CN101745458B - 低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离新工艺。该工艺采用重选-浮选联合流程对铜铅锌矿物进行分离，即先利用重选将铅回收，得到的铅精矿进一步提纯，再将重选尾矿利用浮选进行铜锌分离。本发明的优点是：利用本工艺可以基本实现三种矿物的分离。利用该工艺设备简单，污染小，指标稳定。
Description
技术领域
本发明涉及低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离新工艺。
背景技术
目前已经生产的铜铅锌多金属硫化矿中铅锌的品位之和平均在4％以上，伴生铜的品位大于0.15％。铜铅锌多金属硫化矿的选矿一般采用全优先浮选及铜、铅混选再分离两种原则流程。全优先浮选充分利用铜、铅、锌矿物的天然可浮性差异，通过选择不同的药剂制度配合其他的操作条件从而实现三者之间的分离，此法的优点是所用药剂种类少、流程简单、易操作管理、对于矿石的适应性较强，缺点是在同一磨矿细度下，不能同时兼顾多种金属对解离度的要求，有时会造成部分金属的流失。铜、铅混选再分离流程又分为抑铅浮铜和抑铜浮铅两种不同的流程结构，至于选锌均在选完铜铅后进行。目前国内大部分铜、铅、锌硫化矿选厂采用的是铜、铅混浮、混精抑铅浮铜的流程，此法的优点是铜、铅粗选作业简单、易操作控制，混精铜、铅的回收率高；缺点是铜、铅分离作业较为复杂，有的需要浓密再磨脱药，且脱药作业不易控制，抑铅的药剂种类多、用量大、成本高，所用的重铬酸钾对环境有较大的影响，生产上经常难于获得稳定的指标(铜、铅精矿互含易超标)。铜、铅粗精抑铜浮铅仅适合于原矿铜高铅低的矿石，此法的优缺点与抑铅浮铜法类似。
我国北方新探明的一些铜铅锌多金属硫化矿中，铅锌的品位之和不到2％，且铜铅锌硫化矿物的可浮性差异非常小。对于此种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿，目前还没有现成的工艺，无法进行开采利用，故有必要对此类资源的利用提供新的途径。
发明内容
本发明的目的是提供一种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，利用本工艺操作简单，污染小。
本发明的目的可以通过以下措施来实现：
该工艺的特点是利用重选-浮选联合流程实现对低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿的分离，即将原矿磨至一定粒度，先利用重选将比重比较大的铅矿物分离出来，再将重选尾矿利用浮选实现铜锌矿物的分离。
(1)采用重选法回收铅，得到的铅粗精可进行进一步浮选提纯；
(2)重选入选粒度为-60目至-150目；
(3)重选的矿浆调浆浓度为10-15％(重量百分比)；
(4)利用二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵、乙基黄原酸钠或其中的两种药剂配合使用(重量配比为1∶1)对得到的铅粗精进行浮选提纯，浮选提纯的药剂总用量为10-20g/t，时间为10-20分钟；
(5)重选尾矿采用优先选铜或铜锌混选再分离方案对铜锌进行浮选回收；
(6)重选尾矿(铜锌浮选给矿)的入选粒度为-200目55％-95％；
(7)重选尾矿(铜锌浮选给矿)的浮选矿浆浓度为25-30％(重量百分比)；(8) 重选尾矿(铜锌浮选给矿)的浮选药剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中两种配合使用(重量配比为1∶1)，药剂用量为30-55g/t，时间为12-15分钟；
重选回收矿石中的铅矿物所用的设备为摇床或螺旋溜槽；
对铅粗精进行浮选提纯的pH为10-13；对铅粗精进行浮选提纯所用的时间为10-20分钟。
本发明的优点是：利用该工艺可以基本实现三种矿物的分离。利用该工艺设备简单，污染小，指标稳定。
附图说明
图1为本发明提供的低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺原则流程图。
图2为本发明实例中低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿全优先浮选原则流程图，用于与本发明提供的工艺进行对比。
图3为本发明实例中低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿铜铅混选，混精抑铅浮铜原则流程图，用于与本发明提供的工艺进行对比。
图4为本发明实例中复杂铜铅锌多金属矿铜铅混选，混精抑铜浮铅原则流程图，用于与本发明提供的工艺进行对比。
图1中原矿经磨矿后的粒度为-60目～-150目，进重选，重选尾矿再磨矿，其粒度为-200目55～95％。图2、图3、图4中，原矿经磨矿后的粒度为-200目80％。
具体实施方式
实施例1
我国内蒙某低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿，矿石中的金属硫化矿物主要是黄铜矿、方铅矿和闪锌矿，矿石中的铜铅锌矿物基本以独立矿物的形式存在，该矿石中铜铅锌矿物的可浮性很相似，给三种矿物的分离带来很大困难。矿石中铅含量为0.77％，含铜0.40％，锌0.73％。
利用本发明提供的工艺(图1)，即将原矿磨至-100目进行重选，铅粗精利用二乙氨基二硫代甲酸钠进行进一步浮选提纯，浮选提纯的药剂用量为20g/t，浮选时间为18分钟；摇床尾矿(-200目55％)直接利用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯进行铜锌混浮后再分离，浮选矿浆浓度为30％(重量百分比)，O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯的药剂用量为55g/t，混合浮选的浮选时间为12分钟，试验结果见表1。
利用全优先浮选工艺(图2)，即将原矿磨至-200目80％后依次得到铜精矿、铅精矿和锌精矿，试验结果见表1。
利用铜铅混浮，混精抑铅锌浮铜工艺(图3)，即将原矿磨至-200目80％后利用重铬酸钾+亚硫酸钠抑铅浮铜，得到铜精矿；铜铅混浮后再选锌得到锌精矿。
利用铜铅混浮，混精抑铜浮铅工艺(图4)，即将原矿磨至-200目80％后利用氰化钠抑铜浮铅，得到铅精矿和铜精矿；铜铅混浮后再选锌得到锌精矿。试验结果见表1。
实施例2
矿石来源同实施例1。
利用本发明提供的工艺(图1)，即将原矿磨至-100目进行重选，铅粗精利用二乙氨基二硫代甲酸钠+二丁基二硫代磷酸铵(重量配比为1∶1)进行进一步浮选提纯，浮选提纯的药剂总量为20g/t，浮选时间为20分钟；摇床尾矿(-200目65％)直接利用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯+乙基黄原酸钠(重量配比为1∶1)进行铜锌混浮后再分离，浮选矿浆浓度为30％(重量百分比)，药剂总用量为55g/t，混合浮选的浮选时间为12分钟，试验结果见表1。
表1不同工艺试验结果
从表1可以看出，无论是实施例1还是实施例2，利用本发明提供的工艺可以得到品位合格的铜精矿，铅精矿和品位基本合格的锌精矿，且三种矿物的回收率均将近达到50％，基本实现三种矿物的分离。
利用全优先浮选工艺得不到合格的铜精矿和锌精矿，且铜精矿中的铅锌回收率分别达到将近30％和70％，勉强得到品位合格的铅精矿，但回收率不到33％，锌矿物已基本进入铜精矿和铅精矿。
利用铜铅混浮，混精抑铅浮铜工艺，即便利用大量的重铬酸钾+亚硫酸钠，铅矿物依然没受到抑制，基本被富集到铜精矿中，也即，加入重铬酸钾并没有实现有价金属的选择性富集，这是因为，对于本矿石来讲，铅的矿物量少于铜矿物的矿物量，用重铬酸钾抑铅浮铜抑少浮多，从而使得铅矿物很难受到抑制，极易被夹带上来，另外，由于本矿石中的锌可浮性很好，其在铜铅混浮阶段已基本与铜铅一起上浮，故大部分的锌矿物也富集到铜精矿中。
利用铜铅混浮，混精抑铜浮铅工艺，仅得到品位合格的铅精矿，其回收率也在45％左右，但没有得到合格的铜精矿和锌精矿，这是因为该类矿石中锌矿物的可浮性很好，锌矿物在铜铅混浮阶段已基本上浮，在利用氰化钠抑铜浮铅时，大部分的锌矿物进入铜精矿，导致铜精矿严重不达标，在这种情况下，即便再利用氰化钠压锌浮铜，被压的铜很难再上浮，很难实现后续铜锌的分离。
从上面的分析可知，利用本发明提供的重选-浮选联合流程实现对低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿的分离具有明显的优越性。
Claims (3)
1.一种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，其特征在于，利用重选法先回收矿石中的铅矿物，将铅粗精利用浮选进行进一步提纯，再将重选尾矿进行铜锌分离。
2.根据权利要求1所述的低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，其特征在于，
(1)重选回收矿石中的铅矿物所用的设备为摇床或螺旋溜槽；
(2)矿石重选的入选粒度为-100目；
(3)矿石重选的矿浆调浆浓度为10-15％；
(4)利用二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵、乙基黄原酸钠或其中的两种配合使用，配合使用的重量配比为1∶1，对得到的铅粗精进行浮选提纯，药剂总用量为20g/t；
(5)对铅粗精进行浮选提纯的pH为10-13；
(6)对铅粗精进行浮选提纯所用的时间为18-20分钟。
3.根据权利要求1或2所述的低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，其特征在于，
(1)重选尾矿采用优先选铜或铜锌混选再分离方案对铜锌进行浮选分离；
(2)重选尾矿入选粒度为-200目55％-65％；
(3)重选尾矿的浮选矿浆浓度为30％；
(4)重选尾矿的浮选药剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中两种配合使用，配合使用的重量配比为1∶1，药剂总用量为55g/t；
(5)重选尾矿的浮选时间为12分钟。
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