專利名稱：一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法
技術領域：
本發明屬于鉬鉛礦浮選分離技術領域，尤其是涉及一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分 離方法。
背景技術：
我國鉬資源儲量約330萬噸鉬金屬，屬世界第一。世界四大鉬礦中，中國占有三 個。許多鉬礦床含鉛較高，例如儲量居全國第一的河南欒川地區鉬礦、陜西金堆城鉬礦含 鉛均高，在鉬選礦過程中均采用了抑制鉛的技術。陜西洛南黃龍鋪鉬礦區地區賦存大量的 碳酸鹽型鉬鉛礦床，鉬平均品位在0. 06% 0. 078%之間，鉬金屬量約28. 7萬噸，鉛品位 0. 14% 0. 20 %，礦床中鉬含量低于鉛含量，如含鉬0. 04 0. 08 %，含鉛0. 12 0. 3 %，個 別地段含鉛更高。鉛在鉬的選礦浮選中，極易富集在鉬精礦中。鉛是鉬精礦中的有害元素，高鉛鉬精 礦在冶煉中先氧化焙燒，鉛呈氧化物揮發。鉛氧化物為劇毒，進入大氣嚴重污染環境。在鉬 精礦氧化焙燒時，鉬精礦中的鉛與鉬易結合轉化為鉬酸鉛，鉬酸鉛不溶于氨水，從而導致鉬 進入氨浸渣中，鉬回收率大幅下降。鉬精礦中的鉛高會不同程度地影響三氧化鉬壓塊、鉬鐵 和鉬酸銨的質量，而鉬酸銨中的這些雜質又影響鉬粉、鉬條和鉬片的質量和應用。目前，鉬精礦降鉛主要是采用化學法濕法浸出技術。一種是氯鹽直接浸出法，另一 種是熱處理后氯化物浸出。氯鹽直接浸出法是用堿金屬或堿土金屬氯化物作氧化劑升溫浸出。如某地浮選鉬 精礦，小于0. 03mm粒級占58 %，礦漿濃度為30%，在110°C下，以5%氯化銅、5. 3 %鹽酸和 30%氯化鈣，浸出2h鉬精礦中的鉛從0. 55%降至0.01% ；用氯化銅、10%三氯化鐵和 30%氯化鈣浸出3h，鉬精礦中的鉛從0.55%降至0.01%。加拿大布倫達銅鉬選廠，其產出 鉬精礦含鉛0. 3 % 1 %，用1 %氯化銅、10 %三氯化鐵、3 %鹽酸和30 %氯化鈣作浸出劑，礦 漿濃度為35%、在100°C條件下浸出2h后，鉛低于0. 04%。有人還試驗了用氯化銅、三氯化 鐵和氯化鉀溶液，或氯化銅、三氯化鐵和氯化鎂溶液，或氯化銅、三氯化鐵和氯化鈉溶液浸 出鉬精礦，均獲得較好效果。金堆城鉬礦進行了鉬精礦浸出工業試驗，用6%三氯化鐵、2% 鹽酸，在85-90°C浸出lh，其鉛從0. 174%降至0. 032%，鉬浸出率低于0. 5%0熱處理后氯化物浸出法是將浮選鉬精礦與氯化物(如三氯化鐵、氯化鈣、氯化鈉、 氯化鎂或氯化銨等)充分混合，氯化物的用量是根據鉬精礦中鉛、銅、鈣等含量而定的。在 200 350°C條件下預先熱處理1 2h，此時鉛等雜質硫化礦顆粒表面被“活化”，再采用三 氯化鐵、氯化鈣、氯化銨和鹽酸的混合物，PH值不大于4、70 90°C下浸出1 2h，可將鉛從 0.4%降至0.05%。專利CA1029559中，Dentro. Dan. M將鉬精礦與氯化銨在300 325°C 下，焙燒1 2h，使鉛轉化為可溶性二氯化鉛，再經熱水浸出除鉛。盡管該工藝有效，但需要 高溫焙燒，污染環境，且消耗大量氯化銨。以上兩種濕法降鉛技術，對低鉛(鉛品位小于1 % )鉬精礦是有效的，但對高鉛鉬 精礦生產成本很高，氯鹽直接浸出法要消耗大量鹽酸，操作環境差；熱處理后氯化物浸出法需要高溫焙燒，污染環境，消耗大量氯化銨。綜上所述，含鉛高的鉬礦在浮選過程中，方鉛礦也隨輝鉬礦富集在鉬粗精礦中，由 于方鉛礦易磨易碎，再磨后大部分富集在-500目的粒級中(-500目占85 90%)，粒度極 細，比表面積很大，吸附著相當數量的殘余浮選藥劑如捕收劑-煤油、柴油或蒸氣油等，表 面活性劑-松醇油等。直接造成礦漿粘稠，方鉛礦難以抑制，輝鉬礦與方鉛礦分離困難，鉬 回收率低下。

發明內容
本發明所要解決的技術問題在于針對上述現有技術中的不足，提供一種輝鉬礦與 方鉛礦的浮選分離方法，其分離工藝簡單、設計合理且分離效果好、能使鉛的含量在鉬的選 礦過程中力爭降至最低，在降低鉬精礦冶煉生產成本、簡化生產工藝、有效提高鉬回收率的 同時，也能徹底減少鉛對環境的污染。為解決上述技術問題，本發明采用的技術方案是一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分 離方法，其特征在于該方法包括以下步驟步驟一、粗磨按照常規浮選分離粗磨工藝，采用球磨機對鉬礦石即原礦進行粗 磨，且磨礦細度為-200目占65 70% ；步驟二、粗選和掃選采用常規鉬浮選藥劑對經粗磨后的鉬礦石進行粗選和掃選， 獲得含鉛鉬粗精礦；步驟三、再磨按照常規浮選分離再磨工藝，采用球磨機對所述含鉛鉬粗精礦進行 再磨，且磨礦細度為-400目占80 90% ；步驟四、多次精選按照常規精選工藝，分多次對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行精 選，每次精選過程中均先向所述含鉛鉬粗精礦中加入方鉛礦抑制劑，之后再根據需要向所 述含鉛鉬粗精礦中加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑；多次精選過程中所加入方鉛礦抑制劑的 總用量為300 1200克/噸原礦且所加入方鉛礦抑制劑的用量逐次減少；并且多次精選過 程中，向所述含鉛鉬粗精礦中所加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑的總用量分別為10 30克 /噸原礦和5 10克/噸原礦。上述步驟三中所述的再磨之前，向所述含鉛鉬粗精礦中，加入粒度為200士50目 的活性炭且所加入活性炭的用量為100 200克/噸原礦。上述步驟四中所述的方鉛礦抑制劑為磷諾克斯。上述步驟四中所述的向所述含鉛鉬粗精礦中加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑時，所 加入的輝鉬礦的捕收劑和起泡劑的用量逐次減少，且在最后1 4次中不添加輝鉬礦的捕 收劑和起泡劑。上述步驟四中所述的對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行多次精選時，精選次數至少 為7次。上述步驟一中所述的原礦為含鉛> 0. 的鉬礦石。本發明與現有技術相比具有以下優點
1、分離工藝簡單且分離成本低。 2、設計合理且分離效果好，在浮選分離鉬鉛礦時，具體是在在球磨機中進行再磨 時，加入一定量的活性炭，其目的之一是使輝鉬礦和方鉛礦獲得充分單體解離，另一目的是在研磨過程中活性炭可吸附方鉛礦顆粒表面吸附的浮選藥劑，如捕收劑煤油、起泡劑松醇 油。上述過程處理后，礦漿粘度大幅下降，礦物表面殘余藥劑大幅減少，方鉛礦礦物產生新 鮮表面，簡而言之，首先用活性炭使方鉛礦表面脫除殘余浮選藥劑，產生新鮮表面。之后，再 采用磷諾克斯使新鮮的方鉛礦表面充分抑制，然后加入適量輝鉬礦的捕收劑和起泡劑，使 新鮮的輝鉬礦表面吸附，從而增大了輝鉬礦與方鉛礦的可浮性差距，實現了輝鉬礦與方鉛 礦有效分離，并且提高了輝鉬礦的回收率。3、實用價值高，易產業化。綜上所述，本發明分離工藝簡單、設計合理且分離效果好，其采用活性炭脫藥與磷 諾克斯抑制鉛的聯合方法，使輝鉬礦和方鉛礦有效分離，同時又有利于提高鉬的回收率，能 使鉛的含量在鉬的選礦過程中力爭降至最低，在降低鉬精礦冶煉生產成本、簡化生產工藝、 有效提高鉬回收率的同時，也能徹底減少鉛對環境的污染。下面通過附圖和實施例，對本發明的技術方案做進一步的詳細描述。


圖1為本發明的流程圖。
具體實施例方式實施例1如圖1所示，本發明所述的輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，包括以下步驟步驟一、粗磨按照常規浮選分離粗磨工藝，采用球磨機對鉬礦石即原礦進行粗 磨，且磨礦細度為-200目占65 70%。粗磨之前，根據需要向所述原礦中加入常規鉬浮選 藥劑和酸堿度調節劑。所述原礦為含鉛> 0. 的鉬礦石。本實施例中，所述原礦為含鉬0. 082wt%、含鉛0. 2襯％的鉬礦石且質量25公斤。 所加入的常規鉬浮選藥劑為捕收劑，具體為煤油；所述酸堿度調節劑為石灰。粗磨之前，分 別向原礦中加入煤油和石灰且二者的用量分別為200克/噸原礦(即每噸原礦中加入200g 煤油)和500克/噸原礦(即每噸原礦中加入500g石灰)；并且磨礦細度為-200目占65 70%，即粗磨后粒徑小于200目的顆粒占65 70%。步驟二、粗選和掃選采用常規鉬浮選藥劑對經粗磨后的鉬礦石進行粗選和掃選， 獲得含鉛鉬粗精礦。本實施例中，粗選和掃選過程中，所加入的常規鉬浮選藥劑為捕收劑和起泡劑，捕 收劑具體為煤油且起泡劑為松醇油，粗選和掃選時間分別為5min和4min。粗選過程中，所 加入煤油和松醇油的用量分別為54克/噸原礦和40克/噸原礦。掃選過程中，所加入煤油 和松醇油的用量分別為45克/噸原礦和20克/噸原礦。粗選和掃選后，獲得含鉬1. 5 2. 5wt%、含鉛4襯％左右的粗精礦。步驟三、再磨按照常規浮選分離再磨工藝，采用球磨機對所述含鉛鉬粗精礦進行 再磨，且粗磨細度為-400目占80 90%。本實施例中，再磨時間為25min。步驟四、多次精選按照常規精選工藝，分多次對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行精 選，每次精選過程中均先向所述含鉛鉬粗精礦中加入方鉛礦抑制劑，之后再根據需要向所 述含鉛鉬粗精礦中加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑；多次精選過程中所加入方鉛礦抑制劑的總用量為300 1200克/噸原礦且所加入方鉛礦抑制劑的用量逐次減少；并且多次精選過 程中，向所述含鉛鉬粗精礦中所加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑的總用量分別為10 30克 /噸原礦和5 10克/噸原礦。所述方鉛礦抑制劑為磷諾克斯。本步驟中，分多次對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行精選時，精選次數至少為7次。 至少分7次進行，一般情況下，精選次數為7 12次。同時，向所述含鉛鉬粗精礦中加入輝 鉬礦的捕收劑和起泡劑時，所加入的輝鉬礦的捕收劑和起泡劑的用量逐次減少，且在最后 1 4次中不添加輝鉬礦的捕收劑和起泡劑；另外，各次浮選時間為1 lOmin且浮選時間 逐次減少。同時，精選過程中，根據需要向所述含鉛鉬粗精礦中加入脈石礦物抑制劑，具體 為水玻璃。本實施例中，精選次數為8次。在第一、三、五及七次精選中，分別加入水玻璃且用 量為200克/噸原礦、60克/噸原礦、60克/噸原礦和60克/噸原礦。多次精選過程中所 加入磷諾克斯的總用量為300克/噸原礦。所述捕收劑和起泡劑具體為煤油和松醇油，且 多次精選過程中所加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑的總用量分別為25. 4克/噸原礦和8. 7 克/噸原礦。另外，第六、七及八次精選中，未加入不添加煤油和松醇油。本實施例中，粗磨、粗選和掃選、再磨以及8次精選等各工段中，各工段的處理時 間以及所加入煤油、松醇油、水玻璃與石灰的用量如表1所示表1鉬鉛浮選分離工藝參數及藥劑制度 綜上所述，經8次精選后，獲得鉬精礦。實施例2本實施例中，與實施例1不同的是步驟三中所述的再磨之前，向所述含鉛鉬粗精 礦中，加入粒度為200士50目的活性炭且所加入活性炭的用量為100 200克/噸原礦，具 體所加入活性炭的用量為150克/噸原礦且多次精選過程中所加入磷諾克斯的總用量為 800克/噸原礦。本實施例中，其余分離步驟均與實施例1相同。另外，為方便比較，采用一套浮選分離工藝對原礦進行浮選分離，即在步驟三中不 加入活性炭且步驟四中不加入方鉛礦抑制劑_磷諾克斯，其余步驟均與實施例1相同。以下，對實施例1、實施例2與上述常規浮選分離工藝所分離的鉬精礦即鉬鉛浮選 分離結果進行比較，其比較結果如表2所示表2鉬鉛浮選分離結果 以上所述，僅是本發明的較佳實施例，并非對本發明作任何限制，凡是根據本發明 技術實質對以上實施例所作的任何簡單修改、變更以及等效結構變化，均仍屬于本發明技 術方案的保護范圍內。
權利要求
一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，其特征在于該方法包括以下步驟步驟一、粗磨按照常規浮選分離粗磨工藝，采用球磨機對鉬礦石即原礦進行粗磨，且磨礦細度為 200目占65～70％；步驟二、粗選和掃選采用常規鉬浮選藥劑對經粗磨后的鉬礦石進行粗選和掃選，獲得含鉛鉬粗精礦；步驟三、再磨按照常規浮選分離再磨工藝，采用球磨機對所述含鉛鉬粗精礦進行再磨，且磨礦細度為 400目占80～90％；步驟四、多次精選按照常規精選工藝，分多次對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行精選，每次精選過程中均先向所述含鉛鉬粗精礦中加入方鉛礦抑制劑，之后再根據需要向所述含鉛鉬粗精礦中加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑；多次精選過程中所加入方鉛礦抑制劑的總用量為300～1200克/噸原礦，且所加入方鉛礦抑制劑的用量逐次減少；并且多次精選過程中，向所述含鉛鉬粗精礦中所加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑的總用量分別為10～30克/噸原礦和5～10克/噸原礦。
2.按照權利要求1所述的一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，其特征在于步驟三 中所述的再磨之前，向所述含鉛鉬粗精礦中，加入粒度為200士50目的活性炭，且所加入活 性炭的用量為100 200克/噸原礦。
3.按照權利要求1或2所述的一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，其特征在于步 驟四中所述的方鉛礦抑制劑為磷諾克斯。
4.按照權利要求1或2所述的一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，其特征在于步 驟四中所述的向所述含鉛鉬粗精礦中加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑時，所加入的輝鉬礦的 捕收劑和起泡劑的用量逐次減少，且在最后1 4次中不添加輝鉬礦的捕收劑和起泡劑。
5.按照權利要求1或2所述的一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，其特征在于步 驟四中所述的對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行多次精選時，精選次數至少為7次。
6.按照權利要求1或2所述的一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，其特征在于步 驟一中所述的原礦為含鉛> 0. 的鉬礦石。
全文摘要
本發明公開了一種輝鉬礦與方鉛礦的浮選分離方法，包括以下步驟一、粗磨；二、粗選和掃選，獲得含鉛鉬粗精礦；三、再磨，再磨之前向含鉛鉬粗精礦中加入一定量活性炭；四、多次精選按照常規精選工藝，分多次對經再磨后的含鉛鉬粗精礦進行精選，每次精選過程中均先向所述含鉛鉬粗精礦中加入方鉛礦抑制劑，之后再根據需要向所述含鉛鉬粗精礦中加入輝鉬礦的捕收劑和起泡劑。本發明分離工藝簡單、設計合理且分離效果好、能使鉛的含量在鉬的選礦過程中力爭降至最低且能有效提高鉬回收率，在降低鉬精礦冶煉生產成本、簡化生產工藝的同時，也能徹底減少鉛對環境的污染。
文檔編號B03D1/00GK101927213SQ20091002309
公開日2010年12月29日 申請日期2009年6月26日 優先權日2009年6月26日
發明者吳賢, 奚正平, 張文鉦, 李來平 申請人:西北有色金屬研究院