CN111790527A - 一种高硫铜锌矿的低碱分离方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高硫铜锌矿的低碱分离方法，包括如下步骤：原矿磨矿；铜粗选，过程中加入氧化钙干粉、锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，获得铜粗精矿和铜粗选尾矿；多段铜扫选，各段扫选作业中加入氧化钙干粉、锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂；铜粗精矿再磨；铜精选：对再磨后的铜粗精矿进行多段精选作业，每段精选作业中，均加入氧化钙干粉和锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末。本发明可以解决现有高硫铜锌矿石高碱铜锌分离工艺的缺陷及伴生贵金属回收率低的难题。

Description

一种高硫铜锌矿的低碱分离方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，涉及一种高硫铜锌矿的低碱分离方法。
背景技术
我国有丰富的铜锌矿资源，其中不少为高硫类型的硫化铜锌矿石。这类矿石结构复杂，矿石中硫含量高达40％以上，铜、锌和铁的硫化物等常常致密共生，各硫化物之间嵌布关系复杂，既难解离、又难分离。
铜锌硫分离困难一直是高硫铜锌矿石处理工艺中的难点课题之一。目前使用较多的铜锌硫优先浮选工艺,在选铜时多采用石灰调节pH＞12抑制黄铁矿上浮，并添加硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂抑制锌矿物，进行优先浮选分离获得铜精矿,选铜尾矿在高碱条件下添加锌的活化剂、锌的捕收剂进行锌硫分离。该工艺虽然在一定程度上解决了铜锌分离的问题,但存在一些缺点。
(1)在选铜时采用石灰调节pH＞12，并添加硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂抑制锌硫矿物，不仅药剂用量大，而且由于大量石灰造成微细粒矿物颗粒凝聚，使泡沫发粘，甚至“跑槽”，导致精矿产品质量差、互含高、回收率低等问题。
(2)在选铜时采用高碱浮铜,导致选锌循环时需要添加大量锌的活化剂,增加了生产成本。
(3)同时高碱条件不利于伴生贵金属的回收。
针对高硫铜锌矿石高碱铜锌分离工艺的缺陷及伴生贵金属回收率低的难题，研究开发分选效果好、工艺环保的高硫铜锌矿石低碱分离方法，具有重要的现实意义。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种高硫铜锌矿的低碱分离方法。
为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种高硫铜锌矿的低碱分离方法，包括如下步骤：
S1、原矿磨矿：将原矿与水给入磨机内进行磨矿，在磨机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至7.5-8；
S2、铜粗选：将步骤S1得到的磨矿产品给入浮选机，在浮选机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9-9.5；然后依次添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂；获得铜粗精矿和铜粗选尾矿；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末用量为500-1000g/t，高效铜捕收剂用量为25-35g/t；
S3、铜扫选：对步骤S2获得的铜粗选尾矿进行多段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，第一段扫选作业的扫选中矿返回至铜粗选作业，其他各段扫选作业的扫选中矿依次返回上一段扫选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为铜尾矿；各段扫选作业中，均先加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9-9.5，然后依次添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末的用量为100-500g/t，高效铜捕收剂用量为5-10g/t；
铜粗精矿再磨：将步骤S2获得的铜粗精矿给入再磨机，并添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9.5-10，进行再磨；
S4、铜精选：对步骤S3获得的再磨后的铜粗精矿进行多段精选作业，各段精选作业均得到精选泡沫产品和剩余矿物，精选泡沫产品进入下一段精选作业，最后一段精选作业得到的精选泡沫产品为铜精矿；第一段精选作业的剩余矿物返回至铜粗选作业，其他各段精选作业得到的剩余矿物返回上一段精选作业；每段精选作业中，均先加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9.5-10，然后加入锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，按每吨原矿计，用量为0-500g/t。
进一步地，步骤S1中，所述原矿为高硫型铜锌多金属矿，其硫元素质量分数为40-47％、铜元素质量分数为1.2-2.5％、锌元素质量分数为3-6％。
进一步地，步骤S1-S4中，使用的氧化钙粉末为工业级石灰，其氧化钙含量为80-85％。
进一步地，步骤S2-S4中，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末以干粉的形式添加。
进一步地，步骤S2、S3中的所述高效铜捕收剂，为(CH3)2CHCH2OC(＝S)NHCH2CH＝CH2与(CH3CH2)2NC(＝S)SOC(＝O)CH3按质量比2:1混合而成。
本发明的有益效果在于：
1.本发明能够处理含硫元素的质量分数为40-47％、铜元素的质量分数为1.2-2.5％、锌元素质量分数为3-6％的超高硫型铜锌混合多金属矿，经过本发明方法得到的铜精矿产品品位高，锌硫杂质互含低；
2.本发明选用的高效铜捕收剂具有对铜矿物选择性高、浮选速度快，对闪锌矿和黄铁矿捕收性能弱的特点，仅经一次分选就可以获得含铜＞18％、含锌＜10％的铜粗精矿；
3.本发明中所使用的氧化钙以干粉形式添加，可及时产生具有更高活性的OH-，有效抑制矿石中的黄铁矿，为低碱分离作业创造条件；
4.本发明使用的焦亚硫酸钠在水溶液中生成活性亚硫酸根离子，消除了铜离子对闪锌矿、黄铁矿的活化作用，同时抑制闪锌矿、黄铁矿的浮选，实现铜与锌硫高效分离；
5.本发明所提供的一种高硫铜锌矿低碱分离方法，可有效提高高硫型铜锌矿石伴生贵金属的回收率。
附图说明
图1为本发明实施例1的方法流程图。
具体实施方式
以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。
实施例1
图1为本实施例的方法流程图，其中有:1-氧化钙干粉；2-焦亚硫酸钠干粉；3-铜高效捕收剂.
本实施例提供的一种高硫铜锌矿的低碱分离方法，如图1所示，包括如下步骤：
S1、原矿磨矿：将原矿与水按质量比5:3的比例给入磨机内进行磨矿，在磨机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至7.5-8；经磨矿至产品细度为-75μm的部分占总质量的80-85％；
S2、铜粗选：将步骤S1得到的磨矿产品给入浮选机，在浮选机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9-9.5，搅拌3分钟；然后依次添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，分别搅拌3分钟和2分钟，获得铜粗精矿和铜粗选尾矿；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末用量为500-1000g/t，高效铜捕收剂用量为25-35g/t；
S3、铜扫选：对步骤S2获得的铜粗选尾矿进行2-3段扫选作业(图1中显示为2段，但不限于2段)，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，第一段扫选作业的扫选中矿返回至铜粗选作业，其他各段扫选作业的扫选中矿依次返回上一段扫选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为铜尾矿；各段扫选作业中，均先加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9-9.5，搅拌3分钟，然后依次添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，分别搅拌3分钟和2分钟，按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末的用量为100-500g/t，高效铜捕收剂用量为5-10g/t；
铜粗精矿再磨：将步骤S2获得的铜粗精矿给入再磨机，并添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9.5-10，进行再磨，至磨矿产品细度为-40μm的部分占总质量80％-85％；
S4、铜精选：对步骤S3获得的再磨后的铜粗精矿进行2-3段精选作业(图1中显示为3段，但不限于3段)，各段精选作业均得到精选泡沫产品和剩余矿物，精选泡沫产品进入下一段精选作业，最后一段精选作业得到的精选泡沫产品为铜精矿；第一段精选作业的剩余矿物返回至铜粗选作业，其他各段精选作业得到的剩余矿物返回上一段精选作业；每段精选作业中，均先加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9.5-10，然后加入锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，按每吨原矿计，用量为0-500g/t。
上述方法中，所述高效铜捕收剂，为(CH3)2CHCH2OC(＝S)NHCH2CH＝CH2与(CH3CH2)2NC(＝S)SOC(＝O)CH3按质量比2:1混合而成。
实施例2
矿物原料：取国外某高硫铜锌多金属矿原矿石，按质量百分比该矿石含Cu1.55％、Zn 4.70％、Au 1.02g/t、Ag 42.34g/t，S 45.67％。原矿主要有用矿物为黄铜矿和闪锌矿，其他硫化物主要为黄铁矿，黄铁矿含量高达85.01％，原生产工艺主要存在铜锌分离效果差，黄铁矿抑制效果差等问题。采用实施例1所述工艺处理该矿石，具体步骤包括：
S1、原矿磨矿：将原矿与水按质量比5:3的比例给入磨机内进行磨矿，在磨机内添加氧化钙干粉，按每吨原矿计，用量为1000g/t，调节矿浆pH值至8；经磨矿，磨矿产品细度为-75μm的部分占总质量80％；
S2、铜粗选：将步骤S1得到的磨矿产品给入浮选机，在浮选机内先添加氧化钙干粉，按每吨原矿计，用量为500g/t，搅拌3分钟，调节矿浆pH值为9；然后依次锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，分别搅拌3分钟和2分钟，得到铜粗精矿和铜粗选尾矿；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末的用量为1000g/t，高效铜捕收剂的用量为25g/t；
S3、铜扫选：对步骤S2获得的铜粗选尾矿进行2段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，第一段扫选作业的扫选中矿返回铜粗选作业，剩余矿物进入下一段扫选作业，第二段扫选作业的扫选中矿返回上一段扫选作业，剩余矿物为铜尾矿；第一段扫选作业中，加入氧化钙干粉搅拌3分钟，按每吨原矿计，用量为200g/t，调节矿浆pH值为9，然后依次锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，分别搅拌3分钟和2分钟，按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末用量为200g/t，高效铜捕收剂用量为10g/t；第二段扫选作业中，加入氧化钙干粉，按每吨原矿计，用量为100g/t，调节矿浆pH值为9，按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，用量为100g/t，高效铜捕收剂用量为5g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、2分钟。
铜粗精矿再磨：将步骤S2获得的铜粗精矿给入再磨机，并添加氧化钙干粉，按每吨原矿计，用量为100g/t，调节矿浆pH值为9.5，进行再磨，至磨矿产品细度为-40μm的部分占总质量80％；
S4、铜精选：对步骤S3得到的磨矿产品给入浮选机，进行2段精选作业，各段精选作业均得到精选泡沫产品和剩余矿物；第一段的精选作业得到的精选泡沫产品进入下一段精选作业，剩余矿物返回至铜粗选作业；第二段精选作业得到的精选泡沫产品为铜精矿，剩余矿物返回上一段精选作业；第一段精选作业矿浆pH值为10，无需添加氧化钙粉末，添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，按每吨原矿计，用量为100g/t；第二段精选作业的矿浆pH值为9.5，未添加药剂，进行空白精选。本实施例的工艺指标如表1所示。
表1实施例2工艺指标
Figure BDA0002589004320000081
注：表格中*代表g/t。
实施例3
本实施例使用的原矿与实施例2的原矿的区别在于，其按质量百分比含有Cu1.28％、Zn 3.99％、Au 0.5g/t、Ag 43.13g/t，S 42.53％。
采用实施例1所述工艺处理该矿石，具体步骤包括：
S1、原矿磨矿：将原矿与水按质量比5:3的比例给入磨机内进行磨矿，在磨机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至7.5；经磨矿，磨矿产品细度为-75μm的部分占总质量85％；
S2、铜粗选：将步骤S1得到的磨矿产品给入浮选机，在浮选机内先添加氧化钙干粉，搅拌3分钟，调节矿浆pH值为9.5；然后依次锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，分别搅拌3分钟和2分钟，得到铜粗精矿和铜粗选尾矿；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末的用量为500g/t，高效铜捕收剂的用量为35g/t；
S3、铜扫选：对步骤S2获得的铜粗选尾矿进行3段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，第一段扫选作业的扫选中矿返回铜粗选作业，剩余矿物进入下一段扫选作业，其他各段扫选作业的扫选中矿返回上一段扫选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为铜尾矿；第一段扫选作业中，加入氧化钙干粉搅拌3分钟，调节矿浆pH值为9.5，然后依次锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂，分别搅拌3分钟和2分钟，按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末用量为500g/t，高效铜捕收剂用量为10g/t；第二段扫选作业中，加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值为9，按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，用量为100g/t，高效铜捕收剂用量为5g/t，分别搅拌3分钟、3分钟、2分钟。
铜粗精矿再磨：将步骤S2获得的铜粗精矿给入再磨机，并添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值为10，进行再磨，至磨矿产品中细度为-40μm的部分占总质量85％；
S4、铜精选：对步骤S3得到的磨矿产品给入浮选机，进行3段精选作业，各段精选作业均得到精选泡沫产品和剩余矿物；第一段的精选作业得到的精选泡沫产品进入下一段精选作业，剩余矿物返回至铜粗选作业；其他各段的剩余矿物返回上一段精选作业，第三段精选作业得到的精选泡沫产品为铜精矿；第一段精选作业中添加氧化钙粉末，调节矿浆pH至10，添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，按每吨原矿计，用量为500g/t；第二段精选作业的矿浆pH值为9.5，未添加药剂，进行空白精选。本实施例的工艺指标如表2所示。
表2实施例3工艺指标
Figure BDA0002589004320000101
注：表格中*代表g/t。
本发明实施例工艺指标实施例2、实施例3实施结果表明，采用本发明方法，在保证铜精矿品位相当的条件下，可显著提高铜精矿中铜的回收率，及伴生金的回收率，并降低了锌金属在铜精矿中的损失。本实施例方法通过药剂制度优化，得到了优异的分选指标。
对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (5)

1.一种高硫铜锌矿的低碱分离方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1、原矿磨矿：将原矿与水给入磨机内进行磨矿，在磨机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至7.5-8；
S2、铜粗选：将步骤S1得到的磨矿产品给入浮选机，在浮选机内添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9-9.5；然后依次添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂；获得铜粗精矿和铜粗选尾矿；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末用量为500-1000g/t，高效铜捕收剂用量为25-35g/t；
S3、铜扫选：对步骤S2获得的铜粗选尾矿进行多段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，第一段扫选作业的扫选中矿返回至铜粗选作业，其他各段扫选作业的扫选中矿依次返回上一段扫选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为铜尾矿；各段扫选作业中，均先加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9-9.5，然后依次添加锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末和高效铜捕收剂；按每吨原矿计，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末的用量为100-500g/t，高效铜捕收剂用量为5-10g/t；
铜粗精矿再磨：将步骤S2获得的铜粗精矿给入再磨机，并添加氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9.5-10，进行再磨；
S4、铜精选：对步骤S3获得的再磨后的铜粗精矿进行多段精选作业，各段精选作业均得到精选泡沫产品和剩余矿物，精选泡沫产品进入下一段精选作业，最后一段精选作业得到的精选泡沫产品为铜精矿；第一段精选作业的剩余矿物返回至铜粗选作业，其他各段精选作业得到的剩余矿物返回上一段精选作业；每段精选作业中，均先加入氧化钙干粉，调节矿浆pH值至9.5-10，然后加入锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末，按每吨原矿计，用量为0-500g/t。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，所述原矿为高硫型铜锌多金属矿，其硫元素质量分数为40-47％、铜元素质量分数为1.2-2.5％、锌元素质量分数为3-6％。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1-S4中，使用的氧化钙粉末为工业级石灰，其氧化钙含量为80-85％。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2-S4中，锌抑制剂固体焦亚硫酸钠粉末以干粉的形式添加。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2、S3中的所述高效铜捕收剂，为(CH3)2CHCH2OC(＝S)NHCH2CH＝CH2与(CH3CH2)2NC(＝S)SOC(＝O)CH3按质量比2:1混合而成。
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