CN104148186A - 一种含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，属于矿物加工技术领域。本发明所述方法为：取粒度为1~150mm的铁粉，配成1%~10%的悬浮液；按矿浆中矿石固体质量的0.1%~1%向磨机或搅拌槽中加入铁粉，随后进行常规浮选方法后得最终精矿产品；加入磨机中的铁粉与矿物颗粒间构成原电池，使得矿浆中游离的铜离子被置换，减少了游离铜离子对闪锌矿和黄铁矿的活化，使得矿物之间可浮性差异变大，精矿产品互含现象小，从而提高了选矿产品的指标。本发明所述方法具有浮选指标好，节约药剂，简化选矿流程等优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，属于矿物加工技术领域。
背景技术
在我国多金属硫化矿中，尤其是含铜多金属硫化矿，常常含有较多的次生硫化铜矿物，如辉铜矿、铜蓝、斑铜矿等矿物，次生硫化铜矿物易产生铜离子，从而活化闪锌矿和黄铁矿；在磨矿过程中，次生铜矿物易氧化，也会产生铜离子，活化部分闪锌矿和黄铁矿，从而使这些闪锌矿和黄铁矿的可浮性较好，影响了铜铅锌硫等矿物的浮选分离；使得铜铅锌硫矿物互含严重，浮选精矿指标差，增加了药剂耗量，从而增加了选矿成本。
目前国内外对含次生铜矿物的多金属硫化矿常常采用加药消除铜离子对矿物的影响，即在优先浮选前，通过往磨机或搅拌槽里加药来消除液相浮选矿浆中的游离的铜离子，使得游离的铜离子转化为络合物或者形成难溶的沉淀物。如采用组合调整剂加入至磨机中，难选中矿重新返回磨机，铜精选时再次添加药剂进一步消除游离铜离子的影响等措施，一般常采用向球磨机中加入Na2S和ZnSO4来消除铜离子等难免离子对闪锌矿和黄铁矿的活化。然而，当多金属硫化矿石一般含次生铜较多，易产生较多的游离铜离子，从而在闪锌矿和黄铁矿表面形成硫化铜薄膜，活化了部分闪锌矿和黄铁矿，使得它们具有类似硫化铜矿物的浮游性能，可浮性较好，且硫化铜薄膜很稳定，难以解吸排除，从而使闪锌矿和黄铁矿物难以抑制，增加了浮选药剂的消耗，导致多金属硫化矿浮选分离的条件更加复杂，精矿互含严重。
鉴于以上原因，本发明提供一种新的选矿工艺：利用化学元素金属活动性强弱，将一定细度的铁粉配制成悬浮液，将铁粉悬浮液加入至磨机或搅拌槽中，使得铁粉和矿浆形成原电池，并形成还原环境，消除矿浆中游离铜离子及其他难免离子对闪锌矿和黄铁矿的活化作用，增大矿物之间可浮性差异，达到理想的选别指标。
发明内容
本发明要解决的技术问题为含次生铜的多金属硫化矿易产生游离的铜离子，从而活化闪锌矿和黄铁矿，使得矿物之间可浮性差异小，产品互含严重等问题。
本发明的目的在于提供一种含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，具体包括以下步骤：
（1）每100g水中加入1~10g的比例将铁粉与水混合均匀，并加热至沸，配置得到铁粉悬浮液；
（2）取矿样进行一段或两段磨矿至单体解离，并在磨机或搅拌槽中加入铁粉悬浮液，搅拌使其充分反应；
（3）调节浮选矿浆，依次加入捕收剂、调整剂、起泡剂，按照铜铅混选、然后依次选锌、选硫和铜铅混合精矿分离工艺流程，进行常规浮选，经多次精选和扫选后得到最终精矿产品。
以上所述步骤（1）所述度铁粉的粒度为10~150μm；
以上所述步骤（2）中磨矿时间为5~15min，搅拌槽搅拌时间为5~15min；
以上所述步骤（2）中加入铁粉悬浮液的比例为矿浆中矿石固体质量的0. 1%~1%；
以上所述步骤（3）中调节浮选矿浆浓度质量百分数为10~30%；
本发明的原理为：铁粉会和矿浆中矿物形成局部原电池，由于不同金属的自由电子是不同的，电子密度也不一，因此形成原电池回路后，电子扩散的速度不一，从而形成了一种金属带正电，另一种带负电，产生电势差。矿浆中由于存在活泼性不同的金属，从而在矿浆局部形成原电池，金属铁为原电池负极，活泼性弱的金属则为正极，而游离的铜离子作为原电池溶液；负极失去电子后形成离子进入溶液中，而铜离子则获得电子在正极析出，从而消除矿浆中游离铜离子及其他低活性金属离子。
对于多金属硫化矿矿物，尤其是含铜多金属硫化矿，常常含有较多的次生硫化铜矿物，次生硫化铜矿物易产生铜离子，从而活化闪锌矿和黄铁矿，从而使这些闪锌矿和黄铁矿的可浮性较好，影响了铜铅锌硫等矿物的浮选分离；而在金属活动性顺序中，Fe的金属活动性要比铜的活动性强，因此Fe和Cu形成原电池时，Fe作为原电池的负极发生氧化反应，失去电子变为铁离子，而原电池溶液中铜离子则在正极发生还原反应，得到电子变为铜单质，反应式如下：
负极：
正极：
本发明利用电化学的这种性质，将一定细度的铁粉配制成铁悬浮液，加入到磨机或者搅拌槽中，使得铁粉能充分与矿物中游离铜离子及其他难免离子反应，并在矿浆中形成良好的还原环境，从而消除铜离子及其他难免离子对闪锌矿和黄铁矿的活化。
本发明的有益效果为：
（1）消除了矿浆中铜离子及其他难免离子对闪锌矿和黄铁矿的活化；
（2）降低了选矿过程中的药剂消耗，简化了多金属硫化矿的浮选分离条件；
（3）铁粉来源广，价格低，作用效果显著，对浮选作业无不利影响；
（4）提高了精矿品位，减少了精矿中产品互含现象。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
对比试验
本对照试验以云南香格里拉某硫化铜铅锌矿为矿样，原矿Cu品位0.56%，次生铜含量23.89%，Pb品位为7.45%，Zn品位为13.42%，Fe品位为15.33%。
（1）按每100g水中加入1g粒度为10μm的等粒度铁粉的比例将铁粉加入水中，搅拌混匀并加热至沸腾后得到悬浮；
（2）取矿样500g，按矿浆中矿石固体质量的0.1%的比例，即称取50g铁粉悬浮液加入至磨机，磨矿15min；
（3）浮选采用铜铅混选、然后选锌和铜铅混合精矿分离的工艺流程。铜铅混合浮选的粗选阶段药剂制度为调整剂石灰3000g/t、Na2SO3 1000g/t、ZnSO4 1500g/t，捕收剂乙基黄药100g/t、丁胺黑药50g/t，起泡剂20g/t；铜铅混合浮选采用一粗二精二扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂。铜铅混合浮选的尾矿加调整剂石灰3000g/t、CuSO4 200g/t，捕收剂乙基黄药50g/t，起泡剂10g/t选锌；锌浮选采用一粗三精两扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂；铜铅混合精矿分离采用抑铅浮铜，混合精矿先加入100g/t的活性炭并搅拌5min脱药，然后加入混合调整剂Na2S2O3 500g/t和FeSO4 500g/t，捕收剂乙基黄药50g/t，起泡剂10g/t；铜铅分离浮选采用一粗一精一扫，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂，扫选尾矿为最终铅精矿。
对照试验除未加铁粉悬浮液外，采用与本实验相同药剂制度和选矿流程进行选别。
最终本次试验得到Pb精矿中Pb品位为72.24%，Zn品位为2.15%；Zn精矿中Zn品位为59.76%，回收率为83.51%；Cu精矿中Cu的品位为24.38%，Zn的品位为1.33%。相对于对照试验，Pb精矿和Cu精矿中含锌量分别减少了3.42%和2.36%，减少了磨矿过程中消除游离铜离子所用的药剂Na2S，降低了生产成本。
实施例1
本实施例所述含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，以白银某硫化铜铅锌矿为矿样，原矿Cu品位0.71%，次生铜含量15.76%，Pb品位为3.65%，Zn品位为5.04%，Fe品位为12.91%。
（1）按每100g水中加入3g粒度为44μm的等粒度铁粉的比例将铁粉加入水中，搅拌混匀并加热至沸腾后得到悬浮液；
（2）按矿浆中矿石固体质量的0.4%的比例在磨机加入铁粉悬浮液，在磨机中粗磨5min；
（3）选别采用阶段磨矿、阶段选别，铜铅混合浮选、然后选锌、铜铅混合精矿分离的原则流程。铜铅混合浮选粗选的药剂制度为调整剂为石灰4000g/t、ZnSO4 800g/t、NaCN 20g/t，捕收剂为乙硫氮20g/t和丁基黄药50g/t，起泡剂为25g/t，混合浮选采用一粗二精一扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂。混合浮选的尾矿加调整剂石灰3000g/t、CuSO4 150g/t，捕收剂乙基黄药25g/t和丁基黄药25g/t，起泡剂10g/t选锌；锌浮选采用一粗两精三扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选加石灰进一步抑制黄铁矿，用量依次减半。铜铅混合精矿再磨，磨机内加Na2S 200g/t 和100g/t活性炭进行脱药，磨矿5min，进行分离浮选，分离浮选采用抑铅浮铜，加调整剂石灰500g/t、ZnSO4 100g/t和NaCN 15g/t，捕收剂为乙硫氮20g/t，起泡剂为10g/t，铜铅分离浮选采用一粗三精两扫，尾矿为铅精矿。
最终得到的Pb精矿中Pb品位为65.63%，含锌2.18%；Zn精矿中Zn品位为48.46%，回收率为82.94%；Cu精矿中Cu的品位为22.13%，回收率为63.59%。Pb精矿和Cu精矿中含锌量分别减少了2.72%和1.66%；试验过程中减少了磨矿过程中消除难免离子所用的药剂Na2S和ZnSO4，降低了选矿成本，提高了精矿指标。
实施例2
本实施例所述含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，以云南某硫化铜铅锌矿为矿样，原矿Cu品位0.64%，次生铜含量18.36%，Pb品位为5.11%，Zn品位为7.28%，原矿含银53.4g/t。
（1）按每100g水中加入6g粒度为100μm的等粒度铁粉的比例将铁粉加入水中，搅拌混匀并加热至沸腾后得到悬浮液；
（2）按矿浆中矿石固体质量的0.7%的比例在搅拌槽中加入铁粉悬浮液，在搅拌槽中搅拌10min使其充分反应；
（3）浮选采用铜铅混选、然后选锌和铜铅混合精矿分离的工艺流程。铜铅混合浮选的粗选阶段药剂制度为调整剂石灰2000g/t、ZnSO4 800g/t、Na2S600g/t，捕收剂乙基黄药100g/t、丁胺黑药50g/t，起泡剂20g/t；铜铅混合浮选采用一粗二精一扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂。铜铅混合浮选的尾矿加调整剂石灰2000g/t、CuSO4 250g/t，捕收剂丁基黄药50g/t，起泡剂10g/t选锌；锌浮选采用一粗两精两扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂。铜铅混合精矿分离采用抑铅浮铜，混合精矿先加入100g/t的活性炭并搅拌脱药，然后加入调整剂重铬酸钾1000g/t，捕收剂乙硫氮25g/t，起泡剂10g/t；铜铅分离浮选采用一粗两精两扫，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂，扫选尾矿为最终铅精矿。
最终得到的Pb精矿中Pb品位为67.58%，含锌2.33%，含Ag837.6g/t；Zn精矿中Zn品位为50.57%，回收率为84.18%，含Ag77 .81g/t；Cu精矿中Cu的品位为20.15%，回收率为71.83%，含Ag197.27g/t。Pb精矿和Cu精矿中含锌量分别减少了3.78%和2.54%。试验过程中减少了磨矿过程中消除难免离子所用的药剂Na2S和ZnSO4，降低了选矿成本，提高了精矿指标。
实施例3
本实施例所述含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，以贵州某硫化铜铅锌矿为矿样，原矿Cu品位1.36%，次生铜含量21.58%，Pb品位为6.39%，Zn品位为7.86%，原矿含银42.8g/t。
（1）按每100g水中加入10g粒度为150μm的等粒度铁粉的比例将铁粉加入水中，搅拌混匀并加热至沸腾后得到悬浮液；
（2）按矿浆中矿石固体质量的1%的比例在搅拌槽中加入铁粉悬浮液，在搅拌槽中搅拌15min使其充分反应；
（3）选别采用阶段磨矿、阶段选别，铜铅混合浮选、然后选锌、铜铅混合精矿分离的原则流程。铜铅混合浮选粗选的药剂制度为调整剂为Na2CO3 2500g/t、ZnSO4 1000g/t、Na2SO3 1500g/t，捕收剂为乙基黄药100g/t和丁胺黑药50g/t，起泡剂为20g/t，混合浮选采用一粗两精两扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选不加药剂。混合浮选的尾矿加调整剂石灰2000g/t、CuSO4 200g/t，捕收剂乙基黄药30g/t和丁基黄药30g/t，起泡剂10g/t选锌；锌浮选采用一粗两精三扫，中矿循序返回，扫选所用药剂与粗选相同，用量依次减半；精选加石灰进一步抑制黄铁矿，用量依次减半。铜铅混合精矿再磨，磨机内加Na2S 200g/t 和200g/t活性炭进行脱药，磨矿7min，进行分离浮选，分离浮选采用抑铅浮铜，加调整剂石灰1000g/t、Na2SO3 1000g/t和淀粉50g/t，捕收剂为乙硫氮20g/t，起泡剂为10g/t，铜铅分离浮选采用一粗四精三扫，尾矿为铅精矿。
最终得到的Pb精矿中Pb品位为70.26%，含锌2.12%，含Ag674.9g/t；Zn精矿中Zn品位为44.57%，回收率为78.86%，含Ag52.38g/t；Cu精矿中Cu的品位为21.19%，回收率为80.66%，含Ag147.52g/t。Pb精矿和Cu精矿中含锌量分别减少了2.47%和2.43%。试验过程中减少了磨矿过程中消除难免离子所用的药剂Na2S和ZnSO4，降低了选矿成本，提高了精矿指标。
Claims (5)
1.一种含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，其特征在于，具体包括以下步骤：
（1）每100g水中加入1~10g的比例将铁粉与水混合均匀，并加热至沸，配置得到铁粉悬浮液；
（2）取矿样进行一段或两段磨矿至单体解离，并在磨机或搅拌槽中加入铁粉悬浮液，搅拌使其充分反应；
（3）调节浮选矿浆，依次加入捕收剂、调整剂、起泡剂，按照铜铅混选、然后依次选锌、选硫和铜铅混合精矿分离工艺流程，进行常规浮选，经多次精选和扫选后得到最终精矿产品。
2.根据权利要求1所述的含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，其特征在于：步骤（1）中所述铁粉的粒度为10~150μm。
3.根据权利要求1所述的含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，其特征在于：步骤（2）中所述磨矿段数为一段或两段，磨矿时间为5~15min，搅拌槽搅拌时间为5~15min。
4.根据权利要求1所述的含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，其特征在于：步骤（2）中所述加入铁粉悬浮液的比例为矿浆中矿石固体质量的0. 1%~1%。
5.根据权利要求1所述的含次生铜的多金属硫化矿选矿工艺，其特征在于：步骤（3）中所述调节浮选矿浆浓度质量百分数为10~30%，所用捕收剂、调整剂、起泡剂为常规药剂。
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