌2-3分钟，将矿浆氧化还原电位调整至500-700mV，然后依次加入400-600g/t的选择性沉淀剂、100-180g/t的捕收剂Z-200号，每次加药后搅拌2-3分钟，充气粗选4-7分钟，得到铜铅分离粗选精矿和铜铅分离粗选尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅分离粗选精矿中依次加入氧化剂、沉淀剂和捕收剂Z-200号进行三次精选，每次精选药剂用量是上一次的一半，加药后搅拌2-3分钟，浮选时间3-5分钟，精选I精矿进行第二次精选，精选I尾矿返回作为粗选给矿，精选II精矿进行第三次精选，精选II尾矿返回作为精选I给矿，精选III精矿为铜精矿，精选III尾矿返回作为精选II给矿；
（4）将步骤（2）得到铜铅分离粗选尾矿中加入50-90g/t的捕收剂Z-200，搅拌2-3分钟，充气扫选3-5分钟，扫选精矿返回作为粗选给矿，扫选尾矿为铅精矿；
其中，所述步骤（2）中氧化剂为高锰酸钾、过氧化钠或高氯酸钾中的一种；
其中，所述步骤（2）中选择性沉淀剂为磷酸钠（钾）、焦磷酸钠（钾）、三聚磷酸钠（钾）、三偏磷酸钠（钾）或六偏磷酸钠（钾）中的一种。
内蒙古巴彦淖尔一铜铅锌多金属矿通过铜铅混浮得到铜铅混合精矿，铜铅混合精矿Cu品位4.6%左右、Pb品位41%左右，采用400g/t活性炭再磨2分钟进行脱药，加水将矿浆浓度调整至30%，之后采用一粗三精一扫进行铜铅分离浮选，粗选依次加入240g/t高锰酸钾（矿浆氧化还原电位调整至620mV）、500g/t磷酸钠和150g/t捕收剂Z-200号，每段精选和扫选的药剂用量在上一段浮选用量基础上减半，每次加药后搅拌3分钟，粗选刮泡6分钟，精选和扫选刮泡4分钟，所有中矿循序返回作为上一段浮选给矿，第三段精选精矿为最终铜精矿，扫选尾矿为铅精矿。试验流程如图1所示，铜铅分离试验结果如表1所示，其中浮选给矿为铜铅混合精矿。
由表1结果可以看出，本发明采用表面氧化-选择性沉淀方法进行抑铅浮铜，取得铜铅分离指标要优于重铬酸钾。
表1
第二实施例
该方法主要基于表面氧化-选择性沉淀原理实现对铜铅混合精矿的高效、无毒浮选分离，该方法可包括以下步骤：
步骤a、在待分离的铜铅混合精矿中加入活性炭，并进行再磨脱药。
在实际的浮选工艺中，为了提升浮选分离的高效性，可对待分离的铜铅混合精矿进行再磨工艺，以使得铜铅混合精矿中的单体解离，同时，还可以剥落一部分药剂，起到一定脱药的作用。
在本发明中，为了更好的提升再磨脱药的效果，可以在铜铅混合精矿中加入适量的活性炭，以利用活性炭的吸附性能，吸附矿浆中的过剩药剂，并促进药剂从矿物表面解吸。
优选地，在再磨脱药处理时加入活性炭的剂量为300-500g/t。其中，药剂单位g/t，是指每吨浮选给矿使用的浮选药剂有效成分的质量。
步骤b、将经过再磨脱药处理得到的铜铅矿浆倒入浮选槽中，对铜铅矿浆进行稀释，向稀释后的铜铅矿浆中加入氧化剂，搅拌后为加入氧化剂的铜铅矿浆施加预置氧化还原电位，依次向施加有预置氧化还原电位的铜铅矿浆中加入选择性沉淀剂和捕收剂，待充气粗选第一预定时长后，分离得到粗选精矿和粗选尾矿，其中，选择性沉淀剂为含有磷酸根的钠盐溶液和/或含有磷酸根的钾盐溶液。
在本发明中，为了便于分离铜铅，可对再磨矿浆进行稀释处理，具体地，在将再磨矿浆倒入浮选槽中之后，向浮选槽中加入水，使得矿浆的质量浓度稀释至28%-35%；为了便于更好的稀释，可对加水后的矿浆进行搅拌，具体搅拌时间可以为1-2分钟。之后，再向稀释后的矿浆中加入200-300g/t剂量的氧化剂，搅拌2-3分钟后，为加入氧化剂的铜铅矿浆施加的预置氧化还原电位为500-700mv，然后，依次加入400-600g/t的选择性沉淀剂、100-180g/t的捕收剂Z-200号，每次加药剂后都需搅拌2-3分钟，之后，充气粗选第一预定时长（一般为4-7分钟），得到粗选精矿和粗选尾矿，其中，粗选精矿用于精选得到铜精矿，粗选尾矿用于扫选得到铅精矿。
可见，上述步骤b中采用了表面氧化-选择性沉淀方法抑制方铅矿而浮选黄铜矿，即在铜铅混合精矿采用活性炭再磨脱药后，加入氧化剂后将矿浆的氧化还原电位提高至500-700mv，即将矿浆的氧化还原电位调整至介于方铅矿的氧化还原电位和黄铜矿的氧化还原电位之间，从而，保证方铅矿表面发生过度氧化，且氧化后方铅矿的表面产生Pb(OH)2或PbSO4，而黄铜矿表面未氧化或轻微氧化；再加入选择性沉淀剂（可以为含有磷酸根的钠盐溶液和/或含有磷酸根的钾盐溶液）在方铅矿氧化表面生成亲水性磷酸铅沉淀，而且，由于磷酸铅溶度积远小于铬酸铅，所以磷酸铅沉淀比铬酸铅稳定，因此本发明所采用的选择性沉淀剂对方铅矿的抑制作用比现有技术中的重铬酸盐强，且选择性比重铬酸盐好，从而，增加方铅矿表面亲水性，使其浮选受到抑制，而黄铜矿表面不受影响，在捕收剂作用下黄铜矿疏水上浮。此外，本发明所用氧化剂—沉淀剂均为无毒药剂，发明工艺具有铜铅分离效果好、药剂无毒环保等多重优点。
步骤c、对粗选精矿进行三次精选处理，分离得到铜精矿；其中，第一次精选后得到的精选I精矿作为第二次精选的给矿，第一次精选后得到精选I尾矿返回作为第一次精选的给矿，第二次精选后得到的精选II精矿作为第三次精选的给矿，第二次精选后得到的精选II尾矿返回作为第二次精选的给矿，第三次精选后得到的精选III精矿为铜精矿，第三次精选后得到的精选III尾矿返回作为第三次精选的给矿；第一次精选所用氧化剂、选择性沉淀剂和捕收剂的剂量是粗选所用剂量的一半，后续两次精选所用氧化剂、选择性沉淀剂和捕收剂的剂量是上一次精选所用剂量的一半。
其实，每次精选都相当于是对粗选或上一次精选的重复处理，而且，每次精选所用的给矿，都是上一次浮选所得到的精矿，以及下一次精选所得到的尾矿，即尾矿是循环使用的。
可选地，在本发明中，粗选或精选所用的氧化剂为高锰酸钾过氧化钠或高氯酸钾中的一种或多种组合，所用的选择性沉淀剂为磷酸钠、焦磷酸钠、三聚磷酸钠、三偏磷酸钠、六偏磷酸钠、磷酸钾、焦磷酸钾、三聚磷酸钾、三偏磷酸钾或六偏磷酸钾中的一种或多种组合。
步骤d、向粗选尾矿中加入捕收剂，经过充气扫选第二预定时长后分离得到铅精矿，其中，扫选后得到的扫选精矿返回作为第一次精选的给矿，扫选后得到的扫选尾矿为铅精矿。
具体地，在步骤d进行扫选处理时加入的捕收剂Z-200的剂量为50-90g/t。经过2-3分钟搅拌后，充气扫选第二预定时长（一般为3-5分钟）后，得到扫选精矿和扫选尾矿，其中，扫选精矿返回作为第一次精选的给矿，扫选尾矿为铅精矿。
在本发明中，采用表面氧化-选择性沉淀方法进行抑铅浮铜，所用的氧化剂为高锰酸钾、过氧化钠或高氯酸钾中的一种，可将矿浆氧化还原电位调整至方铅矿和黄铜矿氧化临界电位之间，从而选择性氧化方铅矿表面；所用沉淀剂为含磷酸根的钠盐或钾盐，其在方铅矿表面能生成亲水性的磷酸铅沉淀，由于磷酸铅溶度积远小于铬酸铅，所以磷酸铅沉淀比铬酸铅稳定，因此本发明所用的沉淀剂对方铅矿的抑制作用比重铬酸盐强、选择性比重铬酸盐好。且所用氧化剂和沉淀剂均为无毒药剂，具有高效、无毒、环保多重优点。
下面通过一具体的实例对本发明所涉及的浮选分离方法进行详细的介绍。
该实例主要以内蒙古巴彦淖尔的一铜铅锌多金属矿为例，对该多金属矿进行铜铅混浮得到铜铅精矿，铜铅精矿中Cu的品味为4.6%左右，Pb的品味为41%左右，之后，利用活性炭对铜铅精矿进行再磨脱药处理，活性炭的剂量为400g/t，再磨脱药时间为2分钟，然后，向再磨脱药后的矿浆中加入适量的水，将铜铅矿浆的质量浓度调整至30%。以下参见图1所示的工艺流程示意图，主要包括一次粗选和三次精选工艺。
粗选工艺：
向稀释后的铜铅精矿中加入剂量为240g/t的高锰酸钾，并施加620mv的氧化还原电压，再加入剂量为500g/t的磷酸钠，以及剂量为150g/t的捕收剂Z-200号。每次加入药剂都搅拌3分钟，以便于充分溶解于矿浆中，加速反应。在充气粗选刮泡6分钟后，分离得到粗选精矿和粗选尾矿。其中，粗选精矿用于进行后续的精选工艺得到铜精矿，粗选尾矿用于进行扫选得到铅精矿。
精选工艺：
第I次精选，将粗选得到的粗选精矿作为第I次精选的给矿，进行精选I操作；具体地，向粗选精矿中加入120g/t的高锰酸钾，并施加620mv的氧化还原电压，再加入剂量为250g/t的磷酸钠，以及剂量为75g/t的捕收剂Z-200号。每次加入药剂都搅拌3分钟，在充气精选刮泡4分钟后，分离得到精选I精矿和精选I尾矿，参照图1所示，精选I尾矿要返回作为精选I的给矿，而精选I精矿要作为第II次精选的给矿。
第II次精选，向第I次精选得到的精选I精矿中加入60g/t的高锰酸钾，并施加620mv的氧化还原电压，再加入剂量为125g/t的磷酸钠，以及剂量为37.5g/t的捕收剂Z-200号。每次加入药剂搅拌3分钟，在充气精选刮泡4分钟后，分离得到精选II精矿和精选II尾矿，参照图1所示，精选II尾矿要返回作为精选II的给矿，而精选II精矿要作为第III次精选的给矿。
第III次精选，向第II次精选得到的精选II精矿中加入30g/t的高锰酸钾，并施加620mv的氧化还原电压，再加入剂量为62.5g/t的磷酸钠，以及剂量为18.75g/t的捕收剂Z-200号。每次加入药剂搅拌3分钟，在充气精选刮泡4分钟后，分离得到精选III精矿和精选III尾矿，参照图1所示，精选III尾矿要返回作为精选III的给矿，精选III精矿则为所需的铜精矿。
扫选工艺：
向粗选得到的粗选尾矿中加入70g/t的捕收剂Z-200号，搅拌3分钟且充气扫选刮泡4分钟后，扫选分离得到扫选精矿和扫选尾矿，其中，扫选尾矿为所需铅精矿，并将扫选精矿返回作为粗选的给矿。
如此循环往复，最终浮选分离得到所需的铜精矿和铅精矿。
尽管已描述了本申请的优选实施例，但本领域内的技术人员一旦得知了基本创造性概念，则可对这些实施例做出另外的变更和修改。所以，所附权利要求意欲解释为包括优选实施例以及落入本申请范围的所有变更和修改。
显然，本领域的技术人员可以对本申请进行各种改动和变型而不脱离本申请的精神和范围。这样，倘若本申请的这些修改和变型属于本申请权利要求及其等同技术的范围之内，则本申请也意图包含这些改动和变型在内。