CN102397819A

CN102397819A - 一种分离铜铅锌铁多金属硫化矿的选矿方法

Info

Publication number: CN102397819A
Application number: CN2011103199884A
Authority: CN
Inventors: 刘丹; 文书明
Original assignee: Kunming University of Science and Technology
Current assignee: Kunming University of Science and Technology
Priority date: 2011-10-20
Filing date: 2011-10-20
Publication date: 2012-04-04
Anticipated expiration: 2031-10-20
Also published as: CN102397819B

Abstract

本发明公开了一种有效分离铜铅锌铁多金属硫化矿的选矿方法，该方法由原矿选取、磨矿、铜铅锌混合浮选、铜铅混合浮选、铜铅分离、锌浮选和硫铁矿浮选组成，最后得到铜、铅、锌和硫铁矿精矿，采用本方法分离金属硫化矿效果佳，金属回收率高，而且操作简单，适于推广应用。

Description

一种分离铜铅锌铁多金属硫化矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种选矿方法，特别是一种分离铜铅锌铁多金属硫化矿的选矿方法。

背景技术

铜铅锌铁复杂硫化矿，由于几种金属致密共生，相互嵌布粒度较细，分选十分困难。目前对于铜铅锌铁复杂硫化矿仍没有较好的分离技术，在分选过程中经常出现金属回收率低且相互夹杂严重，导致最终产品质量低劣。

发明内容

本发明为解决现有技术的缺陷，提供一种分离铜铅锌铁硫化矿的选矿方法，就是针对大量的因铜铅锌铁硫分离困难形成的铜铁铅锌多金属硫化矿资源，提供分离铜铅锌铁硫化矿，综合回收铜、铅、锌和硫铁资源的选矿方法，利用该方法分选效果佳，金属回收率较高。

本发明技术方案由以下内容构成：

本发明的处理对象为铜铅锌铁硫化矿，是浮选分离困难的多金属矿石，其中铜质量百分含量为0.52%～1.83%，铅质量百分含量为2.43%～4.17%，锌质量百分含量为1.05%～2.81%，铁质量百分含量为32.34%～34.57%，硫质量百分含量为40.25%～44.86%。

所述选矿方法由原矿选取、磨矿、铜铅锌混合浮选、铜铅混合浮选、铜铅分离、锌浮选和硫铁矿浮选组成，原矿的选取和磨矿后矿浆进行铜铅锌混合浮选，铜铅锌混合浮选使用乙基黄药作为铜铅锌矿物的捕收剂，采用石灰作为硫铁矿的抑制剂；铜铅锌混合浮选后精矿进行铜铅混合浮选，铜铅混合浮选中首先采用活性炭进行脱药，采用硫酸锌和碳酸钠作为锌矿物的抑制剂，然后使用选矿药剂BK320和乙硫氮作为铜铅矿物的捕收剂；铜铅混合浮选精矿进行铜铅分离，铜铅分离中采用活性炭进行脱药，使用水玻璃和亚硫酸钠作为铅矿物的抑制剂，使用Z-200作为铜矿物的捕收剂；铜铅混合浮选后尾矿进行锌浮选，锌浮选中采用硫酸铜作为锌矿物的活化剂，使用丁基黄药捕收新矿物；铜铅锌混合浮选后尾矿进行硫铁矿浮选，硫铁矿浮选中采用硫酸作为硫铁矿的活化剂和矿浆pH调整剂，使用丁基黄药对硫铁矿进行捕收。对原矿进行磨矿作业后，加入石灰、乙基黄药和2#油进行铜铅锌混合浮选，铜铅锌混合浮选精矿进行铜铅混合浮选，尾矿进行硫铁矿浮选，铜铅混合浮选精矿进行铜铅分离，尾矿进行锌浮选。

本发明中所述磨矿作业中的磨矿细度为-74μm占60%～90%。

本发明中所述铜铅锌混合浮选包括两次粗选，铜铅混合浮选、铜铅分离、锌浮选、硫铁矿浮选分别包括三次粗选和三次精选。

按1吨原矿量计算，铜铅锌混合浮选中石灰用量为4-12kg，乙基黄药用量为100-200g；铜铅混合浮选中活性炭的用量为80-200g，硫酸锌用量为600-1200g，碳酸钠用量为300-600g，BK320和乙硫氮用量分别为60-120g；铜铅分离中活性炭用量为50-150g，水玻璃用量为200-400g，亚硫酸钠用量为200-400g，Z-200用量为80-150g；锌浮选中硫酸铜的用量为800-1200g，丁基黄药用量为50-100g；硫铁矿浮选中硫酸的用量为3-8kg，丁基黄药用量为100-150g。

根据所述选矿方法所得铜精矿含铜品位大于18%，铜回收率大于75%；铅精矿含铅品位大于31%，铅回收率大于65%；锌精矿含锌品位大于28%，锌回收率大于72%，硫铁矿精矿中铁品位大于45%，硫品位大于48%，铁回收率大于81%；各精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，金属分离效果佳。

本发明具有以下优点和积极效果：

1、铜铅锌混合浮选时，选择对硫铁矿有较好抑制作用的石灰对其进行抑制，由于铜铅锌硫化矿有较好的可浮性，故只使用乙基黄药作为捕收剂，选择性较好，大幅度降低铜铅锌混合精矿的硫铁矿含量，提高铜铅锌精矿的产品质量，提高硫铁矿的回收率。

2、由于药剂吸附在铜铅锌混合精矿上，难以对其进行分离，故在铜铅混合浮选时要使用活性炭进行脱药，然后再添加硫酸锌和碳酸钠组合药剂来抑制锌矿物，再使用选择性较好的捕收剂BK320和乙硫氮回收得到铜铅混合精矿。

3、铜铅分离中仍要先使用活性炭进行脱药，为避免使用有毒的抑铅浮铜的选矿药剂包括氰化钠、重铬酸钾等，选择水玻璃和亚硫酸钠作为铅矿物的抑制剂，实现铜铅无毒、有效的分离；Z-200是铜矿物的有效捕收剂，使得铜矿物的回收率较高。

4、硫铁矿浮选中，使用硫酸作为硫铁矿的活化剂和矿浆的pH调整剂，使得硫铁矿的浮选有较好的指标。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例1：

将1吨原矿磨至细度为-74μm含量70%后，加入12kg石灰，5分钟后添加100g乙基黄药进行铜铅锌混合浮选，分为两次粗选；在所得铜铅锌浮选后的混合精矿中首先加入200g活性炭，5分钟后添加1000g硫酸锌和500g碳酸钠，3分钟后添加100g BK320和100g乙硫氮进行铜铅混合浮选，包括三次粗选和三次精选；在铜铅浮选后的混合精矿中添加150g活性炭进行脱药，5分钟后添加300g水玻璃和300g亚硫酸钠来抑制铅矿物，3分钟后加入150g Z-200，通过三次粗选和三次精选得到铜精矿和铅精矿；在铜铅锌混合浮选后尾矿中添加8kg硫酸来活化硫铁矿，5分钟后加入150g丁基黄药经过三次粗选和三次扫选得到硫铁矿精矿；在铜铅混合浮选所得的尾矿中添加1000g硫酸铜活化锌矿物，3分钟后加入100g丁基黄药经过三次粗选和三次精选后得到锌精矿。铜精矿含铜品位19.23%，铜回收率77.18%；铅精矿含铅品位为36.19%，铅回收率68.54%；锌精矿含锌品位32.11%，锌回收率72.62%；硫铁矿精矿中铁品位45.02%，硫品位48.33%，铁回收率84.29%。

实施例2：

将1吨原矿磨至细度为-74μm含量85%后，加入4kg石灰，5分钟后添加150g乙基黄药进行铜铅锌混合浮选，分为两次粗选；在所得铜铅锌浮选后的混合精矿中首先加入80g活性炭，5分钟后添加600g硫酸锌和300g碳酸钠，3分钟后添加60g BK320和60g乙硫氮进行铜铅混合浮选，包括三次粗选和三次精选；在铜铅浮选后的混合精矿中添加50g活性炭进行脱药，5分钟后添加200g水玻璃和200g亚硫酸钠来抑制铅矿物，3分钟后加入100g Z-200，通过三次粗选和三次精选得到铜精矿和铅精矿；在铜铅锌混合浮选后的尾矿中添加7kg硫酸来活化硫铁矿，5分钟后加入100g丁基黄药经过三次粗选和三次扫选得到硫铁矿精矿；在铜铅混合浮选所得的尾矿中添加800g硫酸铜活化锌矿物，3分钟后加入80g丁基黄药经过三次粗选和三次精选后得到锌精矿。铜精矿含铜品位18.15%，铜回收率75.37%；铅精矿含铅品位为32.08%，铅回收率66.87%；锌精矿含锌品位29.44%，锌回收率76.24%；硫铁矿精矿中铁品位45.36%，硫品位49.12%，铁回收率82.48%。

实施例3：

将1吨原矿磨至细度为-74μm含量90%后，加入8kg石灰，5分钟后添加200g乙基黄药进行铜铅锌混合浮选，分为两次粗选；在所得铜铅锌浮选后的混合精矿中首先加入100g活性炭，5分钟后添加1200g硫酸锌和600g碳酸钠，3分钟后添加120g BK320和120g乙硫氮进行铜铅混合浮选，包括三次粗选和三次精选；在铜铅浮选后的混合精矿中添加100g活性炭进行脱药，5分钟后添加400g水玻璃和400g亚硫酸钠来抑制铅矿物，3分钟后加入80g Z-200，通过三次粗选和三次精选得到铜精矿和铅精矿；在铜铅锌混合浮选的尾矿中添加4kg硫酸来活化硫铁矿，5分钟后加入120g丁基黄药经过三次粗选和三次扫选得到硫铁矿精矿；在铜铅混合浮选所得的尾矿中添加1200g硫酸铜活化锌矿物，3分钟后加入50g丁基黄药经过三次粗选和三次精选后得到锌精矿。铜精矿含铜品位18.76%，铜回收率78.02%；铅精矿含铅品位为31.56%，铅回收率70.81%；锌精矿含锌品位30.32%，锌回收率74.17%；硫铁矿精矿中铁品位45.86%，硫品位48.75%，铁回收率81.38%。

Claims

1.一种分离铜铅锌铁多金属硫化矿的选矿方法，其特征在于按如下步骤进行：

（1）原矿的选取，磨矿；

（2）磨矿后矿浆进行铜铅锌混合浮选，使用乙基黄药作为铜铅锌矿物的捕收剂，石灰作为硫铁矿的抑制剂，并添加2#油进行浮选，得到浮选后混合精矿；

（3）铜铅锌混合浮选后混合精矿进行铜铅混合浮选，首先采用活性炭进行脱药，采用硫酸锌和碳酸钠作为锌矿物的抑制剂，然后使用选矿药剂BK320和乙硫氮作为铜铅矿物的捕收剂，浮选后得到铜铅混合精矿；铜铅锌混合浮选后尾矿进行硫铁矿浮选，采用硫酸作为硫铁矿的活化剂和矿浆pH调整剂，调整后PH值在5.5-6之间，使用丁基黄药对硫铁矿进行捕收，得到硫铁矿精矿；

（4）铜铅混合浮选精矿进行铜铅分离，采用活性炭进行脱药，使用水玻璃和亚硫酸钠作为铅矿物的抑制剂，使用Z-200作为铜矿物的捕收剂，浮选后得到铜精矿和铅精矿；铜铅混合浮选后尾矿进行锌浮选，采用硫酸铜作为锌矿物的活化剂，使用丁基黄药捕收锌矿物，得到锌精矿。

2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于磨矿作业中的磨矿细度为-74μm占60%～90%。

3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于铜铅锌混合浮选包括两次粗选，铜铅混合浮选、铜铅分离、锌浮选、硫铁矿浮选分别包括三次粗选和三次精选。

4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于铜铅锌混合浮选中石灰用量为4-12kg/吨，乙基黄药用量为100-200g/吨。

5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于铜铅混合浮选中活性炭的用量为80-200g/吨，硫酸锌用量为600-1200g/吨，碳酸钠用量为300-600g/吨，BK320和乙硫氮用量分别为60-120g/吨。

6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于铜铅分离中活性炭用量为50-150g/吨，水玻璃用量为200-400g/吨，亚硫酸钠用量为200-400g/吨，Z-200用量为80-150g/吨。

7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于锌浮选中硫酸铜的用量为800-1200g/吨，丁基黄药用量为50-100g/吨。

8.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于硫铁矿浮选中硫酸的用量为3-8kg/吨，丁基黄药用量为100-150g/吨。