CN106694233A - 铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法 - Google Patents

铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法。本发明方法包括原矿选取、磨矿、铜铅银混合浮选、铜银混合浮选、铅银混合浮选、锌硫混合浮选、锌硫分离步骤，进一步优化了调整药剂和捕收药剂，最后分别得到铜银精矿、铅银精矿、锌精矿和硫精矿。本发明方法不仅铜铅锌硫化矿分离效果好，而且大大提高了铜铅精矿中的银回收率，大幅提高了应用矿山企业的银资源综合利用率，经济效益显著。

Description

铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，更具体地，涉及一种铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收方法。
背景技术
铜铅锌硫化矿也称为复杂多金属硫化矿，这类矿石中除了铜铅锌硫的硫化矿物以外，常常伴生有大量银矿物，是我国银资源储量的主要来源。选别这类矿石时，一般除了分别得到铜、铅、锌或硫的精矿外，矿石中伴生银组分有的也可以选成单独的精矿产品，有的则在选矿过程中富集在上述主元素精矿中，在下一步冶炼过程中加以回收。
然而，根据冶炼过程中银提取技术的难易性，不同精矿的银计价标准也具有差异性。铜、铅精矿在电解精炼过程中，银可以富集在阳极泥中，通过二次电解即可得到合格的银金属，而锌、硫精矿在冶炼过程中，银主要在焙烧渣或浸出渣中富集，银提取难度很大，整个过程银回收率也很低。因此，铜、铅精矿中银计价标准普遍高于锌、硫精矿，如何在铜铅锌硫化矿的分离过程中，最大限度引导银与铜、铅精矿富集已成为各大矿山生产企业新的发展方向。
铜铅锌硫化矿床中，银根据赋存状态的不同，可分为独立银和载体银两大类。载体银只能随各硫化矿载体进入相应精矿产品之中，而独立银在解离或暴露后却可显示自身的浮选行为特征，若选矿药剂制度在保证铜铅锌主金属回收的前提下，同时考虑到上述独立银矿物的浮选性质，就可以实现银的导向回收，使银在铜铅精矿中回收率达到最大，但本领域缺乏相关技术研究。
目前，铜铅锌硫化矿的选矿分离研究主要集中在浮选药剂和工艺流程的选择方面：专利CN101745458A公开了一种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离新工艺，该工艺采用重选-浮选联合流程对铜铅锌矿物进行分离，但由于银矿物嵌布粒度普遍极微细，银重选回收率极低；专利CN102397819A公开了一种有效分离铜铅锌铁多金属硫化矿的选矿方法，但浮选药剂只考虑到主金属铜铅锌的回收，未考虑到银在分离过程中的回收趋势；专利CN101507951公开了一种铜铅锌多金属硫化矿选矿方法，虽然铜铅锌分离效果好，同样也未考虑到银回收情况；专利CN101643857公开了一种复杂铜铅锌银多金属硫化矿综合回收方法，首先通过选矿产出铜铅锌银混合精矿，然后再引入湿法、火法冶炼联合的手段综合回收铜铅锌银，不仅流程繁琐复杂，而且提取成本高。
综上所述，铜铅锌硫化矿分离研究仍以铜铅锌主金属的回收为主，并未见有银导向回收方面的相关报道和应用实例。开发一种既能保证铜铅锌主金属的分离指标，又能最大限度引导银富集在铜、铅精矿的选矿方法，不仅是十分必要的，也是十分紧迫的。
发明内容
本发明目的是针对现有铜铅锌硫化矿分离过程中存在的铜铅精矿中银回收率低的不足，提供一种铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收方法。
本发明的目的通过以下技术方案予以实现：
提供一种铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收方法，所述方法包括原矿选取、磨矿、铜铅银混合浮选、铜银混合浮选、铅银混合浮选、锌硫混合浮选、锌硫分离步骤；具体描述如下：
S1.原矿选取，一次磨矿得矿浆；
S2.步骤S1一次磨矿后的矿浆进行铜铅银混合浮选，使用碳酸钠和硫酸锌混合调整剂，调整矿浆pH值，使用丁铵黑药做铜铅银捕收剂，分别得到铜铅银混合精矿和铜铅银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜铅银混合精矿进行铜银混合浮选，使用石灰做调整剂，调整矿浆pH值，使用乙硫氨酯和松油的混合物作为铜银捕收剂，分别得到铜银精矿和铜银混合浮选尾矿；
S4.将步骤S3所述铜银混合浮选尾矿进行铅银混合浮选，使用石灰做调整剂，稳定矿浆pH值，使用乙硫氮做铅银捕收剂，使用松油做起泡剂，分别得到铅银精矿和铅银混合浮选尾矿；
S5.将步骤S3所述铜铅银混合浮选尾矿和步骤S4所述铅银混合浮选尾矿合并，进行锌硫混合浮选，使用硫酸铜做调整剂，调整矿浆pH值为11，使用丁基黄药做锌硫捕收剂，使用松油做起泡剂，得到锌硫混合精矿；
S6.将步骤S5所得锌硫混合精矿进行锌硫分离，使用丁基黄药做锌捕收剂，使用松油做起泡剂，分别得到锌精矿和硫精矿。
优选地，步骤S1所述一次磨矿的磨矿细度为-0.074mm占 40～80%。
优选地，步骤S3在所述铜铅银混合浮选之前进行二次磨矿，所述二次磨矿的磨矿细度为-0.043mm占70～80%。
优选地，步骤S6所述锌硫分离之前进行三次磨矿，所述三次磨矿的磨矿细度为-0.043mm占80～85%。
优选地，按1吨原矿量计算，步骤S2所述铜铅银混合浮选中，碳酸钠和硫酸锌混合调整剂的用量为1000～3000克；调整矿浆pH值为9；按1吨原矿量计算，所述丁铵黑药用量为40～60克。
进一步优选地，所述碳酸钠和硫酸锌混合的质量比例为1:1或4:1。
优选地，步骤S3所述铜银混合浮选中，按1吨原矿量计算，石灰的用量为100～300克；调整矿浆pH值为10；按1吨原矿量计算，所述乙硫氨酯和松油的混合物的用量为5～20克。
进一步优选地，所述乙硫氨酯和松油的质量比例为3:1。
优选地，步骤S4所述铅银混合浮选中，按1吨原矿量计算，石灰用量为250～450克；调整矿浆pH值为14。
优选地，步骤S4所述铅银混合浮选中，按1吨原矿量计算，乙硫氮的用量为5～20克，松油用量为1～10克。
优选地，原矿铜铅银混合浮选、锌硫混合浮选分别包括一次粗选、两次扫选和两次精选；铜银混合浮选、铅银混合浮选和锌硫分离分别包括一次粗选、两次扫选和三次精选。
本发明所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法可以很好地应用于含银的铜铅锌硫化原矿的选矿。所述含银的铜铅锌硫化原矿，其中铜质量百分含量0.20～0.40%，铅质量百分含量0.20～0.30%，锌质量百分含量0.20～1.0%，银质量含量20～150g/t，硫质量百分含量3～15%。
本发明具有以下优点和积极效果：
本发明设计的选矿步骤包括原矿选取、磨矿、铜铅银混合浮选、铜银混合浮选、铅银混合浮选、锌硫混合浮选、锌硫分离，分别得到铜银精矿、铅银精矿、锌精矿和硫精矿。在设计科学的步骤基础上，本发明科学研究选矿药剂制度在保证铜铅锌主金属回收的前提下，同时考虑到独立银矿物的浮选性质，成功实现银的导向回收，使银在铜铅精矿中回收率达到最大。
本发明还在以下方面做出积极的改进并取得良好的技术效果：
（1）铜铅银混合浮选时，根据银在弱碱性矿浆中可浮性好的浮选性质，突破现有技术的局限，不使用对银矿物具有强烈抑制作用的石灰，科学使用碳酸钠和硫酸锌组合后的胶体碳酸锌做调整剂，并调整矿浆为弱碱性，优选调整矿浆的pH值为9，进一步使用丁铵黑药，发挥其较强的对银矿物捕收能力，结合利用铜铅矿物较好的天然可浮性，使银矿物在铜铅精矿中富集；
（2）铜银混合浮选时，通过二次磨矿一方面使铜铅矿物进一步单体解离，一方面降低铜铅矿物表面残留的浮选药剂，严格控制石灰用量，调整矿浆为碱性，优选将矿浆调整pH值为10，并加入对银矿物和铜矿物具有选择性捕收作用的乙硫氨酯和松油组合药剂，在获得铜精矿的同时，使银矿物在铜精矿中富集；
（3）铅银混合浮选时，为了抑制部分夹杂的锌硫矿物，加大了石灰用量，控制矿浆为强碱性，进一步精确确定矿浆pH值为14，使用在强碱介质下对铅银矿物捕收能力强的乙硫氮，在获得铅精矿的同时，使银矿物在铅精矿中富集；
基于本发明方法，所得铜银精矿铜品位大于18%，银品位大于3000g/t，铜回收率大于75%；铅银精矿铅品位大于55%，银品位大于1000g/t，铅回收率大于55%；锌精矿锌品位大于45%，锌回收率大于50%；硫精矿硫品位大于35%，硫回收率大于60%；银在铜铅精矿中合计回收率大于80%；各精矿所含杂质含量均低于产品质量标准，银导向回收效果佳。
本发明方法铜铅锌硫化矿分离效果好，而且大大提高了铜铅精矿中的银回收率，大幅提高了应用矿山企业的银资源综合利用率，经济效益显著。
附图说明
图1本发明工艺流程图（三次磨矿）。
图2本发明工艺流程图（一次磨矿）。
具体实施方式
下面结合具体实施例进一步说明本发明。下述实施例说明的矿石来源仅用于示例性说明，不能理解为对本发明的限制。除非特别说明，下述实施例中使用的原料为本领域常规市场渠道获得的原料，除非特别说明，下述实施例中使用的方法和设备为本领域常规使用的方法和设备。
本发明实施例中的工艺流程图如附图1所示。
实施例1
本实施例原矿取自内蒙古某含银的铜铅锌多金属硫化矿，原矿铜质量百分含量0.26%，铅质量百分含量0.24%，锌质量百分含量1.13%，银质量含量124.86g/t，硫质量百分含量6.12%。工艺流程图如图1所示，选矿步骤如下：
S1.原矿一次磨矿至-0.074mm占42%；
S2. 步骤S1一次磨矿后的矿浆进行铜铅银混合浮选，按1吨原矿量计算，铜铅银混合浮选中碳酸钠和硫酸锌按质量比例1:1组合做调整剂，组合用量为2600克，调节矿浆pH值为9，丁铵黑药用量为40克；分别得到铜铅银混合精矿和铜铅银混合浮选尾矿；
S3. 将步骤S2所得铜铅银混合精矿进行二次磨矿至-0.043mm占75%，二次磨矿后进行铜银混合浮选，石灰用量为100克，矿浆pH值为10，乙硫氨酯和松油组合按质量比例3:1组合做捕收剂，组合用量为8克；分别得到铜银精矿和铜银混合浮选尾矿；
S4. 将步骤S3所述铜银混合浮选尾矿进行铅银混合浮选，铅银混合浮选中石灰用量为250克，稳定矿浆pH值为14，乙硫氮用量为5克，松油用量为1克；分别得到铅银精矿和铅银混合浮选尾矿；
S5. 将步骤S3所述铜铅银混合浮选尾矿和步骤S4所述铅银混合浮选尾矿合并，进行锌硫混合浮选，锌硫混合浮选中硫酸铜用量为200克，矿浆pH值为11，丁基黄药用量为150克，松油用量为10克；得到锌硫混合精矿；
S6.将步骤S5所得锌硫混合精矿进行三次磨矿至-0.043mm占80%，然后进行锌硫分离，丁基黄药用量为2克，松油用量为1克；分别得到锌精矿和硫精矿。
本实施例所得铜银精矿铜品位18.12%，银品位9975.21g/t，铜回收率75.12%；铅银精矿铅品位55.21%，银品位1235.21g/t，铅回收率56.03%；锌精矿锌品位45.73%，锌回收率51.55%；硫精矿硫品位36.89%，硫回收率60.27%；银在铜铅精矿中合计回收率91.23%。
实施例2
本实施例原矿取自云南某含银的铜铅锌多金属硫化矿，原矿铜质量百分含量0.41%，铅质量百分含量0.40%，锌质量百分含量0.82%，银质量含量21.07g/t，硫质量百分含量10.96%。工艺流程图如图2所示，选矿步骤如下：
S1.原矿一次磨矿至-0.074mm占80%；
S2.步骤S1一次磨矿后的矿浆进行铜铅银混合浮选，按1吨原矿量计算，铜铅银混合浮选中碳酸钠和硫酸锌按质量比例4:1组合做调整剂，组合用量为2500克，调节矿浆pH值为9，丁铵黑药用量为50克；分别得到铜铅银混合精矿和铜铅银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜铅银混合精矿直接进行铜银混合浮选，石灰用量为100克，矿浆pH值为10，乙硫氨酯和松油组合按质量比例3:1组合做捕收剂，组合用量为10克；分别得到铜银精矿和铜银混合浮选尾矿；
S4.将步骤S3所述铜银混合浮选尾矿进行铅银混合浮选，铅银混合浮选中石灰用量为300克，稳定矿浆pH值为14，乙硫氮用量为8克，松油用量为2克；分别得到铅银精矿和铅银混合浮选尾矿；
S5. 将步骤S3所述铜铅银混合浮选尾矿和步骤S4所述铅银混合浮选尾矿合并，进行锌硫混合浮选，锌硫混合浮选中硫酸铜用量为300克，矿浆pH值为11，丁基黄药用量为150克，松油用量为60克；得到锌硫混合精矿；
S6.将步骤S5所得锌硫混合精矿直接进行锌硫分离，丁基黄药用量为30克，松油用量为5克；分别得到锌精矿和硫精矿。
本实施例所得铜银精矿铜品位20.47%，银品位3012g/t，铜回收率87.63%；铅银精矿铅品位61.01%，银品位1122g/t，铅回收率57.40%；锌精矿锌品位45.71%，锌回收率55.68%；硫精矿硫品位46.70%，硫回收率81.39%；银在铜铅精矿中合计回收率82.25%。
实施例3
本实施例原矿取自云南某含银的铜铅锌多金属硫化矿，原矿铜质量百分含量0.35%，铅质量百分含量0.38%，锌质量百分含量0.93%，银质量含量53.22g/t，硫质量百分含量11.25%。选矿步骤如下：
S1.原矿一次磨矿至-0.074mm占70%；
S2.步骤S1一次磨矿后的矿浆进行铜铅银混合浮选，按1吨原矿量计算，铜铅银混合浮选中碳酸钠和硫酸锌按质量比例1:1组合做调整剂，组合用量为3000克，调节矿浆pH值为9，丁铵黑药用量为50克；分别得到铜铅银混合精矿和铜铅银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜铅银混合精矿二次磨矿至-0.043mm占75%后进行铜银混合浮选，石灰用量为150克，矿浆pH值为10，乙硫氨酯和松油组合按质量比例3:1组合做捕收剂，组合用量为15克；分别得到铜银精矿和铜银混合浮选尾矿；
S4.将步骤S3所述铜银混合浮选尾矿进行铅银混合浮选，铅银混合浮选中石灰用量为300克，稳定矿浆pH值为14，乙硫氮用量为10克，松油用量为2克；分别得到铅银精矿和铅银混合浮选尾矿；
S5. 将步骤S3所述铜铅银混合浮选尾矿和步骤S4所述铅银混合浮选尾矿合并，进行锌硫混合浮选，锌硫混合浮选中硫酸铜用量为250克，矿浆pH值为11，丁基黄药用量为200克，松油用量为50克；得到锌硫混合精矿；
S6.将步骤S5所得锌硫混合精矿直接进行锌硫分离，丁基黄药用量为20克，松油用量为2克；分别得到锌精矿和硫精矿。
本实施例所得铜银精矿铜品位18.35%，银品位5124g/t，铜回收率85.21%；铅银精矿铅品位57.25%，银品位1235g/t，铅回收率57.24%；锌精矿锌品位48.33%，锌回收率57.25%；硫精矿硫品位39.70%，硫回收率85.39%；银在铜铅精矿中合计回收率86.33%。

Claims (10)

1.一种铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，还包括以下步骤：
S1.原矿选取，一次磨矿得矿浆；
S2.经步骤S1一次磨矿后的矿浆进行铜铅银混合浮选，使用碳酸钠和硫酸锌混合调整剂，调整矿浆pH值为弱碱性，使用丁铵黑药做铜铅银捕收剂，分别得到铜铅银混合精矿和铜铅银混合浮选尾矿；
S3.将步骤S2所得铜铅银混合精矿进行铜银混合浮选，使用石灰做调整剂，调整矿浆pH值，使用乙硫氨酯和松油的混合物作为铜银捕收剂，分别得到铜银精矿和铜银混合浮选尾矿；
S4.将步骤S3所述铜银混合浮选尾矿进行铅银混合浮选，使用石灰做调整剂，稳定矿浆pH值，使用乙硫氮做铅银捕收剂，使用松油做起泡剂，分别得到铅银精矿和铅银混合浮选尾矿；
S5.将步骤S3所述铜铅银混合浮选尾矿和步骤S4所述铅银混合浮选尾矿合并，进行锌硫混合浮选，使用硫酸铜做调整剂，调整矿浆pH值为11，使用丁基黄药做锌硫捕收剂，使用松油做起泡剂，得到锌硫混合精矿；
S6.将步骤S5所得锌硫混合精矿进行锌硫分离，使用丁基黄药做锌捕收剂，使用松油做起泡剂，分别得到锌精矿和硫精矿。
2.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，其特征在于，步骤S1所述一次磨矿的磨矿细度为-0.074mm占 40～80%。
3.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，步骤S3在所述铜铅银混合浮选之前进行二次磨矿，所述二次磨矿的磨矿细度为-0.043mm占70～80%。
4.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，步骤S6所述锌硫分离之前进行三次磨矿，所述三次磨矿的磨矿细度为-0.043mm占80～85%。
5.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，按1吨原矿量计算，步骤S2所述铜铅银混合浮选中，碳酸钠和硫酸锌混合调整剂的用量为1000～3000克；优选所述碳酸钠和硫酸锌混合的质量比例为1:1或4:1；调整矿浆pH值为9；按1吨原矿量计算，所述丁铵黑药用量为40～60克。
6.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，步骤S3所述铜银混合浮选中，按1吨原矿量计算，石灰的用量为100～300克；调整矿浆pH值；优选所述乙硫氨酯和松油的质量比例为3:1。
7.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，步骤S4所述铅银混合浮选中，按1吨原矿量计算，石灰用量为250～450克；调整矿浆pH值为14。
8.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，步骤S4所述铅银混合浮选中，按1吨原矿量计算，乙硫氮的用量为5～20克，松油用量为1～10克。
9.根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法，其特征在于，所述铜铅银混合浮选、锌硫混合浮选分别包括一次粗选、两次扫选和两次精选；所述铜银混合浮选、铅银混合浮选和锌硫分离分别包括一次粗选、两次扫选和三次精选。
10.权利要求1至9任一项所述铜铅锌硫化矿分离过程中银导向回收选矿方法的应用，其特征在于，应用于含银的铜铅锌硫化原矿的选矿；所述含银的铜铅锌硫化原矿中铜质量百分含量0.20～0.40%，铅质量百分含量0.20～0.30%，锌质量百分含量0.20～1.0%，银质量含量20～150g/t，硫质量百分含量3～15%。
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