CN111632755A - 伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法。其包括：使伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及磁黄铁矿抑制剂形成矿浆；将矿浆、第一抑制剂、第一起泡剂及第一捕收剂进行第一浮选，得到铜铅混合精矿和第一浮选尾矿，第一抑制剂为锌矿抑制剂；将第一浮选尾矿进行磁选，得到硫精矿和磁选尾矿，按选矿进程，磁选过程包括第一次磁选过程和第二次磁选过程，且第一次磁选过程的磁场强度为100～250KA/m，第二次磁选过程的磁场强度为500～800KA/m；将磁选尾矿与第二抑制剂、第二起泡剂、第二捕收剂及活化剂进行第二浮选，得到锌精矿和第二浮选尾矿。采用上述回收方法能够有效降低有价金属的回收难度，并提高其回收率。

Description

伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法

技术领域

本发明涉及矿石浮选领域，具体而言，涉及一种伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法。

背景技术

磁黄铁矿多为古铜色金属状矿物，矿物分子式中铁原子数通常少于硫原子，故其分子式为Fe_1-XS，其中x值介于0与0.223之间，构成缺位固溶体。由于铁原子亏损数量x的不同，使其晶格多变，常见有六方晶系和单斜晶系，不同晶系的磁黄铁矿磁性和可浮性差异较大。

伴生铜铅锌磁黄铁矿的主要矿物为磁黄铁矿，其铜、铅、锌含量较低。该类矿石中磁黄铁矿矿物含量超过30％，铜含量低于0.2％，铅、锌含量低于0.5％。由于磁黄铁矿经济价值不高，需将伴生的铜铅锌有用矿物综合回收才能具有较高的经济效益。

目前现有的处理含有磁黄铁矿的铜铅锌矿石的技术主要有磁选-浮选工艺、浮选-浮选精矿磁选分离以及浮选-磁选-浮选工艺。这些技术处理的矿石铜铅锌总含量相对较高(多在4％以上)，磁黄铁矿矿物含量相对较低(少有超过30％)。但伴生铜铅锌磁黄铁矿的处理难度大大增加，一是由于矿石中铜、铅、锌的含量较低，铜、铅、锌各产品中硫含量容易过高，导致铜、铅、锌产品的品位提升难度较大。二是矿石中闪锌矿(或铁闪锌矿)和磁黄铁矿的可浮性接近，锌矿物的浮选容易受到大量磁黄铁矿的干扰，回收难度增加。

发明内容

本发明的主要目的在于提供一种伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法，以解决采用现有回收方法中存在的有价金属的回收难度较高以及锌精矿的回收率和品位较低的问题。

为了实现上述目的，根据本发明提供了一种伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法，回收方法包括：使伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及磁黄铁矿抑制剂形成矿浆；将矿浆、第一抑制剂、第一起泡剂及第一捕收剂进行第一浮选，得到铜铅混合精矿和第一浮选尾矿，第一抑制剂为锌矿抑制剂；将第一浮选尾矿进行磁选，得到硫精矿和磁选尾矿，按选矿进程，磁选过程包括第一次磁选过程和第二次磁选过程，且第一次磁选过程的磁场强度为100～250KA/m，第二次磁选过程的磁场强度为500～800KA/m；将磁选尾矿与第二抑制剂、第二起泡剂、第二捕收剂及活化剂进行第二浮选，得到锌精矿和第二浮选尾矿。

进一步地，形成矿浆的步骤包括：将伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及磁黄铁矿抑制剂进行磨矿形成矿浆；优选地，矿浆中，伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为30～45％，且伴生铜铅锌磁黄铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70～80％，pH为11～12。

进一步地，磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠构成的组合抑制剂，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，磁黄铁矿抑制剂的添加量为2000～4000g。

进一步地，磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠的混合物，且相应的重量比为(10～15):1。

进一步地，第一浮选过程包括：将第一起泡剂和第一捕收剂分为两部分，依次记为第一浮选助剂和第二浮选助剂；将矿浆与第一浮选助剂进行第一粗选过程，得到铜铅混合粗精矿和第一粗选尾矿；将铜铅混合粗精矿与氧化钙进行第一精选过程，得到铜铅混合精矿；将第一粗选尾矿与第二浮选助剂进行第一扫选过程，得到铜铅混合中矿和第一浮选尾矿，混合中矿可以作为第一粗选过程的原料；优选地，第一精选过程的次数为2～3次，第一扫选过程的次数为1～2次。

进一步地，第一抑制剂为硫酸锌；第二抑制剂选自氧化钙和腐殖酸钠的混合物，且相应的重量比为(10～15):1；活化剂为硫酸铜；第一捕收剂为硫氨酯类有机物和黑药按重量比1:1形成的混合物，优选地，硫氨酯类有机物选自乙硫氨酯、丙硫氨酯和丁硫氨酯组成的组中的一种或多种，黑药选自丁基铵黑药、丁基钠黑药、异丙基铵黑药组成的组中的一种或多种；第二捕收剂为丁基黄药；第一起泡剂和第二起泡剂选自松醇油、甲基异丁基甲醇和仲辛醇组成的组中的一种或多种。

进一步地，第一浮选过程中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸锌的添加量为500～1000g，乙硫氨酯的添加量为15～30g，丁基铵黑药的添加量为15～30g，松醇油的添加量为10～30g，浮选时间为3～5min。

进一步地，第二浮选过程包括：将第二抑制剂、第二起泡剂和第二捕收剂分别分为两部分，然后将部分第二抑制剂、部分第二起泡剂和部分第二捕收剂混合，记为第三浮选助剂，将剩余的第二起泡剂和剩余的第二捕收剂混合，记为第四浮选助剂；将磁选尾矿与第三浮选助剂进行第二粗选过程，得到锌粗精矿和第二粗选尾矿；将锌粗精矿与剩余的第二抑制剂进行第二精选过程，得到锌精矿；将第二粗选尾矿与第四浮选助剂进行第二扫选过程，得到锌中矿和第二浮选尾矿，锌中矿可以作为第二粗选过程的原料；优选地，第二精选过程的次数为2～3次，第二扫选过程的次数为1～2次。

进一步地，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，第二抑制剂的添加量为1000～2000g，硫酸铜的添加量为100～200g，丁基黄药的添加量为50～100g和松醇油的添加量为20～40g，浮选时间为4～6min，其中，第二抑制剂为氧化钙和腐植酸的混合物，重量比为10:1。

进一步地，伴生铜铅锌磁黄铁矿中，Cu元素的含量为0.1～0.2％、Pb元素的含量为0.1～0.5％、Zn元素的含量为0.3～0.5％，硫元素的含量为15～25％。

应用本发明的技术方案，在形成矿浆的过程中，加入磁黄铁矿抑制剂，能够使磁黄铁矿的可浮性在第一浮选处理过程中被抑制，从而在第一抑制剂、第一起泡剂及第一捕收剂的作用下，通过第一浮选过程使磁黄铁矿与铜铅混合矿进行分离，得到铜铅混合精矿，而磁黄铁矿和少量的铜铅元素和大部分锌元素以第一浮选尾矿的形式存在。由于第一浮选尾矿中，磁黄铁矿的磁性不同，先采用弱磁选回收部分磁性较强的磁黄铁矿，然后采用强磁选回收磁选相对较弱的磁黄铁矿，通过弱-强组合的方式，充分分选出有磁性的磁黄铁矿，使磁选尾矿中的锌矿物含量得到富集，为其浮选回收提供基础。最后在第二抑制剂、第二起泡剂、第二捕收剂及活化剂的存在下，通过第二浮选过程，得到锌精矿。在此基础上，采用上述回收方法，首先通过浮选回收铜铅，避免了优先磁选回收磁黄铁矿造成的铜铅在磁黄铁矿中的夹杂损失，提高了铜铅元素的回收率；同时通过两次磁选过程及第二浮选过程，有效地分离了硫元素和锌元素，实现锌元素的高效回收。此外上述方法操作简单，有价金属收率高，便于工业化生产。

具体实施方式

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本发明。

正如背景技术所描述的，现有从伴生铜铅锌磁黄铁矿中提取有价金属多采用浮选法，但是由于伴生铜铅锌磁黄铁矿中铜、铅、锌的含量较低，铜、铅、锌各产品中硫含量容易过高，从而采用导致有价金属的回收难度较高；同时矿石中闪锌矿(或铁闪锌矿)和磁黄铁矿的可浮性接近，这使得采用现有方法对锌矿物进行浮选存在锌精矿的回收率和品位较低的问题。为了解决上述技术问题，本申请提供了一种伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法，该回收方法包括：使伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及磁黄铁矿抑制剂形成矿浆；将矿浆、第一抑制剂、第一起泡剂及第一捕收剂进行第一浮选，得到铜铅混合精矿和第一浮选尾矿，第一抑制剂为锌矿抑制剂；将第一浮选尾矿进行磁选，得到硫精矿和磁选尾矿，且按选矿进程，上述磁选过程包括第一次磁选和第二次磁选，且所述第一次磁选过程的磁场强度为100～250KA/m，所述第二次磁选过程的磁场强度为500～800KA/m；将磁选尾矿与第二抑制剂、第二起泡剂、第二捕收剂及活化剂进行第二浮选，得到锌精矿和第二浮选尾矿。

在形成矿浆的过程中，加入磁黄铁矿抑制剂，能够使磁黄铁矿的可浮性在第一浮选处理过程中被抑制，从而在第一抑制剂、第一起泡剂及第一捕收剂的作用下，通过第一浮选过程使磁黄铁矿与铜铅混合矿进行分离，得到铜铅混合精矿，而磁黄铁矿和少量的铜铅元素和大部分锌元素以第一浮选尾矿的形式存在。由于第一浮选尾矿中，磁黄铁矿的磁性不同，先采用弱磁选回收部分磁性较强的磁黄铁矿，然后采用强磁选回收磁选相对较弱的磁黄铁矿，通过弱-强组合的方式，充分分选出有磁性的磁黄铁矿，使磁选尾矿中的锌矿物含量得到富集，为其浮选回收提供基础。最后在第二抑制剂、第二起泡剂、第二捕收剂及活化剂的存在下，通过第二浮选过程，得到锌精矿。在此基础上，采用上述回收方法，首先通过浮选回收铜铅，避免了优先磁选回收磁黄铁矿造成的铜铅在磁黄铁矿中的夹杂损失，提高了铜铅元素的回收率；同时通过两次磁选过程及第二浮选过程，有效地分离了硫元素和锌元素，实现锌元素的高效回收。此外上述方法操作简单，有价金属收率高，便于工业化生产。

需要指出的是，上述硫精矿又称为磁黄铁精矿。

上述回收方法中，可以采用本领域常用的方法形成矿浆。比如，上述形成矿浆的步骤包括：将伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及磁黄铁矿抑制剂进行磨矿形成矿浆。

为了进一步提高第一浮选过程中铜铅混合矿的浮选率，进而提高金属元素的回收率，优选地，矿浆中，伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为30～45％，且伴生铜铅锌磁黄铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70～80％，pH为11～12。

在一种优选的实施例中，磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠构成的组合抑制剂，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，磁黄铁矿抑制剂的添加量为2000～4000g；更优选地，磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠，且相应的重量比为(10～15):1。

在一种优选的实施例中，第一浮选过程包括：将第一起泡剂和第一捕收剂分为两部分，依次记为第一浮选助剂和第二浮选助剂；将矿浆与第一浮选助剂进行第一粗选过程，得到铜铅混合粗精矿和第一粗选尾矿；将铜铅混合粗精矿与氧化钙进行第一精选过程，得到铜铅混合精矿；将第一粗选尾矿与第二浮选助剂进行第一扫选过程，得到铜铅混合中矿和第一浮选尾矿，铜铅混合中矿可以作为第一粗选过程的原料。经过第一粗选过程、第一精选过程和第一扫选过程有利于进一步提高铜铅混合精矿的浮选率，从而有利于提高铜元素和铅元素的回收率。为进一步提高保证铜铅精矿的品位和回收率，更优选地，第一精选过程的次数为2～3次，第一扫选过程的次数为1～2次。

上述第一抑制剂、第二抑制剂、第一捕收剂和第二捕收剂、活化剂可以选用本领域常用的种类。在一种优选的实施例中，第一抑制剂为硫酸锌；第二抑制剂选自氧化钙和腐殖酸钠的混合物，且相应的重量比为(10～15):1.。在一种优选的实施例中，活化剂为硫酸铜。在一种优选的实施例中，第一捕收剂为硫氨酯类和黑药类1:1构成的组合药剂，优选地，硫氨酯类有机物选自乙硫氨酯、丙硫氨酯和丁硫氨酯组成的组中的一种或多种，黑药选自丁基铵黑药、丁基钠黑药、异丙基铵黑药组成的组中的一种或多种；第二捕收剂为丁基黄药。在一种优选的实施例中，第一起泡剂和第二起泡剂包括但不限于松醇油、甲基异丁基甲醇和仲辛醇组成的组中的一种或多种。相比于其它种类，选用上述第一抑制剂、第二抑制剂、第一捕收剂和第二捕收剂及活化剂有利于进一步提高铜元素、铅元素、锌元素的回收率以及回收效率。

在一种优选的实施例中，第一浮选过程中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸锌的添加量为500～1000g，乙硫氨酯的添加量为15～30g，丁基铵黑药的添加量为15～30g松醇油的添加量为10～30g，浮选时间为3～5min。将第一抑制剂、第一捕收剂和第一起泡剂的种类、用量及浮选时间限定在上述范围内，有利于更进一步提高铜元素、铅元素、锌元素的回收率，并提高回收效率。

第二浮选过程的目的是回收磁选尾矿中的锌精矿。在一种优选的实施例中，第二浮选过程包括：将第二抑制剂、第二起泡剂和第二捕收剂分别分为两部分，然后将部分第二抑制剂、部分第二起泡剂和部分第二捕收剂混合，记为第三浮选助剂，将剩余的第二起泡剂和剩余的第二捕收剂混合，记为第四浮选助剂；将磁选尾矿与第三浮选助剂进行第二粗选过程，得到锌粗精矿和浮选尾矿；将锌粗精矿与剩余的第二抑制剂进行第二精选过程，得到锌粗精矿和第二粗选尾矿；将第二粗选尾矿与第四浮选助剂进行第二扫选过程，得到锌中矿和第二浮选尾矿，锌中矿可以作为所述第二粗选过程的原料。相比于其它浮选方式，采用上述方式进行浮选有利于进一步提高锌精矿的回收率。更优选地，第二精选过程的次数为2～3次，第二扫选过程的次数为1～2次。

需要说明的是，本申请的说明书和权利要求书中的术语“第一、第二、第三、第四”等是用于区别类似的对象，而不必用于描述特定的顺序或先后次序。应该理解这样使用的术语在适当情况下可以互换，以便这里描述的本申请的实施方式例如能够以除了在这里描述的那些以外的顺序实施。

在一种优选的实施例中，第二浮选过程中，第二抑制剂为氧化钙和腐植酸的混合物，重量比为10:1；以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，第二抑制剂的添加量为1000～2000g,硫酸铜的添加量为100～200g，丁基黄药的添加量为50～100g和松醇油的添加量为20～40g，浮选时间为4～6min，其中，第二抑制剂为氧化钙和腐植酸的混合物，重量比为10:1。

将第二抑制剂和第二捕收剂及第二起泡剂及活化剂的种类及用量限定在上述范围内，有利于更进一步提高锌元素的回收率和回收效率。

优选地，上述伴生铜铅锌磁黄铁矿中，Cu元素的含量为0.1～0.2％、Pb元素的含量为0.1～0.5％、Zn元素的含量为0.3～0.5％，硫元素的含量为15～25％。

以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。

实施例1

伴生铜铅锌磁黄铁矿主要为磁黄铁矿，矿物含量为48.95wt％，还含有少量黄铁矿；该矿含S 18.93wt％、含Cu 0.083wt％、含Pb 0.19wt％、含Zn 0.41wt％，主要含铅矿物为方铅矿，含铜矿物为黄铜矿，含锌矿物为闪锌矿。

采用本申请所述工艺，回收方法包括：

(1)矿浆制备

将伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及抑制剂(氧化钙和腐殖酸钠，重量比为10:1，每吨矿石的添加量为2500g)混合，混合后，混合物的pH为11.2，伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为35％；进行磨矿，以使矿浆中矿石的细度为-0.074mm占72％，形成矿浆。

(2)铜铅混合浮选

向上述矿浆中加入硫酸锌，添加量为800g/t_矿石，搅拌3min后加入乙硫氨酯、丁基铵黑药和松醇油，添加量依次为20g/t_矿石、20g/t_矿石和15g/t_矿石，搅拌2min后进行铜铅混合粗选，浮选4min得到铜铅混合粗精矿和第一粗选尾矿。

将上述铜铅混合粗精矿与氧化钙矿(以每吨原矿计，氧化钙的用量为500g)进行第一精选作业，第一精选过程的次数为2次，得到铜铅混合精矿；

将第一粗选尾矿与丁基铵黑药(添加量为10g)、硫氨酯(添加量为10g)和松醇油(添加量为5g)进行第一扫选过程，第一扫选过程的次数为1，得到铜铅混合中矿和第一浮选尾矿。

(3)硫磁选

在150KA/m的磁场强度下，将第一浮选尾矿进行第一次磁选，得到硫精矿和磁选中矿；在600KA/m的磁场强度下，将磁选中矿进行第二次磁选，得到硫精矿和磁选尾矿。

(4)锌浮选

向磁选尾款矿中加入氧化钙和腐殖酸钠(氧化钙和腐殖酸钠的重量比为10:1，添加量为1500g/t_矿石)，搅拌3min，添加硫酸铜100g/t_矿石，搅拌3min，添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为60g/t_矿石和20g/t_矿石，搅拌2min后进行锌粗选，浮选4min后，得到锌粗精矿和粗选尾矿；

将上述锌粗精矿与氧化钙矿和腐殖酸钠(以原矿计，氧化钙的用量为500g/t_矿石，腐殖酸钠的用量为50g/t_矿石)进行第二精选作业，第二精选过程的次数为2次，得到锌精矿；

将粗选尾矿与丁基黄药(添加量为20g/t_矿石)和松醇油(添加量为10g/t_矿石)进行第二扫选过程，第二扫选过程的次数为2，得到中矿和浮选尾矿。

有价金属的回收结果见表1。

表1

实施例2

伴生铜铅锌磁黄铁矿主要为磁黄铁矿，矿物含量为53.31％，还含有少量黄铁矿；该矿含S 20.77wt％、含Cu 0.087wt％、含Pb 0.16wt％、含Zn 0.38wt％，主要含铅矿物为方铅矿，含铜矿物为黄铜矿，含锌矿物为铁闪锌矿。

采用本申请所述工艺，回收方法包括：

(1)矿浆制备

将伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及抑制剂(氧化钙和腐殖酸钠，重量比为10:1，每吨矿石的添加量为3000g)混合，混合后，混合物的pH为11.7，伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为33％；进行磨矿，以使矿浆中矿石的细度为-0.074mm占70％，形成矿浆。

(2)铜铅混合浮选

向上述矿浆中加入硫酸锌，添加量为700g/t_矿石，搅拌3min后加入乙硫氨酯、丁基铵黑药和松醇油，添加量依次为20g/t_矿石、20g/t_矿石和15g/t_矿石，搅拌2min后进行铜铅混合粗选，浮选4min得到铜铅混合粗精矿和第一粗选尾矿。

将上述铜铅混合粗精矿与氧化钙矿(以每吨原矿计，氧化钙的用量为600g.)进行第一精选作业，第一精选过程的次数为2次，得到铜铅混合精矿；

将第一粗选尾矿与丁基铵黑药(添加量为10g/t_矿石)、硫氨酯(添加量为10g/t_矿石)和松醇油(添加量为5g/t_矿石)进行第一扫选过程，第一扫选过程的次数为1，得到铜铅混合中矿和第一浮选尾矿。

(3)硫磁选

在180KA/m的磁场强度下，将第一浮选尾矿进行第一次磁选，得到硫精矿和磁选中矿；在700KA/m的磁场强度下，将磁选中矿进行第二次磁选，得到硫精矿和磁选尾矿。

(4)锌浮选

向磁选尾款矿中加入氧化钙和腐殖酸钠(氧化钙和腐殖酸钠的重量比为10:1，添加量为2000g/t_矿石)，搅拌3min，添加硫酸铜150g/t_矿石，搅拌3min，添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为60g/t_矿石和20g/t_矿石，搅拌2min后进行锌粗选，浮选4min后，得到锌粗精矿和粗选尾矿；

将上述锌粗精矿与氧化钙矿和腐殖酸钠(以原矿计，氧化钙的用量为800g/t_矿石，腐殖酸钠的用量为80g/t_矿石)进行第二精选作业，第二精选过程的次数为2次，得到锌精矿；

将粗选尾矿与丁基黄药(添加量为20g/t_矿石)和松醇油(添加量为10g/t_矿石)进行第二扫选过程，第二扫选过程的次数为2，得到中矿和浮选尾矿。

有价金属的回收结果见表2。

表2

实施例3

某伴生铜铅锌磁黄铁矿主要为磁黄铁矿，矿物含量为40.12％。另外含有少量黄铁矿。该矿含S 16.89％、含Cu 0.10％、含Pb0.21％、含Zn0.45％，主要含铅矿物为方铅矿，含铜矿物为黄铜矿，含锌矿物为闪锌矿。

采用本申请所述工艺，回收方法包括：

(1)矿浆制备

将伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及抑制剂(氧化钙和腐殖酸钠，重量比为10:1，每吨矿石的添加量为2000g)混合，混合后，混合物的pH为11，伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为34％；进行磨矿，以使矿浆中矿石的细度为-0.074mm占73％，形成矿浆。

(2)铜铅混合浮选

向上述矿浆中加入硫酸锌，添加量为650g/t_矿石，搅拌3min后加入乙硫氨酯、丁基铵黑药和松醇油，添加量依次为20g/t_矿石、20g/t_矿石和15g/t_矿石，搅拌2min后进行铜铅混合粗选，浮选4min得到铜铅混合粗精矿和第一粗选尾矿。

将上述铜铅混合粗精矿与氧化钙矿(以每吨原矿计，氧化钙的用量为400g/t_矿石)进行第一精选作业，第一精选过程的次数为2次，得到铜铅混合精矿；

将第一粗选尾矿与丁基铵黑药(添加量为10g/t_矿石)、硫氨酯(添加量为10g/t_矿石)和松醇油(添加量为5g)进行第一扫选过程，第一扫选过程的次数为1，得到铜铅混合中矿和第一浮选尾矿。

(3)硫磁选

在100KA/m的磁场强度下，将第一浮选尾矿进行第一次磁选，得到硫精矿和磁选中矿；在500KA/m的磁场强度下，将磁选中矿进行第二次磁选，得到硫精矿和磁选尾矿。

(4)锌浮选

向磁选尾款矿中加入氧化钙和腐殖酸钠(氧化钙和腐殖酸钠的重量比为10:1，添加量为1000g/t_矿石)，搅拌3min，添加硫酸铜100g/t_矿石，搅拌3min，添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为60g/t_矿石和20g/t_矿石，搅拌2min后进行锌粗选，浮选4min后，得到锌粗精矿和粗选尾矿；

将上述锌粗精矿与氧化钙矿和腐殖酸钠(以原矿计，氧化钙的用量为400g/t_矿石，腐殖酸钠的用量为40g/t_矿石)进行第二精选作业，第二精选过程的次数为2次，得到锌精矿；

将粗选尾矿与丁基黄药(添加量为20g/t_矿石)和松醇油(添加量为10g/t_矿石)进行第二扫选过程，第二扫选过程的次数为2，得到中矿和浮选尾矿。

有价金属的回收结果见表3。

表3

实施例4

与实施例3的区别为：第一次磁选的磁场强度为250KA/m，第二次磁选的磁场强度为800KA/m。

有价金属的回收结果见表4。

表4

实施例5

与实施例3的区别为：

伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为45％，且伴生铜铅锌磁黄铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70％，pH为12；

铜铅混合浮选中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸锌的添加量为500g，乙硫氨酯的添加量为30g，丁基铵黑药的添加量为30g，起泡剂的添加量为30g，浮选时间为5min；

锌浮选过程中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸铜的添加量为200g，丁基黄药的添加量为100g和松醇油的添加量为20g，浮选时间为5min。

有价金属的回收结果见表5。

表5

实施例6

与实施例3的区别为：

伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为45％，且伴生铜铅锌磁黄铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70％，pH为12；

铜铅混合浮选中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸锌的添加量为1000g，乙硫氨酯的添加量为15g，丁基铵黑药的添加量为15g，起泡剂的添加量为10g，浮选时间为5min；

锌浮选过程中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸铜的添加量为100g，丁基黄药的添加量为50g和松醇油的添加量为40g，浮选时间为5min。

有价金属的回收结果见表6。

表6

实施例7

与实施例3的区别为：伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为25％，且伴生铜铅锌磁黄铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为85％，pH为10。

铜铅混合浮选中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸锌的添加量为1200g，乙硫氨酯的添加量为35g，丁基铵黑药的添加量为35g，起泡剂的添加量为10g，浮选时间为5min；

锌浮选过程中，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，硫酸铜的添加量为80g，丁基黄药的添加量为40g和松醇油的添加量为60g，浮选时间为5min。

有价金属的回收结果见表7。

表7

实施例8

与实施例3的区别为：磁黄铁矿抑制剂为磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠的混合物，且相应的重量比为8:1，以每吨伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，磁黄铁矿抑制剂的添加量为添加量为2000g。

有价金属的回收结果见表8。

表8

对比例1

与实施例3的区别为：第一次磁选的磁场强度为80KA/m，第二次磁选的磁场强度为400KA/m。

有价金属的回收结果见表9。

表9

对比例2

与实施例3的区别为：不进行磁选。有价金属的回收结果见表10。

表10

从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：

比较实施例1至8与对比例1和2可知采用本申请中提供的回收方法有利于提高有价金属的回收率，且当回收过程中不包括磁选过程时无法回收硫精矿，且当磁选过程中的工艺参数限定在本申请优选的范围内时，硫精矿的产率较高。

比较实施例3、5、6、7可知，将矿浆制备过程、第一浮选过程及第二浮选过程中添加剂的用量限定在本申请优选的范围内有利于提高有价金属精矿的品位和回收率。

比较实施例3和8可知，将矿浆制备过程、将磁黄铁矿抑制剂的用量限定在本申请优选的范围内有利于提高铜铅精矿的产率、品位及回收率。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种伴生铜铅锌磁黄铁矿中有价金属的回收方法，其特征在于，所述回收方法包括：

使所述伴生铜铅锌磁黄铁矿、水及磁黄铁矿抑制剂形成矿浆；

将所述矿浆、第一抑制剂、第一起泡剂及第一捕收剂进行第一浮选，得到铜铅混合精矿和第一浮选尾矿，所述第一抑制剂为锌矿抑制剂；

将所述第一浮选尾矿进行磁选，得到硫精矿和磁选尾矿，按选矿进程，所述磁选过程包括第一次磁选过程和第二次磁选过程，且所述第一次磁选过程的磁场强度为100～250KA/m，所述第二次磁选过程的磁场强度为500～800KA/m；

将所述磁选尾矿与第二抑制剂、第二起泡剂、第二捕收剂及活化剂进行第二浮选，得到锌精矿和第二浮选尾矿。

2.根据权利要求1所述的回收方法，其特征在于，所述形成矿浆的步骤包括：将所述伴生铜铅锌磁黄铁矿、所述水及所述磁黄铁矿抑制剂进行磨矿形成所述矿浆；

优选地，所述矿浆中，所述伴生铜铅锌磁黄铁矿的重量百分含量为30～45％，且所述伴生铜铅锌磁黄铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70～80％，pH为11～12。

3.根据权利要求1所述的回收方法，其特征在于，所述磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠构成的组合抑制剂，以每吨所述伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，所述磁黄铁矿抑制剂的添加量为2000～4000g。

4.根据权利要求3所述的回收方法，其特征在于，所述磁黄铁矿抑制剂为氧化钙和腐殖酸钠的混合物，且相应的重量比为(10～15):1。

5.根据权利要求1至4中任一项所述的回收方法，其特征在于，所述第一浮选过程包括：

将所述第一起泡剂和第一捕收剂分为两部分，依次记为第一浮选助剂和第二浮选助剂；

将所述矿浆与所述第一浮选助剂进行第一粗选过程，得到铜铅混合粗精矿和第一粗选尾矿；

将所述铜铅混合粗精矿与氧化钙进行第一精选过程，得到所述铜铅混合精矿；

将所述第一粗选尾矿与所述第二浮选助剂进行第一扫选过程，得到所述铜铅混合中矿和所述第一浮选尾矿，所述混合中矿可以作为所述第一粗选过程的原料；

优选地，所述第一精选过程的次数为2～3次，所述第一扫选过程的次数为1～2次。

6.根据权利要求5所述的回收方法，其特征在于，所述第一抑制剂为硫酸锌；所述第二抑制剂选自氧化钙和腐殖酸钠的混合物，且相应的重量比为(10～15):1；

所述活化剂为硫酸铜；

所述第一捕收剂为硫氨酯类有机物和黑药按重量比1:1形成的混合物，优选地，所述硫氨酯类有机物选自乙硫氨酯、丙硫氨酯和丁硫氨酯组成的组中的一种或多种，所述黑药选自丁基铵黑药、丁基钠黑药、异丙基铵黑药组成的组中的一种或多种；

所述第二捕收剂为丁基黄药；

所述第一起泡剂和所述第二起泡剂选自松醇油、甲基异丁基甲醇和仲辛醇组成的组中的一种或多种。

7.根据权利要求6所述的回收方法，其特征在于，所述第一浮选过程中，以每吨所述伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，所述硫酸锌的添加量为500～1000g，所述乙硫氨酯的添加量为15～30g，所述丁基铵黑药的添加量为15～30g，所述松醇油的添加量为10～30g，浮选时间为3～5min。

8.根据权利要求7所述的回收方法，其特征在于，所述第二浮选过程包括：

将所述第二抑制剂、所述第二起泡剂和第二捕收剂分别分为两部分，然后将部分所述第二抑制剂、部分所述第二起泡剂和部分第二捕收剂混合，记为第三浮选助剂，将剩余的所述第二起泡剂和剩余的第二捕收剂混合，记为第四浮选助剂；

将所述磁选尾矿与所述第三浮选助剂进行第二粗选过程，得到锌粗精矿和第二粗选尾矿；

将所述锌粗精矿与剩余的所述第二抑制剂进行第二精选过程，得到所述锌精矿；

将所述第二粗选尾矿与所述第四浮选助剂进行第二扫选过程，得到锌中矿和所述第二浮选尾矿，所述锌中矿可以作为所述第二粗选过程的原料；

优选地，所述第二精选过程的次数为2～3次，所述第二扫选过程的次数为1～2次。

9.根据权利要求8所述的回收方法，其特征在于，以每吨所述伴生铜铅锌磁黄铁矿所需的用量计，第二抑制剂的添加量为1000～2000g，所述硫酸铜的添加量为100～200g，丁基黄药的添加量为50～100g和松醇油的添加量为20～40g，浮选时间为4～6min，其中，所述第二抑制剂为氧化钙和腐植酸的混合物，重量比为10:1。

10.根据权利要求1所述的回收方法，其特征在于，所述伴生铜铅锌磁黄铁矿中，Cu元素的含量为0.1～0.2％、Pb元素的含量为0.1～0.5％、Zn元素的含量为0.3～0.5％，硫元素的含量为15～25％。