CN101428250A - 铜锌分离选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铜锌分离选矿方法,步骤如下:(1)一段磨矿:磨矿粒度为65-70%-0.074毫米条件下,使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂;(2)铜粗精矿再磨精选:采用单槽快速浮选选出部分铜、银品位高,含锌低的优质铜精矿,继续使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,实现了抑锌浮铜;(3)锌-硫分选:用丁黄药作捕收剂浮锌,所得锌硫混合精矿;加石灰调浆抑硫浮锌,获得锌精矿和部分硫精矿,等可浮尾矿再加丁黄药浮选再获得部分硫精矿。本发明的优点在于:选用“配矿,一段磨矿,铜粗精矿再磨精选,锌硫等可浮工艺流程”很好的解决了“铜精矿含锌过高,或者锌精矿含铜”超标问题。
Description
技术领域
本发明涉及多金属矿石的选矿技术,主要是一种铜锌分离选矿方法。
背景技术
多金属矿石是富含银的铜锌硫原生硫化矿,可回收的元素有铜、银、硫、锌、金等,经过浮选,可获得铜、锌、硫三种精矿,金、银富集于铜精矿中。由于铜锌硫类型的矿石性质多变,嵌布关系复杂,所含金属矿物繁多,给铜锌分离选矿作业带来很大难度。正因为铜锌矿石的浮选分离是比较困难的,所以国内外常规的浮选流程多种多样,有优先、混合、部分优先或混合可浮等,同时为了使铜锌矿物充分解离而采用多段磨矿,锌的抑制剂也用多种药剂组合,有的还采用氧化、加温等方法以及选-冶联合流程等。但是,尽管如此,在实际生产中还是经常出现铜精矿含锌过高,或者锌精矿含铜超标的问题。
发明内容
本发明的目的是为了克服上述不足,而提供一种多金属矿石中的铜锌分离选矿方法。
本发明解决其技术问题采用的技术方案:这种铜锌分离选矿方法,步骤如下:
(1)、一段磨矿:选原矿石铜锌质量比不大于2.0,磨矿粒度为65-70%-0.074毫米条件下,使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,其中石灰1000~3000克/吨,硫化钠100~800克/吨,硫酸锌500~1600克/吨和亚硫酸钠300~1000克/吨;
(2)、铜粗精矿再磨精选:采用单槽快速浮选选出部分铜、银品位高,含锌低的优质铜精矿,继续使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,实现了抑锌浮铜;其中石灰1000~3000克/吨,硫化钠100~800克/吨,硫酸锌500~1600克/吨和亚硫酸钠300~1000克/吨;
(3)、锌-硫分选:用丁黄药作捕收剂浮锌,部分易浮的硫也进入泡沫,所得锌硫混合精矿;加石灰调浆抑硫浮锌,获得锌精矿和部分硫精矿,等可浮尾矿再加丁黄药浮选再获得部分硫精矿;黄药加入量30~50g/t,和石灰的加入量600~1000g/t。
(4)、在浮选过程中加入抑制剂活化剂捕收剂的范围是:石灰,1000~3000克/吨;硫化钠,100~800克/吨;硫酸锌,500~1600克/吨;硫酸铜,0.2~0.6克/吨;亚硫酸钠,300~1000克/吨;复合捕收剂PAC-1000,10克/吨;丁铵黑药,20~120克/吨;丁黄药,5~100克/吨;2#油,10~50克/吨,2#油就是松树油。
一、浮选药剂
1.捕收剂。捕收剂主要有黄药和PAC-1000。其中黄药对铜锌硫化矿的捕收能力较强,但对黄铁矿(以下简称硫)的选择性较差,或称捕收铜或锌时的“拉硫”现象较强;PAC-1000为复合捕收剂。在PAC药剂分子结构设计中有两个极性亲固基和两个断面较大的非极性基,它们使整个药剂分子及基团的直径大、断面大,PAC分子中一个R基对亲固基起吸电子作用,另一R′基对亲固基起供民效应。正负诱导效应的一致性使亲固基的的共轭体系得以加强,并使PAC的捕收能力及选择性都得到加强。
PAC-1000有较强的极性基及适当的非极性基,在保持强捕收力的情况下,有较好的专属性的选择性。适用于多金属硫化矿中铜铁、铜锌铁、钼铜铁的混合及优先浮选,也适用于铜铅硫化矿抑铅浮铜,对伴生金银的回收也十分有利。PAC1000属于选择性较强的捕收剂,相对于黄药而言,针对硫的捕收能力较弱,或称捕收铜锌时的“拉硫”现象较弱,但针对铜锌之间的选择性差别不大。(PAC-1000已工厂化生产,本公司和北京矿冶研究总院合作研制完成,药剂已获专利授权专利号01144395.2)
黄药是目前应用最广泛的硫化矿捕收剂,因呈黄色,故称黄药。黄药的化学名称是烃基黄原酸盐或烃基二硫代碳酸盐,通式中Me为钠或钾,也有制成铵盐的,R为不同的烷基、烷芳基、环烷基、烷氧基等。黄药的品种很多,常用的有乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药、己基黄药等。黄药的分子结构与浮选性能有密切关系,一般而言,黄药分子中的碳链越长,其捕收能力越强,即随着醇基分子量的增加而增大;带有支链的同系异构体较直链的捕收作用强。在优先选矿时用丁基黄药,选硫时用戊基黄药。
2.抑制剂。“压硫”抑制剂为石灰,加在二段磨矿的泵池内;选铜系统的抑制锌(以下简称压锌)的组合抑制剂主要为硫酸锌+亚硫酸钠,实行分段添加,先在再磨机添加活性炭和硫化钠脱药,然后在铜锌分离的一次粗选、三次扫选、三次精选作业中分段添加硫酸锌+亚硫酸钠;选锌系统的压硫抑制剂为石灰。
二、铜锌分离工艺程序
1、铜锌分离的“抑锌”条件:
(1)1)抑制剂总量的30%—40%加入再磨机。其浮选药剂的加入顺序一般为:先加调整剂如抑制剂、活化剂等,后加捕收剂、起泡剂。因此抑制剂加药点从铜锌分离搅拌槽向前提到再磨机和脱药搅拌槽均可,脱药搅拌槽是最佳点,但高差不够,选定抑制剂的加药点为再磨机,抑制剂的主要量应加在再磨机,加入再磨机的抑制剂用量为总量的30%,“压锌”效果明显,铜精矿中锌损失率明显降低。
(2)调整铜扫选的“压锌”。在铜锌分离的扫选部分,抑制剂用量顺序为:铜扫I>铜扫II>铜扫III。铜扫II、III作业的泡沫中,锌含量高于铜的几倍。每当出现这种现象时,铜精矿中的含锌就会上升,此时应先在铜扫II、III作业把锌抑制住,使它们返回铜扫I的矿浆中,锌的上浮性弱,再在铜扫I作业略微加点抑制剂,就能改变铜扫选矿浆的铜锌浮选的选择性。铜扫III作业后的矿浆要进人选锌系统,其抑制剂用量略低于铜扫II作业。抑制剂用量多少的顺序为:铜扫II>铜扫III>铜扫I。相应增加铜扫III作业亚硫酸钠的加药点,进一步增强了“压锌”效果。随着铜扫选“抑锌”工艺的实施,铜锌分离作业的铜与锌之间的选择性出现根本性变化:铜精矿中含锌品位将低于1%、含锌损失率15%左右;铜尾矿含铜品位下降到1.2%—2%;铜尾矿含锌高于铜锌分离原矿,一般在4%—6%,随原矿含锌变高至10%以上;铜锌分离的作业回收率由85%左右提高到90%以上。
2、铜锌分离段的少“拉锌”条件
铜锌分离浮选的捕收剂在各点用量的合理比例为:铜粗选的捕收剂用量占总用量的51%—54%、铜扫I的占18%—24%、铜扫II的占16%—19%、铜扫III的占8%—12%。当出现波动时的调整方式为:当铜尾矿含铜品位高时,将铜扫II的比例调高到20%—24%;当铜精矿品位偏高时,将铜粗选的比例调高到52%—54%;当铜精矿含锌偏高时,调整单点捕收剂与黄药之间的比例,一般捕收剂:黄药约为:铜粗选(2—3):1、铜扫II(2—3):1、铜扫III2:1;当铜精矿含锌过高时,黄药比例更小或微量。
3、锌硫分离
锌硫分离浮是本工艺流程的最后一段,它要承受上述系统的残余矿物含量、剩余药剂、矿浆酸碱度等,因此选锌系统处于被动状态,需要前两个浮选段为它提供适宜的基础条件:(1)充分浮锌并强力抛硫,尽量减少锌硫分离的杂质负荷;(2)选尽铜尾矿的铜,并把足量的锌赶往铜尾矿,为锌硫分离段提供较好的人选矿物组成成分;(3)选铜系统的残余药剂需有消除手段或控制在选锌系统可承受的范围之内;(4)选铜系统的铜尾矿浆酸碱度的pH值,需能满足锌硫分离段的活化剂与抑制剂的作用条件。因锌硫分离工艺的常规性,在此不作进一步的说明。
本发明的优点在于:本发明采用优先浮选并用单槽快速浮出部分含锌低、铜品位高的优质铜精矿,多金属矿石中部分闪锌矿含有乳滴状铜矿物及其他复杂的外来矿物,使闪锌矿在选别过程中难以抑制,因此对此部分闪锌矿只有通过铜粗精再磨精选以强化对它的抑制作用,以保证铜精矿含锌不超标,故本发明选用“配矿,一段磨矿,铜粗精矿再磨精选,锌硫等可浮工艺流程”很好的解决了“铜精矿含锌过高,或者锌精矿含铜”超标问题。
附图说明
图1是本发明实施例1的生产工艺流程图;
图2是本发明实施例2的生产工艺流程图;
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步描述,但应理解这些实施例并不是限制本发明的范围,在不违背本发明的精神和范围的情况下,本领域技术人员可对本发明作出改变和改进以使其适合不同的使用情况,条件和实施方案。
本发明所述的这种铜锌分离选矿方法,在65-70%—74μm磨矿细度条件下进行铜锌混合浮选,三次粗选、两次扫选浮选得到的混选粗精矿再磨,再磨细度为95%—43μm;然后进行铜锌分离浮选(简称选铜系统),一次粗选、三次扫选、三次精选得到的浮选泡沫产品为最终铜精矿;铜锌分离的尾矿进行锌硫分离浮选(简称选锌系统),一次粗选、两次扫选、五次精选得到的浮选泡沫产品为最终锌精矿,具体步骤如下:
(1)、一段磨矿:选原矿石铜锌质量比不大于2.0,磨矿粒度为65-70%-0.074毫米条件下,使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,其中石灰1000~3000克/吨,硫化钠100~800克/吨,硫酸锌500~1600克/吨和亚硫酸钠300~1000克/吨;
(2)、铜粗精矿再磨精选:采用单槽快速浮选选出部分铜、银品位高,含锌低的优质铜精矿,继续使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,实现了抑锌浮铜;其中石灰1000~3000克/吨,硫化钠100~800克/吨,硫酸锌500~1600克/吨和亚硫酸钠300~1000克/吨;
(3)、锌-硫分选:用丁黄药作捕收剂浮锌,部分易浮的硫也进入泡沫,所得锌硫混合精矿;加石灰调浆抑硫浮锌,获得锌精矿和部分硫精矿,等可浮尾矿再加丁黄药浮选再获得部分硫精矿,黄药加入量30~50克/吨,和石灰的加入量600~1000克/吨。
(4)、在浮选过程中加入抑制剂、活化剂、捕收剂的范围是:石灰,1000~3000克/吨;硫化钠,100~800克/吨;硫酸锌,500~1500克/吨;硫酸铜,0.2~0.6克/吨;亚硫酸钠,300~1000克/吨;PAC-1000,10克/吨;丁铵黑药,20~120克/吨;丁黄药,5~100克/吨;2#油,10~50克/吨。
实施例:图1和图2中的药剂用量单位:克/吨,由物质组成研究可知,该矿石中的铜、锌、硫矿物嵌布粒度较粗,在磨矿粒度为65-70%-0.074毫米条件下,黄铜矿的单体解离度已达90%,闪锌矿的单体解离度亦将近85%,在此条件下,铜、锌、硫已具备了实现分选的条件。铜的矿物主要为黄铜矿,次生铜矿物很少,除了含有乳滴状铜矿物的闪锌矿难于抑制外,纯闪锌矿没有受到重金属离子的活化,其可浮性比铜矿物要差,因此要充分利用其可浮性的差异,以抑锌优先选铜为合理。使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,基本上能抑制锌矿物,而实现了抑锌浮铜。抑锌浮铜的方案是合理的,由上述四种药剂组成的组合抑制剂抑锌效果较好。在使用上述药剂时,需要注意控制石灰用量,石灰用量大,矿浆PH值高,对抑制黄铁矿有效,但闪锌矿却随着矿浆PH值升高而浮游速度加快,上浮量增加。工业试验和生产实践还表明,由于原矿含铜、银品位较高,采用单槽快速浮选选出部分铜、银品位高,含锌低的优质铜精矿,是实现铜、锌分离的有力保证,也是获得较高铜、银回收率的有效措施。本次A、B两个矿样使用上述措施和药剂制度抑锌优先选铜,获得了较高的铜、银浮选指标。
实例A样:
Cu/Zn比小于1.5者称为A样,配矿如表。
实例B样
Cu/Zn比小于2.5者称为B样,配矿如表。
AB样优先选铜试验结果
本次实例A、B样分别做了铜锌比为1.14和2.04A、B两种矿石四种工艺流程的试验研究,.选铜采用优先浮选并用单槽快速浮出部分含锌低、铜品位高的优质铜精矿,多金属矿石铜锌分离获得成功的保证。由物质组成研究可知,多金属矿石中部分闪锌矿含有乳滴状铜矿物及其他复杂的外来矿物,使闪锌矿在选别过程中难以抑制,因此对此部分闪锌矿只有通过铜粗精再磨精选以强化对它的抑制作用,以保证铜精矿含锌不超标。不同铜锌比的矿石的试验结果表明,铜锌比对锌精矿的铜杂质含量高低影响明显,当铜锌比超过2.0时,生产中很难保证锌精矿含铜不超过2%,因此生产中有必要进行适当配矿,使入选原矿石铜锌比不大于2.0。
除上述实施例外,本发明还可以有其他实施方式。凡采用等同替换或等效变换形成的技术方案,均落在本发明要求的保护范围。
Claims (4)
1、一种铜锌分离选矿方法,其特征在于:步骤如下:
(1)、一段磨矿:磨矿粒度为65-70%-0.074毫米条件下,使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,其中石灰1000~3000克/吨,硫化钠100~800克/吨,硫酸锌500~1600克/吨和亚硫酸钠300~1000克/吨;
(2)、铜粗精矿再磨精选:采用单槽快速浮选选出部分铜、银品位高,含锌低的优质铜精矿,继续使用由石灰、硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠组成的组合抑制剂,实现抑锌浮铜;其中石灰1000~3000克/吨,硫化钠100~800克/吨,硫酸锌500~1600克/吨和亚硫酸钠300~1000克/吨;
(3)、锌-硫分选:用丁黄药作捕收剂浮锌,部分易浮的硫也进入泡沫,所得锌硫混合精矿;加石灰调浆抑硫浮锌,获得锌精矿和部分硫精矿,等可浮尾矿再加丁黄药浮选再获得部分硫精矿,丁黄药加入量30~50克/吨,和石灰的加入量600~1000克/吨;
(4)、在浮选过程中加入抑制剂活化剂捕收剂的范围是:石灰,1000~3000克/吨;硫化钠,100~800克/吨;硫酸锌,500~1600克/吨;硫酸铜,0.2~0.6克/吨;亚硫酸钠,300~1000克/吨;复合捕收剂PAC-1000,10克/吨;丁铵黑药,20~120克/吨;丁黄药,5~100克/吨;2#油,10~50克/吨。
2、根据权利要求1所述的铜锌分离选矿方法,其特征在于:选原矿石铜锌质量比不大于2.0。
3、根据权利要求1所述的铜锌分离选矿方法,其特征在于:2#油是松树油。
4、根据权利要求1所述的铜锌分离选矿方法,其特征在于:铜锌分离浮选的捕收剂在各点用量的质量比为:铜粗选的捕收剂用量占总用量的51%一54%、铜扫I的占18%—24%、铜扫II的占16%—19%、铜扫III的占8%—12%;当出现波动时的调整方式为:当铜尾矿含铜品位高时,将铜扫II的比例调高到20%一24%;当铜精矿品位偏高时,将铜粗选的比例调高到52%一54%;当铜精矿含锌偏高时,调整单点捕收剂与黄药之间的比例,捕收剂:黄药为:铜粗选(2—3):1、铜扫II(2—3):1、铜扫III2:1。
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