CN105834010B - 一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法 - Google Patents

Abstract

一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法所述方法涉及矿物浮选分离工艺和湿法冶金技术领域。所述方法包括浮选矿浆制备、第一次粗选、第二次粗选、第三次粗选至第六次粗选及混合精选、铜矿物与铅矿物分选、浮选铅精矿中回收铜等步骤。本发明的有益效果在于：本发明采用在弱碱弱钙介质中进行硫氧铜铅矿物的多段混合浮选，在高碱高钙条件下进行铜铅矿物分选，铅精矿采用矿山酸性废水进一步处理，解决了采用传统分选方法，造成的资源回收率低，环境污染大、药剂成本高等问题；该发明将矿山酸性废水（铜离子废水）变废为宝，节约了矿山酸性废水治理费用，有效回收率了硫氧混合铜铅多金属矿中有价资源，大幅度降低铅精矿中铜含量，提高了铜总回收率。

Description

一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法

技术领域

本发明涉及矿物浮选分离工艺和湿法冶金技术领域，具体是一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法。

背景技术

目前，在硫氧混合铜铅矿浮选工艺中大多采用传统的硫化铜铅分离方法，主要包括硫化钠法、重铬酸盐法、亚硫酸盐及二氧化硫法，传统的分选方法主要存在以下问题：1重铬酸盐含有重金属离子铬不易降解，对水体污染较大；二氧化硫法存在安全隐患问题，恶化浮选车间劳动环境，且二氧化硫气体一旦泄露对大气环境污染较为严重；2硫化钠或亚硫酸盐法，生产药剂成本较高，分选效果不佳；3传统的硫化铜铅分离方法，对硫氧混合铜铅矿分选的适应性较差，硫氧混合铜铅矿分选过程中，易导致铜铅分离效率低，铅精矿中铜含量较高，致使铜回收率降低。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是提供一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法，以解决现有技术对水体污染较大、分选效果差、铜回收率降低的问题。

浮选矿浆制备：在原矿中添加石灰，磨细制备为浮选矿浆，所述石灰添加量为500~700克/吨原矿，所述矿浆细度为-0.074mm粒级占70~75%，矿浆浓度为30~35%。

第一次粗选：向矿浆中加入硫化钠、丁基黄原酸钠、松醇油，浮选过程历时4~5分钟，所述硫化钠添加量为1000~1500克/吨原矿，丁基黄原酸钠添加量为80~120克/吨原矿、松醇油添加量为40~50克/吨原矿。

第二次粗选：向经过第一次粗浮选的矿浆中加入硫化钠、丁基黄药、松醇油，浮选过程历时3~4分钟，硫化钠添加量为200~500克/吨原矿、丁基黄药添加量为30~50克/吨原矿、松醇油添加量为5~10克/吨原矿。

第三次粗选至第六次粗选及混合精选：方式、试剂加入种类、加入量与第二次粗选相同，第六次粗选结束后得到铜铅混合精矿，以铜铅混合精矿为给矿，经三次空白精选后获得铜铅精矿。

铜矿物与铅矿物分选：向铜铅精矿中加入石灰、活性炭、硫化钠，之后搅拌5分钟，然后再加入硫代硫酸钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠，之后搅拌3分钟进行铜铅矿物分选，获得铜精矿1和浮选铅精矿，所述石灰添加量为1000~1500克/吨原矿、活性炭添加量为150~200克/吨原矿、硫化钠添加量为100~150克/吨原矿，硫代硫酸钠添加量100~150克/吨原矿、焦亚硫酸钠添加量100~150克/吨原矿、亚硫酸钠添加量50~100克/吨原矿。

浮选铅精矿中回收铜：在粗铅矿中加入含有铜离子废水搅拌浸出1~2小时，至矿浆pH值接近中性后过滤，滤渣作为铅精矿，滤液中加入硫化钠溶液至无沉淀形成后过滤，滤渣作为铜精矿2。

上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。

本发明的有益效果在于：本发明采用在弱碱弱钙介质中进行硫氧铜铅矿物的多段混合浮选，在高碱高钙条件下进行铜铅矿物分选，铅精矿采用矿山酸性废水进一步处理，解决了采用传统分选方法，造成的资源回收率低，环境污染大、药剂成本高等问题；该发明将矿山酸性废水（铜离子废水）变废为宝，节约了矿山酸性废水治理费用，有效回收率了硫氧混合铜铅多金属矿中有价资源，大幅度降低铅精矿中铜含量，提高了铜总回收率。

具体实施方式

以下结合具体实施例对本发明做进一步说明。

实施例1。

一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法，所述方法分为如下步骤。

浮选矿浆制备：在原矿中添加石灰，磨细制备为浮选矿浆，所述石灰添加量为500克/吨原矿，所述矿浆细度为-0.074mm粒级占70%，矿浆浓度为30%。

第一次粗选：向矿浆中加入硫化钠、丁基黄原酸钠、松醇油，浮选过程历时4分钟，所述硫化钠添加量为1000克/吨原矿，丁基黄原酸钠添加量为80克/吨原矿、松醇油添加量为40克/吨原矿。

第二次粗选：向经过第一次粗浮选的矿浆中加入硫化钠、丁基黄药、松醇油，浮选过程历时3分钟，硫化钠添加量为200克/吨原矿、丁基黄药添加量为30克/吨原矿、松醇油添加量为5克/吨原矿。

第三次粗选至第六次粗选及混合精选：方式、试剂加入种类、加入量与第二次粗选相同，第六次粗选结束后得到铜铅混合精矿，以铜铅混合精矿为给矿，经三次空白精选后获得铜铅精矿。

铜矿物与铅矿物分选：向铜铅精矿中加入石灰、活性炭、硫化钠，之后搅拌5分钟，然后再加入硫代硫酸钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠，之后搅拌3分钟进行铜铅矿物分选，获得铜精矿1和浮选铅精矿，所述石灰添加量为1000克/吨原矿、活性炭添加量为150克/吨原矿、硫化钠添加量为100克/吨原矿，硫代硫酸钠添加量100克/吨原矿、焦亚硫酸钠添加量100克/吨原矿、亚硫酸钠添加量50克/吨原矿。

浮选铅精矿中回收铜。

在粗铅矿中加入含有铜离子废水搅拌浸出1小时，至矿浆pH值接近中性后过滤，滤渣作为铅精矿，滤液中加入硫化钠溶液至无沉淀形成后过滤，滤渣作为铜精矿2。

上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。

实施例1的对照例1。

对实施例1中的矿石采用传统的重铬酸盐法进行铜铅分选，在铜铅精矿中加入活性炭200克/吨原矿、硫化钠200克/吨原矿搅拌后再加入重铬酸钾1000克/吨原矿后进行铜铅矿物分选，获得铜精矿铜品位为23.56%、含铅6.92%、铜回收率为68.34%，铅精矿含铅44.65%、含铜1.47%、铅回收率85.79%。

经检测本实施例1所述的原矿中铜品位为0.94%、铅品位1.76g/t、氧化铜占总铜重量的27.34%，经本发明所采用的方法获得铜精矿1铜品位为24.23%、含铅4.54%、铜回收率为71.23%，铅精矿含铅47.34%、含铜0.73%、铅回收率87.23%，铜精矿2铜品位60.32%、铜回收率19.45%，铜总回收率达90.68%。

实施例1的对照例2。

对实施例1中的矿石采用传统的亚硫酸盐法，在铜铅精矿中加入活性炭200克/吨原矿、硫化钠200克/吨原矿搅拌后再加入亚硫酸钠400克/吨原矿、硫酸锌500克/吨原矿后进行铜铅矿物分选，获得铜精矿铜品位为22.18%、含铅9.23%、铜回收率为65.29%，铅精矿含铅43.38%、含铜1.82%、铅回收率80.23%。

实施例2。

一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法，所述方法分为如下步骤。

浮选矿浆制备：在原矿中添加石灰，磨细制备为浮选矿浆，所述石灰添加量为600克/吨原矿，所述矿浆细度为-0.074mm粒级占72%，矿浆浓度为33%。

第一次粗选：向矿浆中加入硫化钠、丁基黄原酸钠、松醇油，浮选过程历时4.5分钟，所述硫化钠添加量为1250克/吨原矿，丁基黄原酸钠添加量为100克/吨原矿、松醇油添加量为15克/吨原矿。

第二次粗选：向经过第一次粗浮选的矿浆中加入硫化钠、丁基黄药、松醇油，浮选过程历时3.5分钟，硫化钠添加量为400克/吨原矿、丁基黄药添加量为40克/吨原矿、松醇油添加量为8克/吨原矿。

第三次粗选至第六次粗选及混合精选：方式、试剂加入种类、加入量与第二次粗选相同，第六次粗选结束后得到铜铅混合精矿，以铜铅混合精矿为给矿，经三次空白精选后获得铜铅精矿。

铜矿物与铅矿物分选：向铜铅精矿中加入石灰、活性炭、硫化钠，之后搅拌5分钟，然后再加入硫代硫酸钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠，之后搅拌3分钟进行铜铅矿物分选，获得铜精矿1和浮选铅精矿，所述石灰添加量为1250克/吨原矿、活性炭添加量为180克/吨原矿、硫化钠添加量为140克/吨原矿，硫代硫酸钠添加量140克/吨原矿、焦亚硫酸钠添加量140克/吨原矿、亚硫酸钠添加量85克/吨原矿。

浮选铅精矿中回收铜：在粗铅矿中加入含有铜离子废水搅拌浸出1.5小时，至矿浆pH值接近中性后过滤，滤渣作为铅精矿，滤液中加入硫化钠溶液至无沉淀形成后过滤，滤渣作为铜精矿2。

上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。

经检测本实施例2所述的原矿中铜品位为0.78%、铅品位1.24g/t、氧化铜占总铜重量的22.56%，经本发明所采用的方法获得该铜精矿1铜品位为21.67%、含铅4.12%、铜回收率为74.11%，铅精矿含铅46.34%、含铜0.68%、铅回收率88.24%，铜精矿2铜品位62.78%、铜回收率17.21%，铜总回收率达91.32%。

实施例2对照例1。

对实施例1中的矿石采用传统的重铬酸盐法进行铜铅分选，在铜铅精矿中加入活性炭200克/吨原矿、硫化钠150克/吨原矿搅拌后再加入重铬酸钾800克/吨原矿后进行铜铅矿物分选，获得铜精矿铜品位为20.19%、含铅7.92%、铜回收率为69.15%，铅精矿含铅42.19%、含铜1.59%、铅回收率82.34%。

实施例2对照例2。

对实施例1中的矿石采用传统的亚硫酸盐法，在铜铅精矿中加入活性炭200克/吨原矿、硫化钠150克/吨原矿搅拌后再加入亚硫酸钠300克/吨原矿、硫酸锌400克/吨原矿后进行铜铅矿物分选，获得铜精矿铜品位为19.18%、含铅11.45%、铜回收率为68.14%，铅精矿含铅40.23%、含铜1.56%、铅回收率81.56%。

实施例3。

一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法，所述方法分为如下步骤。

浮选矿浆制备：在原矿中添加石灰，磨细制备为浮选矿浆，所述石灰添加量为700克/吨原矿，所述矿浆细度为-0.074mm粒级占75%，矿浆浓度为35%。

第一次粗选：向矿浆中加入硫化钠、丁基黄原酸钠、松醇油，浮选过程历时5分钟，所述硫化钠添加量为1500克/吨原矿，丁基黄原酸钠添加量为120克/吨原矿、松醇油添加量为50克/吨原矿。

第二次粗选：向经过第一次粗浮选的矿浆中加入硫化钠、丁基黄药、松醇油，浮选过程历时4分钟，硫化钠添加量为500克/吨原矿、丁基黄药添加量为50克/吨原矿、松醇油添加量为10克/吨原矿。

第三次粗选至第六次粗选及混合精选：方式、试剂加入种类、加入量与第二次粗选相同，第六次粗选结束后得到铜铅混合精矿，以铜铅混合精矿为给矿，经三次空白精选后获得铜铅精矿。

铜矿物与铅矿物分选：向铜铅精矿中加入石灰、活性炭、硫化钠，之后搅拌5分钟，然后再加入硫代硫酸钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠，之后搅拌3分钟进行铜铅矿物分选，获得铜精矿1和浮选铅精矿，所述石灰添加量为1500克/吨原矿、活性炭添加量为200克/吨原矿、硫化钠添加量为150克/吨原矿，硫代硫酸钠添加量150克/吨原矿、焦亚硫酸钠添加量150克/吨原矿、亚硫酸钠添加量100克/吨原矿。

浮选铅精矿中回收铜：在粗铅矿中加入含有铜离子废水搅拌浸出2小时，至矿浆pH值接近中性后过滤，滤渣作为铅精矿，滤液中加入硫化钠溶液至无沉淀形成后过滤，滤渣作为铜精矿2。

上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。

经检测本实施例2所述的原矿中铜品位为0.58%、铅品位1.02g/t、氧化铜占总铜重量的18.56%，经本发明所采用的方法获得该铜精矿1铜品位为22.56%、含铅4.56%、铜回收率为80.34%，铅精矿含铅45.87%、含铜0.58%、铅回收率90.24%，铜精矿2铜品位63.87%、铜回收率13.23%，铜总回收率达93.57%。

实施例3对照例1。

对实施例1中的矿石采用传统的重铬酸盐法进行铜铅分选，在铜铅精矿中加入活性炭200克/吨原矿、硫化钠100克/吨原矿搅拌后再加入重铬酸钾600克/吨原矿后进行铜铅矿物分选，获得铜精矿铜品位为23.45%、含铅6.53%、铜回收率为73.45%，铅精矿含铅40.23%、含铜1.37%、铅回收率83.56%。

实施例3对照例2。

对实施例1中的矿石采用传统的亚硫酸盐法，在铜铅精矿中加入活性炭200克/吨原矿、硫化钠100克/吨原矿搅拌后再加入亚硫酸钠200克/吨原矿、硫酸锌300克/吨原矿后进行铜铅矿物分选，获得铜精矿铜品位为23.45%、含铅10.56%、铜回收率为73.23%，铅精矿含铅43.23%、含铜1.24%、铅回收率82.87%。

Claims (1)

1.一种从硫氧混合铜铅矿中回收有价组分方法，所述方法分为如下步骤：

浮选矿浆制备：

在原矿中添加石灰，磨细制备为浮选矿浆，所述石灰添加量为500~700克/吨原矿，所述矿浆细度为-0.074mm粒级占70~75%，矿浆浓度为30~35%；

第一次粗选：

向矿浆中加入硫化钠、丁基黄原酸钠、松醇油，浮选过程历时4~5分钟，所述硫化钠添加量为1000~1500克/吨原矿，丁基黄原酸钠添加量为80~120克/吨原矿、松醇油添加量为40~50克/吨原矿；

第二次粗选：

向经过第一次粗浮选的矿浆中加入硫化钠、丁基黄药、松醇油，浮选过程历时3~4分钟，硫化钠添加量为200~500克/吨原矿、丁基黄药添加量为30~50克/吨原矿、松醇油添加量为5~10克/吨原矿；

第三次粗选至第六次粗选及混合精选：

第三次粗选至第六次粗选 所用的方式、试剂加入种类、加入量与第二次粗选相同，第六次粗选结束后得到铜铅混合精矿，以铜铅混合精矿为给矿，经三次精选后获得铜铅精矿；

铜矿物与铅矿物分选：

向铜铅精矿中加入石灰、活性炭、硫化钠，之后搅拌5分钟，然后再加入硫代硫酸钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠，之后搅拌3分钟进行铜铅矿物分选，获得铜精矿1和浮选铅精矿，所述石灰添加量为1000~1500克/吨原矿、活性炭添加量为150~200克/吨原矿、硫化钠添加量为100~150克/吨原矿，硫代硫酸钠添加量100~150克/吨原矿、焦亚硫酸钠添加量100~150克/吨原矿、亚硫酸钠添加量50~100克/吨原矿；

浮选铅精矿中回收铜：

在浮选铅精矿中加入含有铜离子废水搅拌浸出1~2小时，至矿浆pH值接近中性后过滤，滤渣作为铅精矿，滤液中加入硫化钠溶液至无沉淀形成后过滤，滤渣作为铜精矿2；

上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。