CN107520065B

CN107520065B - 一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法

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Publication number: CN107520065B
Application number: CN201710765301.7A
Authority: CN
Inventors: 鲁军; 甘永刚; 王春; 田树国; 李广; 廖德华; 闫军宁; 刘国晨
Original assignee: Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Current assignee: Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Priority date: 2017-08-30
Filing date: 2017-08-30
Publication date: 2019-08-16
Anticipated expiration: 2037-08-30
Also published as: CN107520065A

Abstract

本发明公开了一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，以AB‑1作为捕收剂、MIBC作为起泡剂，添加氧化钙、次氯酸钙、硫化钠、硫酸锌，经由原矿磨矿、原矿磨矿、铜铅粗选、铜铅粗精矿再磨、铜铅精选Ⅰ、铜铅精选Ⅱ、铜铅精选Ⅲ、铜铅扫选Ⅰ、铜铅扫选Ⅱ、锌粗选、锌精选Ⅰ、锌精选Ⅱ、锌扫选Ⅰ和锌扫选Ⅱ，处理含铜元素质量分数0.5～0.90％，含铅元素质量分数1.5～2.5％，含锌元素质量分数10.0～13.0％的高硫型铜铅锌多金属矿原矿，可以得到铜铅混合精矿铜品位＞12.00％，铅品位>30.00％，锌品位<4.00％，铜回收率＞80.00％，铅回收率＞85.00％，锌损失率<2.00％，以及锌精矿锌品位＞50％，锌回收率＞90％的选矿指标。

Description

一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法

技术领域

本发明涉及一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选药剂及其方法。

背景技术

对于高硫型铜铅锌多金属矿，目前多采用部分混合-优先浮选方法，对锌硫进行抑制，先通过部分混合浮选得到铜铅混合精矿后再分离，再从铜铅部分混合浮选的尾矿中经活化后浮选回收闪锌矿。常规的铜铅部分混合浮选方法都采用石灰调浆，以硫酸锌和亚硫酸钠的组合药剂在高碱度条件下抑制锌硫矿物，以丁基黄药作为捕收剂、松醇油作为起泡剂来浮选铜铅矿物，该流程兼有优先浮选与混合浮选两种流程的优点，使得浮选分离的工艺条件易于控制。但使用传统的石灰、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂来抑制锌硫矿物时，不仅石灰用量大，至少要在10kg/t，而且由于石灰用量过大造成微细矿粒的凝聚，会使泡沫发粘，甚至“跑槽”，过高的碱度(pH 值≧11)还将使一些硫化铜铅矿物和伴生贵金属残留在铜铅部分混合浮选尾矿中，既影响流程畅通又影响分选指标。另外，由于在铜铅部分混合浮选时使用选择性较差的捕收剂，会使锌提前上浮，最终造成各精矿产品中金属互含较高。

针对共生有铜、铅、锌等矿产的多金属硫化矿床选冶加工难度大，选矿回收率低，精矿质量差等问题，开发分离效果好、工艺环保的选矿方法和药剂制度，具有重要的现实意义。

发明内容

本发明的目的在于克服现有技术的不足之处，提供了一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选药剂及其方法，解决了上述背景技术中的问题。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：提供了一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，包括如下步骤：

(一)原矿磨矿：将经过破碎后的原矿与水按1:1的比例给入磨机内进行磨矿，在磨机内添加氧化钙用量为2000～2400g/t，调整矿浆pH值为8～9；以及次氯酸钙用量为1000～1200g/t、硫化钠用量为180～200g/t、硫酸锌用量为800～1000g/t，经磨矿至产品细度为-0.071mm、质量分数90～95％，上述药剂用量以原矿干矿重量计；

(二)铜铅部分浮选：调节矿浆pH值为9～10，以AB-1作为捕收剂、MIBC作为起泡剂，添加氧化钙、次氯酸钙、硫化钠、硫酸锌，经由铜铅粗选、铜铅粗精矿再磨、三次铜铅精选及两次铜铅扫选，得到铜铅混合精矿及铜铅尾矿；

(三)锌优先浮选：将步骤(二)铜铅扫选得到的铜铅尾矿中以AB-1作为捕收剂、MIBC 作为起泡剂，添加氧化钙、次氯酸钙、硫酸铜，经由锌粗选、两次锌精选及两次锌扫选，得到锌精矿及最终的尾矿。

进一步地，所述步骤(二)包括如下步骤：

(1)铜铅粗选：调节矿浆pH值为9～10，在浮选机内依次添加捕收剂AB-1用量为50～ 52g/t、起泡剂MIBC用量为10～12g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜铅粗选，得到的铜铅粗精矿进入再磨机进行再磨，铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选Ⅰ；

(2)铜铅粗精矿再磨：在再磨机内一并添加氧化钙用量为400～480g/t、次氯酸钙用量为 200～240g/t、硫化钠用量为36～40g/t、硫酸锌用量为160～200g/t，对铜铅粗精矿进行再磨，至再磨产品的磨矿细度为-0.038mm、质量分数90～95％；

(3)铜铅精选Ⅰ：在浮选机内依次添加AB-1用量为10～12g/t、MIBC用量为5～6g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜铅精选Ⅰ，铜铅精选Ⅰ精矿进入铜铅精选Ⅱ，铜铅精选Ⅰ尾矿返回铜铅粗选；

(4)铜铅精选Ⅱ：在浮选机内依次添加硫酸锌用量为80～100g/t、AB-1用量为5～6g/t，分别搅拌3分钟、2分钟后进行铜铅精选Ⅱ，铜铅精选Ⅱ精矿进入铜铅精选Ⅲ，铜铅精选Ⅱ尾矿返回铜铅精选Ⅰ；

(5)铜铅精选Ⅲ：在浮选机内添加AB-1用量为5～6g/t，搅拌2分钟后进行铜铅精选Ⅲ，铜铅精选Ⅲ精矿为最终的铜铅混合精矿，铜铅精选Ⅲ尾矿返回铜铅精选Ⅱ；

(6)铜铅扫选Ⅰ：在浮选机内依次添加硫酸锌用量为160～200g/t、AB-1用量为10～12g/t，分别搅拌3分钟、2分钟后进行铜铅扫选Ⅰ，铜铅扫选Ⅰ尾矿进入铜铅扫选Ⅱ，铜铅扫选Ⅰ精矿返回铜铅粗选；

(7)铜铅扫选Ⅱ：在浮选机内添加AB-1用量为10～12g/t，搅拌2分钟后进行铜铅扫选Ⅱ，铜铅扫选Ⅱ尾矿进入锌粗选，铜铅扫选Ⅱ精矿返回铜铅扫选Ⅰ。

进一步地，所述步骤(三)包括如下步骤：

(1)锌粗选：在浮选机内依次添加氧化钙用量为1000～1200g/t、次氯酸钙用量为500～ 600g/t、硫酸铜用量为200～240g/t、AB-1用量为70～72g/t、MIBC用量为10～12g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、3分钟、2分钟、1分钟后进行锌粗选，得到的锌粗精矿进入锌精选Ⅰ，锌粗选尾矿进入锌扫选Ⅰ；

(2)锌精选Ⅰ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为200～240g/t、次氯酸钙用量为100～ 120g/t，分别搅拌3分钟、3分钟后进行锌精选Ⅰ，锌精选Ⅰ精矿进入锌精选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿返回锌粗选；

(3)锌精选Ⅱ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为100～120g/t、次氯酸钙用量为50～60g/t，分别搅拌3分钟、3分钟后进行锌精选Ⅱ，锌精选Ⅱ精矿为最终的锌精矿，锌精选Ⅱ尾矿返回锌精选Ⅰ；

(4)锌扫选Ⅰ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为200～240g/t、次氯酸钙用量为100～ 120g/t、AB-1用量为10～12g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、2分钟后进行锌扫选Ⅰ，锌扫选Ⅰ尾矿进入锌扫选Ⅱ，锌扫选Ⅰ精矿返回锌粗选；

(5)锌扫选Ⅱ：在浮选机内添加AB-1用量为10～12g/t，搅拌2分钟后进行锌扫选Ⅱ，锌扫选Ⅱ尾矿为最终的尾矿，锌扫选Ⅱ精矿返回锌扫选Ⅰ。

在本发明一较佳实施例中，所述原矿为高硫型铜铅锌多金属矿，其中铜元素的质量分数 0.5～0.9％、铅元素的质量分数1.5～2.5％、锌元素的质量分数10～13％。

在本发明一较佳实施例中，所述步骤(二)得到的铜铅混合精矿铜品位＞12.00％，铅品位 >30.00％，锌品位<4.00％。

在本发明一较佳实施例中，所述步骤(三)得到的锌精矿锌品位＞50％。

本发明还提供了一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选药剂，包括：

氧化钙粉末，其分子式为CaO；

次氯酸钙粉末，其分子式为Ca(ClO₎₂；

质量浓度为10％的硫化钠水溶液，其分子式为Na₂S·9H₂O；

质量浓度为5％的硫酸锌水溶液，其分子式为ZnSO₄·7H₂O；

AB-1，其分子式为(CH₃)₂CHCSSCH₂CH＝CH₂；

MIBC，其分子式为(CH₃)₂CHCH₂CH(OH)CH₃；

质量浓度为5％的硫酸铜水溶液，其分子式为CuSO₄·5H₂O；

本技术方案与背景技术相比，它具有如下优点：

1.本发明能够处理含铜元素质量分数0.5～0.90％，含铅元素质量分数1.5～2.5％，含锌元素质量分数10.0～13.0％的高硫型铜铅锌多金属矿原矿，经上述方法得到铜铅混合精矿和锌精矿质量佳，且铜、铅、锌回收率高；

2.本发明选矿药剂的氧化钙、次氯酸钙、硫化钠、硫酸锌、AB-1、MIBC和硫酸铜，价格低廉、市场易于购得，工艺简单、方便控制成本。

附图说明

图1为本发明一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法工艺流程图；

其中，

1-氧化钙；2-次氯酸钙；3-硫化钠；4-硫酸锌；5-黄原酸丙烯酯，即AB-1；

6-甲基异丁基甲醇，即MIBC；7-硫酸铜；

A-原矿；B-铜铅精选Ⅰ尾矿；C-铜铅精选Ⅱ尾矿；D-铜铅精选Ⅲ尾矿；E-铜铅扫选Ⅰ精矿； F-铜铅扫选Ⅱ精矿；G-铜铅混合精矿；H-锌精矿；I-锌精选Ⅰ尾矿；J-锌精选Ⅱ尾矿；K-锌扫选Ⅰ尾矿；L-锌扫选Ⅱ尾矿；M-最终的尾矿。

具体实施方式

下面结合附图和实施例具体说明本发明的内容：

实施例1

请查阅图1，某多金属矿床为铜铅锌黄铁矿型多金属矿，铜铅锌矿物共生关系紧密，嵌布粒度微细。采用该矿区不同矿样进行试验对比，本实施例使用的原矿含Cu质量分数0.58％， Pb质量分数1.56％，Zn质量分数10.70％。

浮选药剂制度采用：

氧化钙，其分子式为CaO，用于调整矿浆pH值为8～9，改善矿物表面状况和矿浆化学组成；

次氯酸钙，其分子式为Ca(ClO₎₂，利用其强氧化性抑制黄铁矿，并将矿浆pH值提高到9～10；

硫化钠，其分子式为Na₂S·9H₂O，用于与矿浆中的铜离子生成硫化铜沉淀，阻止铜离子对锌矿物的活化；

硫酸锌，其分子式为ZnSO₄·7H₂O，起到对锌矿物的选择性抑制作用；

捕收剂AB-1，即黄原酸丙烯酯，其分子式为(CH₃)₂CHCSSCH₂CH＝CH₂，为淡黄色油状液体，水中不电离，在水中的溶解度非常小，几乎不溶于水，选择性比黄药类捕收剂好，合成方法简单方便，为相应的黄药和氯丙烯合成所得到；

起泡剂MIBC，即甲基异丁基甲醇，其分子式为(CH₃)₂CHCH₂CH(OH)CH₃，用于有色金属氧化矿或含泥量大的细粒级硫化矿分离时的起泡剂，无色透明液体，选择性强，活性好，消泡容易，用量少，对提高精矿质量特别有效；

硫酸铜，其分子式为CuSO₄·5H₂O。

以上药剂价格低廉，原料在市场上易购得，水溶液配制方便。

在以上药剂使用过程中，硫化钠配制成质量浓度为10％的水溶液，硫酸锌配制成质量浓度为5％的水溶液，硫酸铜配制成质量浓度为5％的水溶液，粉末状氧化钙、次氯酸钙及液体状 AB-1、MIBC无需另行配制，直接按需要的用量添加。具体浮选步骤如下：

(一)原矿磨矿：将经过破碎后的原矿A与水按1：1的比例进入磨机内进行磨矿，在磨机内一并添加氧化钙用量为2200g/t，调整矿浆pH值为8～9；以及氧化剂次氯酸钙用量为1100g/t、抑制剂硫化钠用量为190g/t、抑制剂硫酸锌用量为900g/t(以原矿干矿重量计，下同)，经磨矿至产品细度为-0.071mm、质量分数92％；

(二)铜铅部分混合浮选：

(1)铜铅粗选：矿浆pH值为9～10，在浮选机内依次添加捕收剂AB-1用量为50～52g/t、起泡剂MIBC用量为10～12g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜铅粗选，得到的铜铅粗精矿进入再磨机进行再磨，铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选Ⅰ；

(2)铜铅粗精矿再磨：在再磨机内一并添加氧化钙用量为440g/t、次氯酸钙用量为220g/t、硫化钠用量为38g/t、硫酸锌用量为180g/t，对铜铅粗精矿进行再磨，至再磨产品的磨矿细度为 -0.038mm、质量分数90～95％；

(3)铜铅精选Ⅰ：在浮选机内依次添加AB-1用量为11g/t、MIBC用量为5.5g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜铅精选Ⅰ，铜铅精选Ⅰ精矿进入铜铅精选Ⅱ，铜铅精选Ⅰ尾矿B返回铜铅粗选；

(4)铜铅精选Ⅱ：在浮选机内依次添加硫酸锌用量为90g/t、AB-1用量为5.5g/t，分别搅拌3分钟、2分钟后进行铜铅精选Ⅱ，铜铅精选Ⅱ精矿进入铜铅精选Ⅲ，铜铅精选Ⅱ尾矿C返回铜铅精选Ⅰ；

(5)铜铅精选Ⅲ：在浮选机内添加AB-1用量为5.5g/t，搅拌2分钟后进行铜铅精选Ⅲ，铜铅精选Ⅲ精矿为最终的铜铅混合精矿G，铜铅精选Ⅲ尾矿D返回铜铅精选Ⅱ；

(6)铜铅扫选Ⅰ：在浮选机内依次添加硫酸锌用量为180g/t、AB-1用量为11g/t，分别搅拌3分钟、2分钟后进行铜铅扫选Ⅰ，铜铅扫选Ⅰ尾矿进入铜铅扫选Ⅱ，铜铅扫选Ⅰ精矿E返回铜铅粗选；

(7)铜铅扫选Ⅱ：在浮选机内添加AB-1用量为11g/t，搅拌2分钟后进行铜铅扫选Ⅱ，铜铅扫选Ⅱ尾矿进入锌粗选，铜铅扫选Ⅱ精矿F返回铜铅扫选Ⅰ；

(三)锌优先浮选：

(1)锌粗选：在浮选机内依次添加氧化钙用量为1100g/t、次氯酸钙用量为550g/t、硫酸铜用量为220g/t、AB-1用量为71g/t、MIBC用量为11g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、3分钟、2分钟、1分钟后进行锌粗选，得到的锌粗精矿进入锌精选Ⅰ，锌粗选尾矿进入锌扫选Ⅰ；

(2)锌精选Ⅰ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为220g/t、次氯酸钙用量为110g/t，分别搅拌3分钟、3分钟后进行锌精选Ⅰ，锌精选Ⅰ精矿进入锌精选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿I返回锌粗选；

(3)锌精选Ⅱ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为110g/t、次氯酸钙用量为55g/t，分别搅拌3分钟、3分钟后进行锌精选Ⅱ，锌精选Ⅱ精矿为最终的锌精矿H，锌精选Ⅱ尾矿J返回锌精选Ⅰ；

(4)锌扫选Ⅰ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为220g/t、次氯酸钙用量为110g/t、AB-1 用量为11g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、2分钟后进行锌扫选Ⅰ，锌扫选Ⅰ尾矿进入锌扫选Ⅱ，锌扫选Ⅰ精矿K返回锌粗选；

(5)锌扫选Ⅱ：在浮选机内添加AB-1用量为11g/t，搅拌2分钟后进行锌扫选Ⅱ，锌扫选Ⅱ精矿L返回锌扫选Ⅰ，锌扫选Ⅱ尾矿为最终的尾矿M。

实施例2

本实施例与实施例1的区别在于：使用的原矿含Cu质量分数0.77％，Pb质量分数1.90％， Zn质量分数11.45％；

实施例3

本实施例与实施例1的区别在于：使用的原矿含Cu质量分数0.90％，Pb质量分数2.44％， Zn质量分数12.38％。

上述实施例1～3工艺指标如下表：

表1本发明实施例工艺指标

由表1所示的实施例1、实施例2、实施例3的实施结果表明，采用本发明方法，实施例1 原矿含Cu 0.58％，Pb1.56％，Zn10.70％，得到铜品位12.23％、铅品位34.68％，铜回收率81.21 ％、铅回收率85.59％的铜铅混合精矿，以及锌品位50.50％、锌回收率91.57％的锌精矿；实施例2原矿含Cu0.77％，Pb1.90％，Zn11.45％，得到铜品位13.77％、铅品位35.80％，铜回收率 83.13％、铅回收率87.62％的铜铅混合精矿，以及锌品位51.17％、锌回收率92.84％的锌精矿；实施例3原矿含Cu0.90％，Pb2.44％，Zn12.38％，得到铜品位14.89％、铅品位41.97％，铜回收率86.13％、铅回收率89.62％的铜铅混合精矿，以及锌品位51.99％、锌回收率93.29％的锌精矿。可见本发明方法通过药剂制度创新，得到的分选指标优异，使铜铅与锌矿物分离地比较彻底，并有望显著降低精矿互含。

以上所述，仅为本发明较佳实施例而已，故不能依此限定本发明实施的范围，即依本发明专利范围及说明书内容所作的等效变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖的范围内。

Claims

1.一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，其特征在于：包括如下步骤：

(二)铜铅部分浮选：调节矿浆pH值为9～10，以AB-1作为捕收剂、MIBC作为起泡剂，添加氧化钙、次氯酸钙、硫化钠、硫酸锌，经由铜铅粗选、铜铅粗精矿再磨、三次铜铅精选及两次铜铅扫选，得到铜铅混合精矿及铜铅尾矿；包括如下步骤，

(1)铜铅粗选：调节矿浆pH值为9～10，在浮选机内依次添加捕收剂AB-1用量为50～52g/t、起泡剂MIBC用量为10～12g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜铅粗选，得到的铜铅粗精矿进入再磨机进行再磨，铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选Ⅰ；

(2)铜铅粗精矿再磨：在再磨机内一并添加氧化钙用量为400～480g/t、次氯酸钙用量为200～240g/t、硫化钠用量为36～40g/t、硫酸锌用量为160～200g/t，对铜铅粗精矿进行再磨，至再磨产品的磨矿细度为-0.038mm、质量分数90～95％；

(7)铜铅扫选Ⅱ：在浮选机内添加AB-1用量为10～12g/t，搅拌2分钟后进行铜铅扫选Ⅱ，铜铅扫选Ⅱ尾矿进入锌粗选，铜铅扫选Ⅱ精矿返回铜铅扫选Ⅰ；

(三)锌优先浮选：将步骤(二)铜铅扫选得到的铜铅尾矿中以AB-1作为捕收剂、MIBC作为起泡剂，添加氧化钙、次氯酸钙、硫酸铜，经由锌粗选、两次锌精选及两次锌扫选，得到锌精矿及最终的尾矿。

2.根据权利要求1所述的一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，其特征在于：所述步骤(三)包括如下步骤：

(1)锌粗选：在浮选机内依次添加氧化钙用量为1000～1200g/t、次氯酸钙用量为500～600g/t、硫酸铜用量为200～240g/t、AB-1用量为70～72g/t、MIBC用量为10～12g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、3分钟、2分钟、1分钟后进行锌粗选，得到的锌粗精矿进入锌精选Ⅰ，锌粗选尾矿进入锌扫选Ⅰ；

(2)锌精选Ⅰ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为200～240g/t、次氯酸钙用量为100～120g/t，分别搅拌3分钟、3分钟后进行锌精选Ⅰ，锌精选Ⅰ精矿进入锌精选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿返回锌粗选；

(4)锌扫选Ⅰ：在浮选机内依次添加氧化钙用量为200～240g/t、次氯酸钙用量为100～120g/t、AB-1用量为10～12g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、2分钟后进行锌扫选Ⅰ，锌扫选Ⅰ尾矿进入锌扫选Ⅱ，锌扫选Ⅰ精矿返回锌粗选；

3.根据权利要求2所述的一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，其特征在于：所述原矿为高硫型铜铅锌多金属矿，其中铜元素的质量分数0.5～0.9％、铅元素的质量分数1.5～2.5％、锌元素的质量分数10～13％。

4.根据权利要求1所述的一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，其特征在于：所述步骤(二)得到的铜铅混合精矿铜品位＞12.00％，铅品位>30.00％，锌品位<4.00％。

5.根据权利要求2所述的一种高硫型铜铅锌多金属矿铜铅部分混合浮选方法，其特征在于：所述步骤(三)得到的锌精矿锌品位＞50％。