CN101972704A - 含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法 - Google Patents

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张文乾
赵天岩
李娟�
李轶才
李永祥
穆晓辉
姜文波
赵影
孙志雄
张慧秋
刘晓宁
王宗祥
张明忠
韩应夫
梁王宁
李玉明
张进水
朱勇衡
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Abstract

一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法，主要在于脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经倾斜板浓密箱脱水、脱药，浓密箱溢流水与铅锌精矿合并，浓密箱底流添加硫化钠200～300g/T经三段磨矿后，添加硫化钠100～400g/T、亚硫酸10～25m3/h、2#油5g/T后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿。本发明针对含铜铅锌硫的小铁山多金属铜矿物不易浮的矿石，且铜矿物与铅锌矿物可浮性差别较小时，可以利用此较小差别就能进行分离，分离作业指标明显优于补加捕收剂和其它有捕收性能或起泡性能药剂的指标，在铅锌回收率不损失或损失较小的前提下，提高铜的回收率。

Description

含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法
技术领域
本发明涉及一种多金属难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法，尤其涉及一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法。
技术背景
在含铜铅锌硫的小铁山多金属矿石选别工艺中，在分离作业时，使用铅锌抑制剂，利用混合脱硫作业泡沫经脱水、脱药后剩余的油药浮选铜矿物，抑制铅锌矿物。但由于小铁山多金属矿性质复杂，性质多变，近几年生产中矿石性质铜矿物不易浮，如果按原来的工艺进行选别，在保证铜精矿品位和铜精矿含铅锌品位的情况下，铅锌精矿含铜量高达3.0%以上，即铜金属在铅锌精矿中损失较多。如果不脱水、脱药，三段磨矿细度达不到分离作业矿物解离度的要求，但脱水、脱药后铜矿物又很难浮游上来。针对这类矿石，起初采用在混合浮选作业中采取补加捕收剂丁基黄药或Z—200的办法强行对铜矿物进行浮选，不仅成本增加，而且由于黄药的捕收能力强， 造成铜精矿品位降低，铜精矿中含铅锌品位升高，而铅锌精矿含铜品位降低较小，即在提高铜回收率的同时，不但降低了铜精矿的质量，而且铅锌回收率损失的比较大，起不到很好的分离效果。
目前， 2#油，即松醇油，做为起泡剂多数用在有色金属和某些非金属矿物的浮选作业，在多金属矿石浮选作业一般用在混合浮选作业，未见有应用在多金属矿石分离作业中的例子。
发明内容
本发明提供一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法。
为此，采用如下技术方案：一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法，其工艺原则流程为：矿石经皮带给入一段磨矿作业；一段磨矿产品进入混合作业，混合作业产出的铜铅锌硫混合精矿经过二段磨矿作业后，进入脱硫作业，脱硫作业产出铜铅锌混合精矿和硫精矿；脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经三段磨矿作业后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿；所述的脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经倾斜板浓密箱脱水、脱药，浓密箱溢流水与铅锌精矿合并，浓密箱底流添加硫化钠200～300 g/T经三段磨矿后，添加硫化钠100～400 g/T、亚硫酸10～25m3/h、2#油5g/T后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿。
所述含铜铅锌硫的难选矿石中的铜矿物不易浮。
针对含铜铅锌硫的小铁山多金属铜矿物不易浮的矿石，且铜矿物与铅锌矿物可浮性差别较小时，本发明可以利用铜矿物与铅锌矿物的较小差别就能进行分离，分离作业指标明显优于补加捕收剂和其它有捕收性能或起泡性能药剂的指标，且能达到回收指标要求，在铅锌回收率不损失或损失较小的前提下，提高铜的回收率。
本发明由原工艺在分离粗选作业前补加捕收剂改为适量补加2#油，经现场实际应用和指标对比，改为适量补加2#油以后的指标比补加捕收剂的指标，铜精矿品位提高1%—2%，铜精矿含铅+锌品位低3%—4%，铅锌精矿含铜品位降低1%以上，铜回收率提高0.85％，铅回收率提高0.6％，锌回收率提高0.6％，经济效益明显，具体如下：
原矿按照铜品位0.8%、铅品位2.45%、锌品位4.05计算，年处理矿量按30万吨计算，金属价格（五年均价）按铜为37350元/吨.金属，铅为5405元/吨.金属，锌为5617元/吨.金属计算，年经济效益为：
铜回收率提高效益：
0.8%×300000×0.85%×37350=76.19万元
铅回收率提高效益：
2.45%×300000×0.6%×5405=23.84万元
铅回收率提高效益：
4.05%×300000×0.6%×5617=40.95万元
 年总经济效益：
76.19+23.84+40.95=140.98万元。
附图说明
 图1为本发明的工艺原则流程图。
具体实施方式：
下述实施例以含铜铅锌硫的小铁山多金属矿石为例。
一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法，其工艺原则流程为：矿石经皮带给入一段磨矿作业；一段磨矿产品进入混合作业，混合作业产出的铜铅锌硫混合精矿经过二段磨矿作业后，进入脱硫作业，脱硫作业产出铜铅锌混合精矿和硫精矿；脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经三段磨矿作业后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿；所述的脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经倾斜板浓密箱脱水、脱药，浓密箱溢流水与铅锌精矿合并，浓密箱底流添加硫化钠200～300 g/T经4#球磨机磨矿后，添加硫化钠100～400 g/T、亚硫酸（SO2浓度0.2%～0.3%）10～25m3/h、2#油5g/T后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿。
所述含铜铅锌硫的难选矿石中的铜矿物不易浮。
上述实施例中的详细工艺流程为：合格粒度（小于15mm）的矿石经皮带给入1#球磨机，同时添加白灰2～2Kg/T，原矿含Cu品位0.4%～1.5%、含Pb品位1%～4%、含Zn品位2%～7%、含S品位10%～20%，1#球磨机处理量为40～55t/h；1#球磨机排矿经过分级机分级，分级机返砂与新给矿一起返回1#球磨机，分级机溢流与2#球磨机排矿合并经旋流器分级，旋流器沉砂进入2#球磨机磨矿，旋流器溢流添加2#油8～10g/T、黄药90～140g/T、白灰2～3Kg/T进入混合粗一步作业，选出部分铜、铅、锌、硫混合精矿；混合粗一步尾矿添加黄药40～60g/T、白灰2～3Kg/T进入混合粗二步作业，再选出部分铜、铅、锌、硫混合精矿，混合粗一步和混合粗二步泡沫产品即铜、铅、锌、硫混合精矿合并经旋流器分级，旋流器溢流进入脱硫浮选，旋流器沉砂进入3#球磨机磨矿； 混合粗二步尾矿添加黄药15～20g/T进入混合扫选一步，再选出前面的浮选作业没有选出的铜、铅、锌、硫，将其返回到混合粗二步；混合扫选一步尾矿添加黄药15～20g/T进入混合扫选二步，再选出前面的浮选作业没有选出的铜、铅、锌、硫，将其返回到混合扫选一步；混合扫选二步尾矿添加2#油8～10g/T、黄药200g/T、ZM～2  3.5Kg/T进入尾矿选硫作业，选出硫精矿，尾矿选硫作业尾矿为最终尾矿，尾矿浓缩后送入尾矿库；脱硫作业添加黄药50～80g/T、白灰2～3Kg/T，分别产出铜铅锌混合精矿和硫精矿；脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经倾斜板浓密箱脱水、脱药，浓密箱溢流水与铅锌精矿合并，浓密箱底流添加硫化钠200～300 g/T经4#球磨机磨矿后，添加硫化钠100～400 g/T、亚硫酸（SO2浓度0.2%～0.3%）10～25m3/h、2#油5g/T，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿。
上述所有的“T”即吨，指的是原矿的重量吨位。

Claims (2)

1.一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法，其工艺原则流程为：矿石经皮带给入一段磨矿作业；一段磨矿产品进入混合作业，混合作业产出的铜铅锌硫混合精矿经过二段磨矿作业后，进入脱硫作业，脱硫作业产出铜铅锌混合精矿和硫精矿；脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经三段磨矿作业后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿；其特征在于：所述的脱硫作业产出的铜铅锌混合精矿经倾斜板浓密箱脱水、脱药，浓密箱溢流水与铅锌精矿合并，浓密箱底流添加硫化钠200～300 g/T经三段磨矿后，添加硫化钠100～400 g/T、亚硫酸10～25m3/h、2#油5g/T后，进入分离粗选作业，分离粗选泡沫进入精选作业，精选作业泡沫产出铜精矿，精选作业底流返回分离粗选作业，分离粗选尾矿为铅锌精矿。
2.根据权利要求1所述的一种含铜铅锌硫的难选矿石选矿过程中提高金属回收率的方法，其特征在于：所述含铜铅锌硫的难选矿石中的铜矿物不易浮。
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