CN101797535B - 一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法，其在磨矿过程中调节pH值为10-11，加入矿浆电位调整剂焦亚硫酸钠调节矿浆电位220～260mV(相对于氢标准电位)，并加入硫酸锌、乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮磨矿，再经过一次粗选、一次扫选流程、二次精选实现了铜铅矿物的混合浮选富集，形成铜铅混合精矿。铜铅混合精矿经过加入活性炭进行药剂脱附，加入过硫酸钾和羧甲基淀粉抑制铜铅混合精矿中方铅矿等含铅矿物。经过一次粗选、一次扫选和三次精选获得铜精矿。针对铜铅混合精矿经过浮选回收铜矿物后的尾矿，调节pH至9.0，加入焦亚硫酸钠、乙硫氮、丁基醚醇，经过一次粗选、一次扫选和二次精选获得铅精矿。该方法保证了铜和铅精矿的品位和较高回收率，还减少了环境污染。

Description

一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法
技术领域
本发明涉及矿物浮选领域，涉及一种对含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿进行浮选分离的方法。
背景技术
我国的矿产资源的特点是品位低、中小型矿居多、组成复杂。在我国西南地区存在一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿，储量较大，含铜在0.3-0.5％、铅2-3％、锌3-4％，具有含硫高、氧化率为5-10％的特点，采用常规的浮选方法生产时难以进行铜矿物与铅锌矿物的浮选分离，产出的铅精矿中黄铜矿的含量较高，由于铅精矿铅品位的降低，铜品位的升高，严重影响冶炼厂的正常生产，增加了生产成本。
目前，含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选工艺主要有两种：
(1)优先浮选铜矿物技术
原矿磨矿后，调节矿浆pH的条件，用重铬酸盐、二氧化硫或亚硫酸盐组合其它抑制剂来抑制方铅矿，实现抑铅浮铜。这种方法对被铜离子活化过的方铅矿抑制力差，当矿石中含有易氧化的次生硫化铜矿物时.不宜使用此法。
(2)优先浮选铅矿物再浮选铜矿物技术
对先进行磨矿，加入足够量的石灰，将矿浆调节至强碱度环境(pH一般大于10)，加入氰化物，对黄铜矿进行强烈抑制，但对方铅矿几乎不产生抑制作用。因此利用这种方法可以抑铜浮铅，并得到较好的效果。当矿石中次生铜矿物多时，因氰化物对次生铜矿物抑制作用弱，消耗氰化物多，常采用氰化物加硫酸锌法加强对铜矿物的抑制作用。由于氰化物有剧毒，且能溶解贵金属，但由于此法对环境有污染，采用这种方法的选厂日趋减少。
发明内容
为了克服目前现有的含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选工艺中所存在的缺点，针对含黄铜矿与铅锌硫化矿物浮选分离的难题，特提出一种保证铜和铅精矿的品位和较高回收率，以及减少环境污染的对含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿进行浮选分离的方法。
本发明的详细技术方案包括以下步骤：
(1)磨矿：加入石灰使pH值保持在10-11，加入矿浆电位调整剂焦亚硫酸钠300-500g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位220～260mV；加入硫酸锌500-700g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯10-20g/t原矿、乙硫氮10-20g/t原矿磨矿；磨矿后不经过脱泥，直接进入浮选。
(2)采用一次粗选、一次扫选流程、二次精选对上述经过磨矿的铜铅矿物进行混合浮选，得到铜铅混合精矿；
(3)铜铅混合精矿中铜矿物与铅矿物的浮选分离：
①铜矿物的浮选
铜铅混合精矿加入活性炭1000-1500g/t原矿、过硫酸钾400-600g/t原矿、羧甲基淀粉400-600g/t原矿，搅拌10分钟；再经过一次粗选、一次扫选和三次精选得到铜精矿；
②铅矿物的浮选
针对上步中铜矿物的浮选后的尾矿，经过一次粗选、一次扫选和二次精选获得铅精矿。
上述步骤(1)所述的磨矿过程采用湿式球磨机进行，磨矿产品的粒度为-0.074mm占65～70％。
上述步骤(2)所述的混合浮选过程的矿浆酸碱度以石灰调节保持pH＝10-11；粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮20g/t原矿作为复合捕收剂，加入起泡剂丁基醚醇30g/t原矿；扫选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿、乙硫氮10g/t原矿，丁基醚醇10g/t原矿。
上述步骤①所述的铜矿物的浮选中粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿，加入起泡剂丁基醚醇10g/t原矿，进行铜矿物粗选；扫选过程加入过硫酸钾200g/t原矿、羧甲基淀粉200g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿，进行铜矿物扫选。
上述步骤②所述的铅矿物的浮选中粗选用硫酸调节pH至9.0，加入焦亚硫酸钠200-300g/t原矿、捕收剂乙硫氮20～30g/t原矿，加入起泡剂丁基醚醇20g/t原矿；扫选过程加入捕收剂乙硫氮10g/t原矿。
针对上述铜铅浮选后的尾矿进行锌矿物的浮选，经过一次粗选、一次扫选和三次精选的常规浮选工艺获得锌精矿。
本发明中，在磨矿过程中加入石灰调节pH值，加入矿浆电位调整剂焦亚硫酸钠调节矿浆电位，加入硫酸锌、乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮。利用电化学浮选技术原理，调节矿浆pH值为10-11，矿浆电位为220～260mV(相对于氢标准电位)，利用这种矿浆电位和pH条件，实现了铜铅矿物的混合浮选富集，形成铜铅混合精矿。在此过程中，通过调控浮选过程的pH值、矿浆电位和药剂条件下，使矿石中的硫化铁、闪锌矿等矿物表面氧化变得亲水；不与乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮发生作用。在此pH值与矿浆电位条件下，乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮可在黄铜矿、方铅矿表面发生化学作用，使黄铜矿、方铅矿表面疏水，从而可以浮选出铜铅矿物。与传统的铜铅矿物混合浮选技术比较，本发明利用了磨矿过程，通过添加药剂调控pH值、矿浆电位；在此磨矿过程加入与pH值、矿浆电位相匹配的捕收剂乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮，选择性地与黄铜矿、方铅矿表面发生化学作用，使铜铅矿物与其它矿物浮选分离。同时捕收剂乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮用量较低，为后续的铜-铅浮选分离奠定了基础。而传统浮选技术一般使用黄药作为捕收剂，没有与pH值、矿浆电位相匹配，浮选过程中，铜铅矿物与硫化铁、闪锌矿等矿物的浮选选择性差，互含严重，对后续的铜-铅浮选分离产生不利影响。
铜铅混合精矿经过加入活性炭进行药剂脱附，加入过硫酸钾和羧甲基淀粉抑制铜铅混合精矿中方铅矿等含铅矿物。经过一次粗选、一次扫选和三次精选获得铜精矿。在此浮选分离过程，先采用活性炭脱附矿物表面吸附的药剂，加入低毒性的过硫酸钾和无毒的羧甲基淀粉，取代传统铜-铅浮选分离工艺中使用的毒性大的重铬酸盐，大大地减轻了对环境的污染。利用本技术，处理同类矿石，与传统浮选技术比较，可以使铜精矿中的含铅下降到4％以下，铜的回收率提高2-3％。
与现有技术相比，本发明具有以下优点：
(1)本发明在磨矿过程控制矿物浮选的电化学条件，并利用捕收剂乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮，将铜铅矿物混合浮选，保证了铜铅混合精矿的品位和较高的回收率。
(2)在铜铅混合精矿中铜矿物与铅矿物的浮选分离过程中，加入活性炭、过硫酸钾、羧甲基淀粉等无毒药剂，有利于浮选废水的循环使用，且对环境无污染。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合实施例进一步说明本发明，而非限制本发明。
实施例1
云南某含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿，该矿石主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿。主要脉石矿物为石英、方解石等。原矿多元素分析结果见表1。
表1原矿多元素分析
Figure GDA0000020534430000041
采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数如下：
①磨矿过程：加入石灰使pH值保持在10，加入焦亚硫酸钠300g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位220mV。加入硫酸锌500g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮10g/t原矿。磨矿采用湿式球磨机进行，磨矿产品的粒度为-0.074mm占65％。
②铜铅矿物的混合浮选：矿浆酸碱度保持pH＝10，粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮20g/t原矿作为复合捕收剂，加入起泡剂丁基醚醇30g/t原矿。扫选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿、乙硫氮10g/t原矿，丁基醚醇用量为10g/t原矿。
③铜铅混合精矿中铜矿物的浮选分离
铜铅混合精矿经过搅拌桶加入活性炭1000g/t原矿、过硫酸钾400g/t原矿、羧甲基淀粉400g/t原矿，搅拌10分钟；再经过一次粗选、一次扫选和三次精选获得铜精矿。
粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿，丁基醚醇10g/t原矿。扫选过程加入过硫酸钾200g/t原矿、羧甲基淀粉200g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿。
④铜铅混合精矿中铅矿物的浮选分离
针对铜铅混合精矿经过浮选回收铜矿物后的尾矿，经过一次粗选、一次扫选和二次精选，得到铅精矿物。粗选用硫酸调节pH至9.0，加入焦亚硫酸钠200g/t原矿、捕收剂乙硫氮20g/t原矿，加入起泡剂丁基醚醇20g/t原矿。扫选过程加入捕收剂乙硫氮10g/t原矿，进行铅矿物扫选。
⑤锌矿物的浮选
针对铜铅浮选后的尾矿进行锌矿物的浮选，经过一次粗选、一次扫选和三次精选的常规浮选工艺获得锌精矿。
技术指标：铜精矿品位为20.11％，精矿含铅3.84％，铜回收率60.11％；铅精矿品位为含Pb50.65％，含铜1.85％，铅回收率78.44％；锌精矿品位48.20％，锌回收率85.10％。
实施例2
湖南某含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿，该矿石主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿。主要脉石矿物为石英、方解石等。原矿多元素分析结果见表2。
表2原矿多元素分析
采用如图1所示工艺流程，具体工艺参数如下：
①磨矿过程：加入石灰使pH值保持在11，加入焦亚硫酸钠500g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位260mV。加入硫酸锌700g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯20g/t原矿、乙硫氮20g/t原矿。磨矿采用湿式球磨机进行，磨矿产品的粒度为-0.074mm占70％。
②铜铅矿物的混合浮选：矿浆酸碱度保持pH＝11，粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮20g/t原矿作为复合捕收剂，加入起泡剂丁基醚醇30g/t原矿。扫选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿、乙硫氮10g/t原矿，丁基醚醇用量为10g/t原矿。
③铜铅混合精矿中铜矿物的浮选分离
铜铅混合精矿经过搅拌桶加入活性炭1500g/t原矿、过硫酸钾600g/t原矿、羧甲基淀粉600g/t原矿，搅拌10分钟；再经过一次粗选、一次扫选和三次精选获得铜精矿。
粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿，丁基醚醇10g/t原矿。扫选过程加入过硫酸钾200g/t原矿、羧甲基淀粉200g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿。
④铜铅混合精矿中铅矿物的浮选分离
针对铜铅混合精矿经过浮选回收铜矿物后的尾矿，经过一次粗选、一次扫选和二次精选，得到铅精矿物。粗选用硫酸调节pH至9.0，加入焦亚硫酸钠300g/t原矿、捕收剂乙硫氮30g/t原矿，加入起泡剂丁基醚醇20g/t原矿。扫选过程加入捕收剂乙硫氮10g/t原矿，进行铅矿物扫选。
⑤锌矿物的浮选
针对铜铅浮选后的尾矿进行锌矿物的浮选，经过一次粗选、一次扫选和三次精选的常规浮选工艺获得锌精矿。
技术指标：铜精矿品位为18.67％，精矿含铅3.58％，铜回收率61.23％；铅精矿品位为含Pb51.23％，含铜2.11％，铅回收率79.34％；锌精矿品位47.11％，锌回收率83.87％。

Claims (5)

1.一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）磨矿：加入石灰使pH值保持在10-11，加入矿浆电位调整剂焦亚硫酸钠300-500g/t原矿，调节矿浆电位为相对于氢标准电位220~260mV；加入硫酸锌500-700g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯10-20g/t原矿、乙硫氮10-20g/t原矿磨矿；
（2）采用一次粗选、一次扫选流程、二次精选对经过磨矿的铜铅矿物进行混合浮选，得到铜铅混合精矿；
（3）铜铅混合精矿中铜矿物与铅矿物的浮选分离：
①铜矿物的浮选
铜铅混合精矿加入活性炭1000-1500g/t原矿、过硫酸钾400-600g/t原矿、羧甲基淀粉400-600g/t原矿，搅拌10分钟；再经过一次粗选、一次扫选和三次精选得到铜精矿；
②铅矿物的浮选
针对上步中铜矿物的浮选后的尾矿，经过一次粗选、一次扫选和二次精选获得铅精矿。
2.根据权利要求1所述的含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，步骤（1）所述的磨矿过程采用湿式球磨机进行，磨矿产品的粒度为-0.074mm占65~70%。
3.根据权利要求1所述的含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，步骤（2）所述的混合浮选过程的矿浆酸碱度以石灰调节保持pH=10-11；粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯10g/t原矿、乙硫氮20g/t原矿作为复合捕收剂，加入起泡剂丁基醚醇30g/t原矿；扫选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿、乙硫氮10g/t原矿，丁基醚醇10g/t原矿。
4.根据权利要求1所述的含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，步骤①所述的铜矿物的浮选中粗选过程加入乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿，加入起泡剂丁基醚醇10g/t原矿，进行铜矿物粗选；扫选过程加入过硫酸钾200g/t原矿、羧甲基淀粉200g/t原矿、乙基黄原酸甲酸乙酯5g/t原矿，进行铜矿物扫选。
5.根据权利要求1所述的含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法，其特征在于，步骤②所述的铅矿物的浮选中粗选用硫酸调节pH至9.0，加入焦亚硫酸钠200-300g/t原矿、捕收剂乙硫氮20~30g/t原矿，加入起泡剂丁基醚醇20g/t原矿；扫选过程加入捕收剂乙硫氮10g/t原矿。
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