CN105689147A - 铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法 - Google Patents

铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法 Download PDF

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鲁军
王春
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    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation

Abstract

本发明公开了一种铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法,先将破碎好的原矿石与水按1:1进行磨至球磨机排出物料细度为-0.074mm达到90~95%,添加石灰、硫化钠、硫酸锌、亚硫酸钠抑制剂和丁基黄药捕收剂进行铜铅混合浮选,铜铅粗选精矿再磨至-0.045mm90~95%,在低碱度下添加抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠、捕收剂Z-200抑铅浮铜实现铜铅异步分离,经一次粗选两次精选获得铜精矿;铜铅分离粗选尾矿经一次扫选后再选铅,选铅作业添加石灰强化抑锌硫,丁基黄药作捕收剂,经一次粗选两次扫选两次精选获得铅精矿;铅扫选尾矿返回铜铅混合粗选作业,其它中矿循序返回上一作业。该方法具有绿色无污染、生产成本低、分选效果好的优点,实现铜铅锌高效分离综合回收。

Description

铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法
技术领域
本发明涉及铜铅锌多金属矿选矿方法,具体涉及铜铅锌多金属硫化矿无污染浮选分离方法。
背景技术
随着矿产加工工业化进程的加快,有限矿产资源得到大规模的开发,提高资源利用率和节能环保已成为当今的主题。
铜铅锌多金属硫化矿具有以下共同特点:矿物种类繁多,有用矿物多呈浸染状分布,嵌布粒度细且不均匀,矿物相互共生、交代或包裹,共生关系紧密复杂;矿石含硫高,矿石易于氧化变质;含有一定量的次生矿物,易生成较多可溶性盐,使矿物表面易于污染,导致浮选过程复杂化,使有用矿物的分选变得更加困难。由于铜铅矿物的天然可浮性相近,难以彼此浮选分离;因铜矿物和铅矿物可浮性相近,铜铅硫化矿浮选常产出一个铜铅混合精矿,再进行铜铅分离,铜铅分离成为处理该类型矿石的关键;因此,铜铅分离、铜锌分离都是选矿界公认的难题,铜铅锌多金属分离则变得更为复杂困难。
目前,铜铅锌多金属硫化矿的选矿多采用铜铅混合浮选—铜铅分离选锌工艺,亦有采用铜铅锌依次优先浮选、部分混合浮选等工艺。目前最有效的两种方法为氰化物抑铜浮铅和重铬酸钾法抑铅浮铜,前者氰化物对铜矿物有较强的抑制作用,而对铅矿则几乎不产生抑制作用,故抑铜浮铅效果很好,但其弊端为氰化物有剧毒,会对环境造成严重污染,且会溶解矿石中的金银及次生硫化铜矿物;后者采用重铬酸钾法抑铅浮铜,其优点是药剂用量小,生产操作稳定,但重铬酸根离子极难处理,也会对环境造成严重污染。对于矿物共生关系密切且嵌布粒度非常微细的多金属硫化矿,需增加磨矿细度以提高矿物单体解离度才能保证分离效果,铜锌分离的主要难点是铜锌矿物多呈细粒浸染,共生关系密切,且次生铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子易于活化锌矿物、黄铁矿,造成锌硫难以抑制,给铜与锌硫矿物的分离带来困难。
可见,针对复杂铜铅锌硫化矿石,开发出一种绿色环保,低成本适合原矿石性质特点的选矿工艺,实现铜铅锌高效分离,综合回收铜、铅、锌等有价元素,不仅有利于提高资源综合利用水平,提高资源利用率;还可增加企业的经济效益和保护生态环境。
发明内容
本发明的目的是提供一种绿色无污染、生产成本低、分选效果好的铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法,实现铜铅锌高效分离综合回收。
为了实现上述目的,本发明铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法根据铜铅锌多金属硫化矿原矿石性质和工艺矿物学特点,采用捕收剂丁基黄药实现铜铅混合浮选、铜铅混合浮选精矿再磨以提高铜铅锌矿物单体解离并在pH值8~9的低碱度条件下采用亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂抑铅浮铜进行铜铅分离、锌硫分离的工艺,即通过原矿石铜铅混合浮选作业A、铜铅异步浮选作业B、锌硫分离作业C三个工艺环节得以实现;具体操作步骤如下:
A、铜铅混合浮选作业:先将破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,使球磨机排料磨矿细度达到-0.074mm占90~95%;将石灰加入球磨机排料中搅拌,调整pH值至10-11以利于铜铅矿物混合浮选,添加硫化钠消除矿浆中包括Cu2+的难免离子,然后添加铜矿物和铅矿物的捕收剂丁基黄药,再添加起泡剂松醇油保证泡沫层的稳定,进行铜铅混合浮选粗选,得到铜铅混合粗精矿进入B环节,粗选尾矿经两次扫选后得到铜铅尾矿进入C环节;
B、铜铅异步浮选作业:将A环节得到的铜铅混合粗精矿再磨至细度-0.045mm占90~95%,以提高了铜矿物、铅矿物、锌矿物的单体解离度,再磨排料在pH值8-9的低碱度条件下进行铜铅异步浮选,在该碱度下添加亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂、捕收剂Z-200抑铅浮铜,铜铅分离精矿经两次精选获得铜精矿;铜铅分离尾矿添加石灰抑制黄铁矿,采用丁基黄药作为捕收剂选铅,铅粗选精矿经两次精选获得铅精矿;铅粗选尾矿经两次扫选获得选铅尾矿,选铅尾矿中还残留一部分有用矿物,故返回至A环节铜铅混合浮选作业;
C、锌硫分离作业:由A环节得到的铜铅尾矿,添加抑制剂石灰调pH值至11-12强化抑硫,添加活化剂硫酸铜、捕收剂丁基黄药、起泡剂松醇油进行锌硫分离;锌硫分离作业经过一次粗选获得锌粗精矿,锌粗精矿通过两次精选获得锌精矿;锌粗选尾矿经两次扫选获得的最终尾矿经浓密后排入尾矿坝。
上述B环节所述铜铅混合粗精矿中矿物单体解离情况直接关系到铜铅锌分离效果的好坏,是铜铅锌分离前的关键一环;此外,铜铅异步浮选作业在低碱度条件下进行使伴生金银得到更有效地回收。
本发明铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法具有以下有益效果:
(1)本发明使用的工艺流程及药剂制度简单,使用的药剂无污染,工艺绿色环保;
(2)本发明分选效果好,获得的精矿产品品质高,精矿产品中金属互含率低;
(3)本发明获得的技术指标稳定,精矿产品回收率高,可综合高效回收矿石中的有用元素。
上述铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法采用铜铅混合浮选—铜铅粗精矿再磨铜铅异步浮选—铜铅尾矿选锌工艺流程选别,对于处理微细粒复杂铜铅锌多金属硫化矿石及类似矿石效果显著,获得的铜精矿铜品位>20%,铜回收率>70%;铅精矿铅品位>45%,铅回收率>70%;锌精矿锌品位>50%,锌回收率>90%。
附图说明
图1是本发明铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法工艺流程图。
附图标记:原矿石1、球磨机排料2、铜铅混合粗选精矿3、铜铅混合粗选尾矿4、铜铅扫选精矿5、铜铅扫选尾矿6、铜铅扫选精矿7、铜铅扫选尾矿8、铜铅混合精矿再磨产品9、铜铅分离精矿10、铜铅分离尾矿11、铜精选尾矿12、铜精选精矿13、铜精选尾矿14、铜精选精矿15、铜扫选精矿16、铜扫选尾矿17、铅粗选精矿18、铅粗选尾矿19、铅精选尾矿20、铅精选精矿21、铅精选尾矿22、铅精选精矿23、铅扫选精矿24、铅扫选尾矿25、铅扫选精矿26、铅扫选尾矿27、锌粗选精矿28、锌粗选尾矿29、锌精选尾矿30、锌精选精矿31、锌精选尾矿32、锌精选精矿33、锌扫选精矿34、锌扫选尾矿35、锌扫选精矿36、锌扫选尾矿37。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式对本发明铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法作进一步详细说明。
图1所示本发明铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法详细的工艺流程是:
A、铜铅混合浮选作业:首先将破碎后的原矿石1与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,至球磨机排料的磨矿细度达到-0.074mm占90~95%,球磨机排料2添加石灰用量2500~3000g/t(以原矿干矿重量计,下同),调整矿浆pH值至10~11,再依次添加抑制剂硫化钠300~500g/t、硫酸锌1000~1500g/t、亚硫酸钠500~700g/t,捕收剂丁基黄药用量70~80g/t和起泡剂松醇油10~15g/t进行铜铅混合粗选得到铜铅混合粗选精矿3进入B环节;铜铅混合粗选尾矿4添加抑制剂石灰500~700g/t、硫酸锌500~700g/t,捕收剂丁基黄药用量20~30g/t进行铜铅扫选,铜铅扫选精矿5返回至铜铅混合粗选,铜铅扫选尾矿6进入铜铅扫选;铜铅扫选精矿7返回铜铅扫选,铜铅扫选尾矿8进入C环节。
B、铜铅异步浮选作业:将铜铅混合粗选精矿3再磨至细度-0.045mm90~95%,在铜铅混合精矿再磨产品9中添加抑制剂硫酸锌500~800g/t、亚硫酸钠250~400g/t,捕收剂Z-2006~8g/t进入铜铅分离作业,铜铅分离精矿10添加抑制剂硫酸锌250~400g/t、亚硫酸钠125~200g/t,捕收剂Z-2003~4g/t进入铜精选;铜铅分离尾矿11添加抑制剂硫酸锌200~300g/t、亚硫酸钠100~200g/t,捕收剂Z-2003~4g/t进入铜扫选作业;铜精选尾矿12返回铜铅分离作业,铜精选精矿13添加抑制剂硫酸锌100~200g/t、亚硫酸钠50~100g/t进入铜精选;铜精选尾矿14返回铜精选,铜精选精矿15则为铜精矿产品;铜扫选精矿16返回至铜铅分离作业,铜扫选尾矿17添加抑制剂石灰300~500g/t、捕收剂丁基黄药用量20~30g/t、起泡剂松醇油5~10g/t进入铅粗选;铅粗选精矿18添加抑制剂石灰200~300g/t,捕收剂丁基黄药5~10g/t进入铅精选;铅粗选尾矿19添加抑制剂石灰100~200g/t、捕收剂丁基黄药10~15g/t进入铅扫选;铅精选尾矿20返回至铅粗选,铅精选精矿21进入铅精选;铅精选尾矿22返回至铅精选,铅精选精矿23则为铅精矿产品;铅扫选精矿24返回至铅粗选,铅扫选尾矿25添加捕收剂丁基黄药5~10g/t进入铅扫选;铅扫选精矿27返回至铅扫选,铅扫选尾矿27返回至铜铅混合粗选。
C、锌硫分离作业:在A环节得到的铜铅扫选尾矿8中添加抑制剂石灰2000~3000g/t、活化剂硫酸铜300~400g/t、捕收剂丁基黄药100~120g/t、起泡剂松醇油10~20g/t进行锌粗选,锌粗选精矿28添加石灰200~300g/t进入锌精选,锌粗选尾矿29添加抑制剂石灰300~500g/t、捕收剂丁基黄药15~20g/t进入锌扫选;锌精选尾矿30返回至锌粗选,锌精选精矿31添加抑制剂石灰100~200g/t进入锌精选;锌精选尾矿32返回至锌精选,锌精选精矿33则为锌精矿产品;锌扫选精矿34返回至锌粗选,锌扫选尾矿35添加捕收剂丁基黄药10~15g/t进入锌扫选;锌扫选精矿36返回至锌扫选,锌扫选尾矿37则为最终尾矿,经浓密排至尾矿坝堆存。
实施例
俄罗斯图瓦克孜尔—喀什特克铜铅锌多金属硫化矿矿石中有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿嵌布粒度非常微细,共生关系紧密复杂,方铅矿、黄铜矿、闪锌矿之间相互共生、交代或包裹,且原矿石含硫高,矿石属复杂难处理多金属矿石。针对该矿区同一矿石,采用上述本发明工艺技术与现有技术工艺方法进行对比试验。
现有技术工艺方法(对比例):首先将经过破碎后的原矿石与水按1:1加入球磨机进行磨矿,至球磨机排出物料的磨矿细度达到-0.074mm占90~95%,球磨机排料添加抑制剂石灰2500g/t+硫酸锌1000g/t、捕收剂丁基黄药80g/t、起泡剂松醇油10g/t进行铜铅混合粗选;铜铅混合粗选精矿再磨至细度-0.045mm90~95%,再磨产品精选四次获得铜铅混合精矿,铜铅混合精矿添加活性炭200g/t、抑制剂亚硫酸钠500+硅酸钠250g/t+CMC50g/t、捕收剂Z-2006g/t进行铜铅分离,铜铅分离经一次粗选两次精选两次扫选获得铜精矿和铅精矿;铜铅混合扫选尾矿添加抑制剂石灰1000g/t,活化剂硫酸铜300g/t,丁基黄药100g/t,起泡剂松醇油10g/t进行锌硫分离,锌经一次粗选两次精选获得锌精矿,锌粗选尾矿经三次扫选获得最终尾矿,最终尾矿经浓密后排至尾矿坝堆存,中矿循序返回。
试验结果见表1。
表1对比试验结果
从表1可以看出:原矿石含铜0.67%、铅1.55%、锌10.68%。对比例中现有技术工艺方法可获得铜精矿含铜15.51%,铜回收率61.02%;铅精矿含铅30.76%,铅回收率57.34%;锌精矿含锌45.59%,锌回收率88.25%。而采用本发明方法实施例可获得铜精矿含铜20.45%、铜回收率70.90%,铅精矿含铅45.67%,铅回收率74.30%;锌精矿含锌50.07%,锌回收率91.74%。对比发现本发明取得的各项技术指标均明显优于现有技术。
综上,本发明方法与常规工艺相比,一是精矿产品品质得到大幅度提高,其中铜精矿中铜品位提高4.94%,铅+锌含量降低6.90%;铅精矿中铅品位提高14.91%,铜+锌含量降低3.72%;锌精矿中锌品位提高4.48%,铜+铅含量降低0.89%;二是精矿产品回收率也得到大幅度提升,其中铜回收率提高9.88%,铅回收率提高16.96%,锌回收率提高3.49%。
本发明方法与常规工艺相比,具有以下几个优点:(1)本发明方法使用的工艺流程及药剂制度简单,使用的药剂无污染,工艺绿色环保;(2)本发明方法实施例分选效果好,获得的精矿产品品质高,精矿产品中金属互含率低;(3)本发明方法实施例获得的工艺技术指标稳定,精矿产品回收率高,综合高效回收了矿石中的有用元素。
本发明的应用不限于上述实施例,对本领域普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以根据上述说明加以改进或修饰,所有这些改进或修饰都应落入本发明权利要求的保护范围内。

Claims (1)

1.一种铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法,其特征是:它根据铜铅锌多金属硫化矿原矿石性质和工艺矿物学特点,采用捕收剂丁基黄药实现铜铅混合浮选、铜铅混合浮选精矿再磨以提高铜铅锌矿物单体解离并在pH值8-9的低碱度条件下采用亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂抑铅浮铜进行铜铅分离、锌硫分离的工艺,即通过原矿石铜铅混合浮选作业A、铜铅异步浮选作业B、锌硫分离作业C三个工艺环节得以实现;具体操作步骤如下:
A、铜铅混合浮选作业:先将破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,使球磨机排料磨矿细度达到-0.074mm占90~95%;将石灰加入球磨机排料中搅拌,调整pH值至10-11以利于铜铅矿物混合浮选,添加硫化钠消除矿浆中包括Cu2+的难免离子,然后添加铜矿物和铅矿物的捕收剂丁基黄药,再添加起泡剂松醇油保证泡沫层的稳定,进行铜铅混合浮选粗选,得到铜铅混合粗精矿进入B环节,粗选尾矿经两次扫选后得到铜铅尾矿进入C环节;
B、铜铅异步浮选作业:将A环节得到的铜铅混合粗精矿再磨至细度-0.045mm占90~95%,以提高了铜矿物、铅矿物、锌矿物的单体解离度,再磨排料在pH值8-9的低碱度条件下进行铜铅异步浮选,在该碱度下添加亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂、捕收剂Z-200抑铅浮铜,铜铅分离精矿经两次精选获得铜精矿;铜铅分离尾矿添加石灰抑制黄铁矿,采用丁基黄药作为捕收剂选铅,铅粗选精矿经两次精选获得铅精矿;铅粗选尾矿经两次扫选获得选铅尾矿,选铅尾矿中还残留一部分有用矿物,故返回至A环节铜铅混合浮选作业;
C、锌硫分离作业:由A环节得到的铜铅尾矿,添加抑制剂石灰调pH值至11-12强化抑硫,添加活化剂硫酸铜、捕收剂丁基黄药、起泡剂松醇油进行锌硫分离;锌硫分离作业经过一次粗选获得锌粗精矿,锌粗精矿通过两次精选获得锌精矿;锌粗选尾矿经两次扫选获得的最终尾矿经浓密后排入尾矿坝。
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