专利名称：氧化-硫化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法
技术领域：
本发明涉及一种选矿方法，尤其是一种硫化-氧化混合矿中难选硫化 矿物的活化浮选方法，属于有色金属矿选矿技术领域。
背景技术：
对铜、铅、锌多金属矿或者铜、锌单金属矿，通常采用浮选法加以处 理。在浮选过程中，对铜、铅、锌多金属矿而言，除了存在金属矿物与脉 石分离的问题外，还存在铜、铅、锌等金属之间的分离问题。而单金属矿 则主要存在金属矿物与脉石的分离问题。
一般情况下，矿石中的硫化矿物 比氧化矿物易于浮选，但当矿石氧化到一定程度时，不仅其中的氧化矿物 难选，硫化矿物也同样难选，尤其是与氧化矿物共生或被氧化矿物包裹的 硫化矿物更加难选。在实际生产中，氧化矿物可以采用硫化浮选法回收， 也可采用湿法冶金法加以回收，而硫化矿物基本上都采用浮选法回收。但 在矿石结构比较复杂，硫化矿物与氧化矿物紧密共生，或被氧化矿物包裹， 且在磨矿过程中难以解离氧化矿物和硫化矿物的情况下，硫化矿物的选矿 回收则变得十分困难，此时若继续采用硫化浮选法进行选矿，不仅效果差， 而且硫化剂还会对硫化矿物产生抑制作用，造成硫化矿物的浮选回收率极 为低下，甚至无法选。因此，硫化-氧化混合矿中难选硫化矿的浮选问题需 要得到解决，以充分利用有限的可用矿物资源。
发明内容
针对现有硫化-氧化混合矿中难选硫化矿的选矿回收存在的上述问题， 本发明提供一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，以通过 简单的方法，让与硫化矿共生或包裹的氧化矿物先被溶解后，露出硫化矿 物，以增加表面的吸附活化中心，从而促进矿物表面能够与后序的浮选药 剂发生作用，从而实现难选硫化矿物的活化浮选，达到提高硫化矿物浮选 回收率的目的。
本发明通过下列技术方案完成 一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物
3的活化浮选方法，其特征在于
对Si02》2(m的高硅型混合矿石采用下列工艺步骤
A、 将矿石湿式碎磨至细度小于74um的占80%以上的矿浆；
B、 在A步骤的矿浆中加入浓度为2 5%的硫酸至矿浆pH值至2 3， 搅拌溶解10 20分钟，以溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物；
C、 按50 300g/t原矿的量，在B步骤的矿浆中加入硫化剂，并调整 矿浆pH值至9 10，以增加矿物表面的吸附活化中心；
D、 将C步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物；
对Ca0+Mg0》25。/。的高钙镁型混合矿石采用下列工艺步骤
a、 将矿石湿式碎磨至细度小于74 u m的占80%以上的矿浆；
b、 在A步骤的矿浆中加入氨和铵盐至矿浆总氨浓度为0. 5 1. 5mol/L， 其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2:1，搅拌溶解8 25分钟，以溶解混合矿中 共生的或包裹的氧化矿物；
c、 按200 500g/t原矿的量，在B步骤的矿浆中加入硫化剂，并调整 矿浆pH值至9 11，以增加矿物表面的吸附活化中心；
d、 将c步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物。 所述C歩骤和c步骤的硫化剂为硫化钠、硫氢化钠、硫化*丐中的一种
或几种，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。
所述b步骤的氨为氨水，铵盐为碳酸氢铵、碳酸铵、硫酸铵中的一种
或几种，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。
所述矿浆pH值的调整用石灰、石灰乳、氢氧化钠、碳酸钠中的一种或
几种，具体种类的选择，视被处理的矿石化学成分及性质确定。 所述D步骤和d步骤的浮选为现有技术中的常规浮选工艺。 本发明与现有技术相比具有下列优点和效果采用上述方案，可先行
溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物，再活化矿物表面，并增加矿物表
面的吸附活化中心，以便在进行后序的捕收、调整、起泡等浮选工艺时，
能促进矿物表面与浮选药剂的作用，实现难选硫化矿物的活化浮选，并用
简单的药剂制度就能显著提高硫化矿物的回收率。
图l为本发明工艺流程图。
具体实施例方式
下面结合实施例对本发明做进一步描述。 实施例1
原矿成分Zn 9. 25%， Pb 1. 87%， Fe 6. 58%, Ca0 1, 35%， Mg0 0. 55%， SiCU3.71%，锌氧化率26. 78%，铅氧化率18. 53%，属于铅锌混合矿。 将上述原矿经过下列工艺步骤
(1) 将原矿湿式碎磨至细度小于74 u m的占84. 95%的矿浆；
(2) 在上述(1)步骤的矿浆中加入浓度为4. 5%的硫酸至^=2. 5，搅 拌溶解12分钟；
(3) 在上述(2)步骤的矿浆中按245g/t原矿的量加入硫化钠，并加 入石灰乳调浆至矿浆p&9. 5;
(4) 采用现有技术对铅锌混合矿进行浮选的流程，对上述(3)步骤 的矿浆进行浮选后，得精矿，其中，药剂总用量为混合捕收剂异丁基黄 药按300g/t原矿的量加入，SN-9药剂按150g/t原矿的量加入，调整剂硫酸铜 按80g/t原矿的量加入，水玻璃按1500g/t原矿的量加入，起泡剂2"油按80g/t 原矿的量加入。
溶解活化后的浮选指标精矿品位Pb 46.4%， Zn 37.8%;回收率 Pb 70. 5%， Zn 76. 37%。 实施例2
原矿成分Cu 1. 05%， CaO 21. 84%， MgO 17. 46%， Si028. 72%， Fe 4. 19%， 铜氧化率25.56%，结合率7.67%，属于高钙镁混合铜矿。 将上述原矿经过下列工艺步骤
(1) 将原矿湿式碎磨至细度小于74 u m的占90. 23%的矿浆；
(2) 在上述(1)步骤的矿浆中加入氨水和碳酸氢铵至矿浆总氨浓度 1.5mol/L，其中氨水和碳酸氢铵的摩尔浓度比为2:1，搅拌溶解20分钟；
(3) 在上述(2)步骤的矿浆中按420g/t原矿的量加入硫氢化钠，并 加入石灰调浆至矿浆pHi. 5;
(4) 采用现有技术的阶段磨矿集中浮选流程对上述(3)步骤的矿浆
5进行浮选后，得精矿，其中药剂总用量为混合捕收剂异丁基黄药按400g/t
原矿的量加入，680捕收剂按100g/t原矿的量加入，调整剂硫化钠按240g/t 原矿的量加入，水玻璃按1800g/t原矿的量加入，起泡剂2"油按70g/t原矿的 量加入。
溶解活化后的浮选指标铜精矿品位20. 86%，铜回收率88. 83%。 实施例3
原矿成分Cu 1. 14%， Si0236. 49%， CaO 6. 43%， MgO 2. 68%， A1203 18. 57%， Fe 3.54%，铜氧化率15. 78%，属于高硅混合铜矿。 将上述原矿经过下列工艺步骤
(1) 将原矿湿式碎磨至细度小于74 u m的占88. 56%的矿浆；
(2) 在上述(1)步骤的矿浆中加入浓度为3. 5。/Q的硫酸至pH4. 9，搅 拌溶解10分钟；
(3) 在上述(2)步骤的矿浆中按220g/t原矿的量加入硫化ff，并加 入石灰乳调浆至pH二9.8;
(4) 采用现有技术的阶段磨矿、阶段浮选流程对(3)步骤的矿浆进 行浮选后，得精矿，其中药剂总用量为捕收剂异丁基黄药按445g/t原矿 的量加入，调整剂水玻璃按2800g/t原矿的量加入，起泡剂2"油按100g/t原矿 的量加入。
溶解活化后的浮选指标铜精矿品位20. 45%，铜回收率86. 43%。
权利要求
1、一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于对SiO2≥20％的高硅型混合矿石采用下列工艺步骤A、将矿石湿式碎磨至细度小于74μm的占80％以上的矿浆；B、在A步骤的矿浆中加入浓度为2～5％的硫酸至矿浆pH值至2～3，搅拌溶解10～20分钟，以溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物；C、按50～300g/t原矿的量，在B步骤的矿浆中加入硫化剂，并调整矿浆pH值至9～10，以增加矿物表面的吸附活化中心；D、将C步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物；对CaO+MgO≥25％的高钙镁型混合矿石采用下列工艺步骤a、将矿石湿式碎磨矿至细度小于74μm的占80％以上的矿浆；b、在A步骤的矿浆中加入氨和铵盐至矿浆总氨浓度为0.5～1.5mol/L，其中氨和铵盐的摩尔浓度比为2:1，搅拌溶解8～25分钟，以溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物；c、按200～500g/t原矿的量，在B步骤的矿浆中加入硫化剂，并调整矿浆pH值至9～11，以增加矿物表面的吸附活化中心；d、将c步骤的矿浆进行浮选后，即选得硫化矿物。
2、 如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述C步骤和C步骤的硫化剂为硫化钠、硫氢化钠、硫化钙中的一种或几种。
3、 如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述b步骤的氨为氨水，铵盐为碳酸氢铵、碳酸铵、硫酸铵中的一种或几种。
4、 如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述矿浆pH值的调整用石灰、石灰乳、氢氧化钠、碳酸钠中的一种或几种。
5、 如权利要求1所述的硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于所述D步骤和d步骤的浮选为现有技术中的常规浮选工艺。
全文摘要
本发明提供一种硫化-氧化混合矿中难选硫化矿物的活化浮选方法，其特征在于将矿石经湿式碎磨、酸或氨和铵盐溶解、活化、浮选后，得精矿。它先行溶解混合矿中共生的或包裹的氧化矿物，再活化矿物表面，并增加矿物表面的吸附活化中心，以便在进行后序的捕收、调整、起泡等浮选工艺时，能促进矿物表面与浮选药剂的作用，实现难选硫化矿物的活化浮选，并用简单的药剂制度就能显著提高硫化矿物的回收率。
文档编号B03D101/04GK101497061SQ20091009420
公开日2009年8月5日 申请日期2009年3月13日 优先权日2009年3月13日
发明者刘殿文, 字富庭, 孙力军, 张文彬, 张景绘, 翔 徐, 方建军, 李明晓, 章晓林, 胡显智, 许炳梁, 魏志聪 申请人:昆明理工大学