从铅锑粗合金中分离铅锑的方法

本发明涉及一种锂云母浮选方法，属于选矿技术领域。

背景技术

锂云母属于典型的层状硅酸盐矿物，单斜晶系，中心的阳离子呈八面体配位，且夹在两个[(si,al)o4]四面体网层之间，li2o含量为1.23％～5.90％。由于锂云母具有比较特别的晶体结构，因此矿物解离后，在水溶液中表面带有较高且不依赖于ph值的负电荷，即使在低ph值时也可使阳离子捕收剂覆盖在负电荷区而使矿物疏水。锂云母是最常见的锂矿物，也是提炼锂的重要矿物。

目前，常使用阳离子十二胺作为捕收剂来浮选锂云母，其在较宽的ph值范围内(ph＝2～11)均具有较好的可浮性，但也存在泡沫容易发粘且较长时间难以破裂的问题，耗水量大，药剂用量大。此外，研究表明，使用单一胺类捕收剂浮选锂云母，选择性太差，导致锂云母精矿品位太低，产品难达标。例如：某锂云母矿石在酸性条件下(硫酸调浆至ph＜3)，采用十二胺浮选，虽然回收率高，但锂云母粗精矿品位低，对矿泥比较敏感，后期精选精矿的品位难以提高，且酸性较强，腐蚀设备严重；碱性条件下，采用十二胺浮选，泡沫上浮量大，锂云母精矿品位不到2％，且回收率仅60％左右，分选指标较差。一般来说，锂云母精矿品位和回收率指标偏低主要有两个方面的原因：1)原矿中li2o的品位偏低，可有效回收的锂品位偏低；2)磨矿和浮选工艺流程无法同时兼顾锂品位和回收率两项指标。

宜春钽铌矿是我国目前规模最大的钽铌采选企业和钽铌锂原料生产基地，矿床含钽铌锂铷铯等多种金属，具有开采条件好、储量大、有用金属多、综合利用价值高的特点，受到了国内外同行的瞩目。宜春钽铌矿的锂云母选矿以椰油胺为捕收剂，采用一粗选一扫选的工艺流程，所得到的锂云母精矿氧化锂品位约为3.5％，回收率约为40％，浮选指标很不理想。此外，也有研究者以阴阳离子混合药剂(731与十二胺搭配)为捕收剂，采用一粗选两精选两扫选的闭路流程，所得到的锂云母精矿氧化锂品位约为4.4％，回收率约为64.17％，浮选指标显著提高，但在浮选锂云母过程中需要添加大量的ph值调整剂和抑制剂，增加了浮选操作的难度，同时也增加了生产成本。

因此，有必要开发一种新的锂云母浮选方法，在提高锂云母精矿品位的同时，显著提高锂的回收率。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种锂云母浮选方法。

本发明所采取的技术方案是：

一种锂云母浮选方法，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿加入球磨机，进行湿式球磨，再进行脱泥，得到粗选的给矿；

2)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，调整矿浆的ph值至3～4，再加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

3)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

4)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

5)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，调整矿浆的ph值至3～4，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

6)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，调整矿浆的ph值至3～4，再加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

7)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

步骤1)所述原矿的li2o品位为0.6％～0.9％。

步骤1)中原矿经湿式球磨后200目的矿砂所占的比例为50％～60％。

步骤1)所述脱泥操作的脱泥量为2％～5％。

步骤2)、3)、4)和6)所述捕收剂由十六烷基三甲基溴化铵和十二胺按照质量比(1.5～2.5)：1组成。

步骤2)所述捕收剂的添加量为180～220g/t。

步骤3)所述捕收剂的添加量为80～120g/t。

步骤4)所述捕收剂的添加量为40～60g/t。

步骤6)所述捕收剂的添加量为20～40g/t。

步骤2)、5)和6)中调节ph值所用的ph调整剂为硫酸。

本发明的有益效果是：本发明的锂云母浮选方法以十六烷基三甲基溴化铵和十二胺为捕收剂，采用两次粗选一次扫选三次精选的工艺流程，得到的锂云母精矿中li2o品位为3.9％～4.3％，li2o的回收率为85％～95％，锂云母精矿中li2o的品位和回收率均显著提高，且锂云母精矿的产率、li2o品位、li2o回收率等各项指标稳定、可控，药剂消耗量少，生产成本低，环境友好。

附图说明

图1为本发明的锂云母浮选方法的工艺流程图。

具体实施方式

一种锂云母浮选方法，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿加入球磨机，进行湿式球磨，再进行脱泥，得到粗选的给矿；

2)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，调整矿浆的ph值至3～4，再加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

3)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

4)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

5)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，调整矿浆的ph值至3～4，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

6)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，调整矿浆的ph值至3～4，再加入捕收剂，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

7)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

优选的，步骤1)所述原矿的li2o品位为0.6％～0.9％。

优选的，步骤1)中原矿经湿式球磨后200目的矿砂所占的比例为50％～60％。

优选的，步骤1)所述脱泥操作的脱泥量为2％～5％。

优选的，步骤2)、3)、4)和6)所述捕收剂由十六烷基三甲基溴化铵(ctab)和十二胺按照质量比(1.5～2.5)：1组成。

优选的，步骤2)所述捕收剂的添加量为180～220g/t。

优选的，步骤3)所述捕收剂的添加量为80～120g/t。

优选的，步骤4)所述捕收剂的添加量为40～60g/t。

优选的，步骤6)所述捕收剂的添加量为20～40g/t。

优选的，步骤2)、5)和6)中调节ph值所用的ph调整剂为硫酸。

注：步骤2)、3)、4)和6)中捕收剂的添加量都是指每吨原矿所添加的捕收剂的质量。

下面结合具体实施例对本发明作进一步的解释和说明。

实施例1：

一种锂云母浮选方法(工艺流程图如图1所示)，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿(江西钽铌矿尾沙，li2o含量为0.88％)加入球磨机，进行湿式球磨，球磨至200目的矿砂所占的比例为59％，再将磨细的矿浆倒入脱泥斗进行脱泥，脱泥率为5％，得到粗选的给矿；

2)捕收剂的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀释，充分混匀，得到捕收剂，其中，ctab和十二胺总的质量分数为2％(ctab和十二胺的质量比为1.57:1)，冰醋酸的质量分数为1％；

3)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，矿浆浓度控制在30％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝4，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为220g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡4min，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

4)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，捕收剂的添加量为110g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡3min，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

5)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，捕收剂的添加量为55g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡2min，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

6)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，矿浆浓度控制在20％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

7)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为35g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

8)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，充分搅拌，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

浮选结果：锂云母精矿中li2o品位为4.26％，精矿产率为13.35％，相对于原矿li2o的理论回收率为86.56％。

实施例2：

一种锂云母浮选方法(工艺流程图如图1所示)，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿(江西钽铌矿尾沙，li2o含量为0.83％)加入球磨机，进行湿式球磨，球磨至200目的矿砂所占的比例为57％，再将磨细的矿浆倒入脱泥斗进行脱泥，脱泥率为4％，得到粗选的给矿；

2)捕收剂的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀释，充分混匀，得到捕收剂，其中，ctab和十二胺总的质量分数为2％(ctab和十二胺的质量比为1.76:1)，冰醋酸的质量分数为1％；

3)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，矿浆浓度控制在30％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝4，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为210g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡4min，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

4)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，捕收剂的添加量为105g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡3min，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

5)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，捕收剂的添加量为50g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡2min，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

6)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，矿浆浓度控制在20％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

7)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为32g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

8)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，充分搅拌，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

浮选结果：锂云母精矿中li2o品位为4.14％，精矿产率为14.11％，相对于原矿li2o的理论回收率为88.35％。

实施例3：

一种锂云母浮选方法(工艺流程图如图1所示)，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿(江西钽铌矿尾沙，li2o含量为0.78％)加入球磨机，进行湿式球磨，球磨至200目的矿砂所占的比例为55％，再将磨细的矿浆倒入脱泥斗进行脱泥，脱泥率为3％，得到粗选的给矿；

2)捕收剂的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀释，充分混匀，得到捕收剂，其中，ctab和十二胺总的质量分数为2％(ctab和十二胺的质量比为2.05:1)，冰醋酸的质量分数为1％；

3)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，矿浆浓度控制在30％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝4，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为195g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡4min，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

4)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，捕收剂的添加量为100g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡3min，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

5)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，捕收剂的添加量为55g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡2min，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

6)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，矿浆浓度控制在20％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

7)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为30g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

8)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，充分搅拌，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

浮选结果：锂云母精矿中li2o品位为4.07％，精矿产率为14.82％，相对于原矿li2o的理论回收率为90.26％。

实施例4：

一种锂云母浮选方法(工艺流程图如图1所示)，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿(江西钽铌矿尾沙，li2o含量为0.71％)加入球磨机，进行湿式球磨，球磨至200目的矿砂所占的比例为53％，再将磨细的矿浆倒入脱泥斗进行脱泥，脱泥率为3％，得到粗选的给矿；

2)捕收剂的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀释，充分混匀，得到捕收剂，其中，ctab和十二胺总的质量分数为2％(ctab和十二胺的质量比为2.23:1)，冰醋酸的质量分数为1％；

3)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，矿浆浓度控制在30％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝4，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为200g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡4min，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

4)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，捕收剂的添加量为100g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡3min，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

5)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，捕收剂的添加量为50g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡2min，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

6)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，矿浆浓度控制在20％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

7)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为35g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

8)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，充分搅拌，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

浮选结果：锂云母精矿中li2o品位为3.98％，精矿产率为15.97％，相对于原矿li2o的理论回收率为92.32％。

实施例5：

一种锂云母浮选方法(工艺流程图如图1所示)，包括以下步骤：

1)球磨和脱泥：将原矿(江西钽铌矿尾沙，li2o含量为0.66％)加入球磨机，进行湿式球磨，球磨至200目的矿砂所占的比例为51％，再将磨细的矿浆倒入脱泥斗进行脱泥，脱泥率为2％，得到粗选的给矿；

2)捕收剂的配制：先用冰醋酸溶解十二胺，再加入ctab，再加水稀释，充分混匀，得到捕收剂，其中，ctab和十二胺总的质量分数为2％(ctab和十二胺的质量比为2.42:1)，冰醋酸的质量分数为1％；

3)第一次粗选：将步骤1)中的矿浆加入粗选浮选机i，矿浆浓度控制在30％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝4，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为190g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡4min，得到第一次粗选泡沫产品，槽内产品为第二次粗选的给矿；

4)第二次粗选：将第一次粗选槽内产品加入粗选浮选机ii，加入捕收剂，捕收剂的添加量为100g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡3min，得到第二次粗选泡沫产品，槽内产品为扫选的给矿；

5)扫选：在第二次粗选槽内产品中加入捕收剂，捕收剂的添加量为50g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，刮泡2min，得到的扫选泡沫产品返回至粗选浮选机ii，扫选槽内产品为尾矿；

6)第一次精选：将第一次粗选泡沫产品和第二次粗选泡沫产品加入精选浮选机i，矿浆浓度控制在20％，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，进行充气浮选刮泡，得到第一次精选泡沫产品，槽内产品返回至球磨机；

7)第二次精选：将第一次精选泡沫产品加入精选浮选机ii，加入硫酸调整矿浆的ph值＝3，搅拌4min，再加入捕收剂，捕收剂的添加量为30g/t，搅拌3min，进行充气浮选刮泡，得到第二次精选泡沫产品，槽内产品返回至精选浮选机i；

8)第三次精选：将第二次精选泡沫产品加入精选浮选机iii，充分搅拌，进行充气浮选刮泡，得到锂云母精矿，槽内产品返回至精选浮选机ii。

浮选结果：锂云母精矿中li2o品位为3.93％，精矿产率为16.64％，相对于原矿li2o的理论回收率为93.86％。

上述实施例为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他的任何未背离本发明的精神实质与原理下所作的改变、修饰、替代、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围之内。

技术特征：

技术总结

本发明公开了一种锂云母浮选方法，包括以下步骤：1)球磨和脱泥；2)第一次粗选；3)第二次粗选；4)扫选；5)第一次精选；6)第二次精选；7)第三次精选。本发明的锂云母浮选方法以十六烷基三甲基溴化铵和十二胺为捕收剂，采用两次粗选一次扫选三次精选的工艺流程，得到的锂云母精矿中Li2O品位为3.9％～4.3％，Li2O的回收率为85％～95％，锂云母精矿中Li2O的品位和回收率均显著提高，且锂云母精矿的产率、Li2O品位、Li2O回收率等各项指标稳定、可控，药剂消耗量少，生产成本低，环境友好。

技术研发人员：秦伍;李同其

受保护的技术使用者：江西宏瑞新材料有限公司

技术研发日：2018.06.05

技术公布日：2018.12.14 专利名称：粉煤浮选起泡剂及其制造方法

技术领域：

本发明涉及一种利用高分子羧酸酯类做为粉煤浮选起泡剂及其制造方法，它可以广泛用于不同煤质的粒度小于0.5毫米的烟煤粉煤(俗称煤泥)的浮选上。

利用疏水性差异来富集矿物的方法称浮游选矿，煤泥的浮选是利用煤和煤矸石类杂质的表面对水有不同的润湿性的性质，煤的表面为疏水性，而矸石表面为亲水性。浮选时，先将煤粉加水配制成含煤粉6％～10％的煤浆，然后加上捕收剂和起泡剂，在搅拌的条件下，鼓入大量空气，捕收剂一般为煤油或柴油，煤粒子很容易被煤油所润湿(有10％的表面被润湿即可)，附着于因空气的存在而使起泡剂所形成的泡沫上，并浮游出水面。煤粉随泡沫被刮板机刮出而达到煤粉与矸石类杂质分离的目的，产品为精煤。国内所用浮选剂一直采用煤油或柴油做捕收剂，我们亦采用此捕收剂，加入量为1050～1350克/吨干煤泥，已有的粉煤浮选所用的起泡剂为仲辛醇或环已醇，加入量为350～450克/吨干煤泥。精煤抽出率约在60～70％，精煤灰分在10％左右。国外粉煤浮选所用捕收剂也采用煤油或柴油，据澳大利亚资料记载，捕收剂用柴油，加入量为250克/吨干煤泥，起泡剂为单一醇类，其加入量为75克/吨干煤泥，它的精煤抽出率是68％，精煤含灰分8.7％。从上述情况可以看到，使用醇类做起泡剂存在着易燃，对水质有较高要求，有较难闻的异臭味，污染操作环境等缺欠。

本发明的目的在于避免上述缺欠而提供一种既可提高精煤抽出率，又降低精煤灰分且起泡剂耗量低，使用安全，操作方便，相对价廉的羧酸酯类起泡剂及其制造方法。

本发明可用如下措施来实现，起泡剂是粉煤浮选的核心物质，要求所用起泡剂，应该泡沫数量丰富，小而均匀，厚实，在浮选结束时，离开空气的支持，泡沫消失快速，以有利于浮选精煤的收集。我们采用3～20个碳原子的具有羟基羧酸为基体，与10～20个碳原子的不饱和羧酸反应，生成不饱和羧酸酯类做起泡剂，其反应通式如下 (羟基羧酸)(不饱和羧酸) (不饱和羧酸酯)上述反应是在反应釜内，反应物以等克分子量进行反应，在常压碱性水相中完成的，水相中所用碱可用氢氧化钠，其浓度为0.3～1％。反应温度60～105℃，反应时间1～2小时。为更有效发挥上述产品的起泡作用，在反应完成后，加入铝酸三钠盐作助泡剂。起泡剂配制的配方为不饱和羧酸酯95～100％铝酸三钠盐 0～5％在实际应用时，应根据粉煤的煤种、含煤量、灰分含量及所用捕收剂情况选择确定起泡剂的实际用量。起泡剂与捕收剂比例按1∶4～1∶8配制，然后加入到煤浆中即可。本起泡剂在大、中型闭路循环用水的选煤厂使用，粉煤的精煤回收率可达80～90％，精煤灰分7～8.5％，捕收剂用量为656～1312克/吨干煤泥，起泡剂在水相中的浓度为13％，耗用量为164克/吨干煤泥。在山西镇城底矿选煤厂实际作用时，干煤入料3056吨，粉煤抽出率达到90％，精煤灰分为8.1％。

本发明与现有技术相比具有以下优点1，精煤回收率高，一般可达80％以上，在此条件下，精煤灰分低，一般在7～8.5％。2，发泡能力强，泡沫丰富，小而均匀、厚实，当使用刮板刮出浮有大量精煤的泡沫时，泡沫在20～30秒钟内就迅速消失，保证了操作的顺利进行。3，所用起泡剂的数量少，仅为国内所用醇类起泡剂中醇量的一半以下。4，本起泡剂为水质，稳定期长大于一年，不易燃烧，闪点为480℃，使用安全，气味很小，改善了工作环境，洗煤水可以循环使用，节约了用水量。使用本浮选剂不用改变现有洗煤的操作工艺，不用增加任何设备。本发明产品已小批量试产，在山西西山矿务局镇城底矿选煤厂、太原、清徐、孝义、离石、介休等地推广使用，效果良好。

本发明的实施例如下起泡剂的制造是以DL酒石酸及不饱和十八碳烯酸为原料在反应釜中反应生成 (DL酒石酸)(十八碳烯酸) (十八碳烯酸酒石酸酯)反应物以等克分子比加入反应釜，在氢氧化钠水溶液中进行，氢氧化钠浓度为0.3～0.6％，反应温度90℃左右，反应时间2小时。所得不饱和羧酸酯为十八碳烯酸酒石酸酯，用其量100克加入铝酸三钠盐1克之重量比配制成起泡剂。在使用时同时往煤粉中加入4～8倍的捕收剂煤油，就制成了浮选剂，经试验效果良好。

本文中所述之“％”皆为重量百分比。

权利要求

1，一种粉煤起泡剂，在粉煤浮选时在煤浆中加入捕收剂柴油或煤油并加入起泡剂，其特征在于起泡剂是采用3～20个碳原子的羟基羧酸与10～20个碳原子的不饱和羧酸反应生成的不饱和羧酸酯类，再加入铝酸三钠盐组成不饱和羧酸酯95～100％铝酸三钠盐 0～5％

2，如权利要求1所述之粉煤起泡剂的制造方法，其特征在于所用起泡剂不饱和羧酸酯类是由3～20个碳原子的羟基羧酸与10～20个碳原子的不饱和羧酸反应生成，反应在常压碱性水相中进行，水相中所用碱可用氢氧化钠，浓度为0.3～1％，反应物用等克分子比反应，反应温度为60～105℃，反应时间为1～2小时。

全文摘要

一种粉煤起泡剂及其制造方法，为解决已有粉煤浮选时所用起泡剂易燃、污染环境、对水质要求高的缺欠，本发明采用3～20个碳原子的羟基羧酸与10～20个碳原子的不饱和羧酸反应生成不饱和羧酸酯类并配以铝酸三钠盐做为起泡剂，用本起泡剂制成的浮选剂用量少，发泡能力强，泡沫丰富，在刮板刮出煤粉时，泡沫消失迅速，精煤的回收率可达80％以上，精煤灰分7～8.5％，使用该浮选剂安全，不用改变原浮选设备、工艺。经实践验证、效果良好。

文档编号B03D1/018GK1129611SQ9510158

公开日1996年8月28日 申请日期1995年2月23日 优先权日1995年2月23日

发明者乔凌星, 刘明林 申请人:北京市华能新资源开发高技术公司

专利名称：从铅锑粗合金中分离铅锑的方法

技术领域：

本发明涉及一种有色金属火法冶炼方法，特别适用于铅锑合金的分离和提取。

(二)、背景技术脆硫铅锑矿是世界罕见的多金属复合硫化矿，除在我国的大厂矿田和澳大利亚某矿具有该矿种以外，其他地方均未发现。虽然脆硫铅锑矿只是大厂矿田主体锡矿选矿过程的附属回收产品，但其储量却居全国之首。因脆硫铅锑精矿成份复杂，给冶炼造成了极大的困难。自60年代初以来，国内许多科研院所和生产单位先后对该矿的冶炼方法选择进行了大量的研究工作。从最初的精矿沸腾焙烧—焙砂熔炼—粗合金吹炼—粗铅电解产铅锭和锑氧熔炼、精炼产高铅锑锭或2号锑锭的火法流程，以及Na2S浸出—电积产精锑的湿法流程，发展到以后的新氯化水解法，Na2S浸出—氧化法、蒸汽焙烧分离法、矿浆电解法等工艺。尽管这些工艺各有特点，然而除最原始的火法流程外，其它流程终因各种因素限制而无法形成产业化。而火法流程在铅锑粗合金高温吹炼产粗铅和锑氧熔炼、精炼产高铅锑锭或2号锑锭过程中，存在设备投资大、生产周期长、床能力低、成本高、粗铅含铅偏低、而含铜偏高、锑氧质量差以至脱杂难度大、铅锑直收率低、劳动强度大、生产环境差等缺陷。发明内容本发明所要解决的技术问题是提供一种从铅锑粗合金中熔析分离铅锑的方法，含Pb≥62％的铅锑粗合金经一步熔析直接产含Pb78～84％的粗铅，含50％≤Pb＜62％的铅锑粗合金经两步熔析也可产出含Pb78～84％的粗铅，含Pb8～12％的二次熔析锑渣送提锑工序可单独处理产高铅锑锭，含Pb＞12％的二次锑渣与一次锑渣合并送传统提锑工序生产高铅锑或2号锑锭，从而达到铅锑合金分离的目的。

本发明所采用的技术方案是采用一种从铅锑粗合金中熔析分离铅锑的方法，其特征在于，铅锑粗合金采用熔析炉进行一步或两步熔析分离铅锑，其中，(1)所述一步熔析分离铅锑，是将含Pb≥62％的铅锑粗合金经一步熔析产出适于电解要求的含Pb≥78％的粗铅。一步熔析的高温熔析区温度为600～750℃，低温熔析区温度为350～440℃，熔析时间为80～120分钟/炉，熔析速度15～23公斤/分钟。

(2)所述两步熔析分离铅锑，是将含50％≤Pb＜60％的铅锑粗合金置于一步熔析炉中，按一步熔析条件进行熔析，产出含Pb62～70％的一次粗铅，然后将该粗铅置于二次熔析炉中进行二步熔析，产出含Pb78～84％的粗铅。二步熔析的条件是高温熔析区温度为520～650℃，低温熔析区温度为251.2～430℃，熔析时间为50～70分钟/炉，熔析速度26～36公斤/分钟。

所述铅锑粗合金采用熔析炉进行一步熔析产粗铅是将含Pb≥62％的铅锑粗合金置于熔析炉中经一次熔析，即可产出合乎电解要求的含Pb78～84％的粗铅。

所述从铅锑粗合金中熔析分离铅锑的方法，是将一步和两步熔析过程中所产的一次锑渣与含Pb＞12％的二次锑渣送提锑工序生产高铅锑或2号锑锭，对于含铅8～12％的二次锑渣，可直接熔炼、精炼产高铅锑，一、二次锑渣熔化、吹炼所产含铅62～70％的粗铅，返回二次熔析回收铅。

本发明所达到的技术效果是1、减少了设备投资。由于采用本发明，只需2台一步熔析炉及1台二步熔析炉即可取代原6台吹炼反射炉，节省投资70％。

2、提高了炉床能力。熔析床能力达6.5T/m2.d，比原吹炼床能力0.9T/m2.d提高7倍。

3、降低成本。处理每吨粗合金的熔析成本仅为40元，较原吹炼成本120元/吨合金降低200％以上。

4、提高了粗铅质量。所产粗铅大部分含Pb达81～84％，较原吹炼粗铅含Pb78％提高3～6个百分点，粗铅含铜由原来的1～2％降至0.11～0.2％。

5、提高粗铅产率。一、二次熔析渣经熔化、吹炼，又产出含铅62～70％的粗铅，返回二步熔析，从而增加粗铅的产出率。

6、提高了铅的回收率。铅的回收率由原来的84％提高到90％。

7、简化了工艺流程。当铅锑粗合金含Pb62％时，只需一步熔析即可产出含Pb≥78％的粗铅。

8、由于采用熔析法，冶炼烟气极少，从而改善了劳动条件和工作环境。

下面结合附图和具体实施方式

对本发明进一步说明。

图1是原脆硫铅锑精矿火法冶炼流程图。

图2是本发明所述从铅锑粗合金中熔析分离铅锑的方法工艺流程图。

图3是铅锑粗合金一、二步熔析炉剖视图。

图4是铅锑二元系合金相图。

对照图3，所述铅锑粗合金一、二步熔析炉是由火膛(1)、炉膛(2)、炉床(3)、投料口(4)、操作门(5)、(6)、(7)、(8)，粗铅排放口(9)、烟道(10)等结构单元构成。铅锑粗合金从投料口(4)投入，在炉床(3)中熔析，大部分锑渣从操作门(6)、(7)、(8)中扒出，二次粗铅从排放口(9)流入容器中。

对照图4，所述铅锑二元系合金相图，图中所示327.5℃是铅的熔点，630.7℃是锑的熔点，铅锑二元合金在含锑11.2％、含铅88.8％时，有一最低共晶点，该点温度是251.2℃。由此可见，含锑大于11.2％的任一铅锑合金，都有可能通过采用在大于或等于其熔点温度下熔化，再凝析到大于或等于251.2℃的方式，使锑从液相中限量析出，从而达到提高铅品位的目的。要将高锑粗铅中的锑降到11.2％，其难易程度视铅的含量而异。有的只要一次熔析即可达到最低共晶点成份，有的却需要两次甚至多次熔析才能达到共晶点成份。本发明所述从铅锑粗合金中熔析分离铅锑的方法所用的原料铅锑粗合金有两种，一种是含Pb≥62％，另一种是50≤Pb＜62％，经一步或两步熔析即可获得含铅78～84％的粗铅。

具体实施方式

(一)铅锑粗合金经一步或两步熔析产出粗铅采用熔析炉将铅锑粗合金进行一步或两步熔析，产出适合于电解要求的含铅78～84％粗铅和可供脱杂产高铅锑锭的二次熔析渣以及能与二次熔析渣合并经吹炼、熔炼、精炼产2号锑锭的一次熔析渣。

具体实施步骤如下一步熔析是将熔析炉升温至高温熔析区温度750℃，接着把含pb≥62％铅锑粗合金从投料口(4)投入炉内，在高温熔析区600～750℃和低温熔析区350～440℃条件下熔析80～120分钟/炉，熔析速度15～23公斤/分钟，待炉内物料熔析完全后，把大部分熔析渣从投料口(4)吊出，少量熔析渣从操作门(6)、(7)、(8)中扒出。重新投入粗合金继续作业，周而复始。一步熔析所产的一次粗铅(含Pb78～84％)从粗铅排放口(9)流入容器中，作为电解铅原料，一步熔析所产的一次锑渣送提锑工序，生产高铅锑或二号锑锭。

两步熔析是将含50％≤Pb＜62％的铅锑粗合金，首先置于一步熔析炉中熔析，产出含铅62～70％的一次粗铅，然后将该粗铅置于二步熔析炉中熔析产出二次粗铅。二步熔析是在高温熔析区520～650℃和低温熔析区340～430℃条件下熔析50到70分钟，熔析速度26～36公斤/分钟。待炉内物料熔析完全后，把熔析渣吊出，重新投入一次粗铅，继续作业，周而复始。二步熔析所产的二次粗铅从排放口(9)流入容器中，作为铅电解原料。二步熔析所产含Pb8～12％的二次锑渣送提锑工序单独处理生产高铅锑锭，含Pb＞12％的二次锑渣与一次锑渣合并送提锑工序生产高铅锑或2号锑锭。

一、二步熔析所达到的技术指标如表1所示(见附表1)。

附表1 一、二步熔析所达到的技术指标表

权利要求

1.一种从铅锑粗合金中分离铅锑的方法，其特征在于，铅锑粗合金采用熔析炉进行一步或两步熔析产出粗铅，其中，(1)所述一步熔析分离铅锑是将含Pb≥62％的铅锑粗合金经一步熔析产出适于电解要求的含Pb≥78％的粗铅，一步熔析的高温熔析区温度为600～750℃，低温熔析区温度为350～440℃，熔析时间为80～120分钟/炉，熔析速度15～23公斤/分钟，(2)所述两步熔析分离铅锑，是将含50％≤Pb＜60％的铅锑粗合金置于一步熔析炉中，按一步熔析条件进行熔析，产出含Pb62～70％的一次粗铅，然后将该粗铅置于二次熔析炉中进行二步熔析，产出含Pb78～84％的粗铅，二步熔析的条件是高温熔析区温度为520～650℃，低温熔析区温度为251.2～430℃，熔析时间为50～70分钟/炉，熔析速度26～36公斤/分钟。

2.根据权利要求1所述的从铅锑粗合金中分离铅锑方法，其特征在于所述铅锑粗合金采用熔析炉进行一步熔析产粗铅是将含Pb≥62％的铅锑粗合金置于熔析炉中经一次熔析，即可产出合乎电解要求的含Pb78～84％的粗铅。

3.根据权利要求1所述的从铅锑粗合金中分离铅锑方法，其特征在于将一步和两步熔析过程中所产的一次锑渣与含Pb＞12％的二次锑渣送提锑工序生产高铅锑或2号锑锭，对于含铅8～12％的二次锑渣，可直接熔炼、精炼产高铅锑，一、二次锑渣熔化、吹炼所产含铅62～70％的粗铅，返回二次熔析回收铅。

全文摘要

一种从铅锑粗合金中熔析分离铅锑的方法，其特征在于，铅锑粗合金采用熔析炉进行一步或两步熔析产出粗铅，其中，一步熔析分离铅锑，是将含Pb≥62％的铅锑粗合金经一步熔析产出适于电解要求的含Pb≥78％的粗铅。两步熔析分离铅锑，是将含50％≤Pb＜60％的铅锑粗合金置于一步熔析炉中，按一步熔析条件进行熔析，产出含Pb62～70％的一次粗铅，再将一次粗铅置于二次熔析炉中进行二步熔析，产出含Pb78～84％的粗铅。二次熔析渣脱杂生产高铅锑锭，一、二次熔析渣低温吹炼、锑氧熔炼、精炼产出2号锑锭，从而达到了铅锑分离的目的，同时减少了设备投资，提高了炉床能力，降低成本，提高了粗铅质量，提高了铅锑的回收率，改善了劳动条件和工作环境。

文档编号C22B30/02GK1405341SQ0213907

公开日2003年3月26日 申请日期2002年9月16日 优先权日2002年9月16日

发明者韦元基, 陆永壮, 韦明芳, 宾仕华, 陈家荣, 欧家才, 何勇 申请人:柳州华锡集团有限责任公司