CN112619878A

CN112619878A - 一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺

Info

Publication number: CN112619878A
Application number: CN202011249753.8A
Authority: CN
Inventors: 王李鹏; 任琳珠; 郭海宁; 何海涛; 陈杜娟; 李国栋; 刘宝山
Original assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2020-11-10
Filing date: 2020-11-10
Publication date: 2021-04-09
Anticipated expiration: 2040-11-10
Also published as: CN112619878B

Abstract

一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，包括中弱活化弱捕收铜铅锌混浮、强脱药低浓度铜与铅锌分离、小冲程大冲次微细泥摇床分离铅、锌矿物。借助选铁后铜铅锌矿物的疏水性，实现铜铅锌弱活化弱捕收全混选，节约了药剂成本，避免了传统工艺的强活化强捕收导致铜与铅锌分离技术指标差、精矿互含高等问题；铜与铅锌分离采用低浓度、强脱药，在稀硫酸和焦亚硫酸清洗活化的基础上，利用铜矿物自然可浮性，实现铜与铅锌矿物分离；铅锌精矿采用微细泥摇床，小冲程大冲次无冲洗水强化微细粒级铅锌矿物的分选过程，获得了单一的铅精矿、锌精矿，解决了铁共生铜铅锌分选无法获得单一铅精矿、锌精矿，且分选效率低，精矿互含高，精矿价值低等问题。

Description

一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺

技术领域

本发明涉及矿物浮选分离工艺技术领域，具体地说是一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺。

背景技术

铁共生铜铅锌有色金属矿物具有以下特征：1）铁共生铜铅锌矿的嵌布关系密切、嵌布粒度微细，细磨才能实现铜铅锌的单体解离；2）铁共生铜铅锌矿的综合回收大多从选铁尾矿入手，选铁尾矿矿浆包括铁磁选尾矿和铁磁精矿脱硫浮选泡沫，选铁尾矿矿浆中超过70%的硫化矿物表面已疏水。

目前，常用的铜铅锌分选方法有铜铅锌依次优先浮选、铜铅部分混浮-尾矿选锌-铜与铅分离、铜铅锌全混浮-铜与铅锌分离等工艺方法。传统工艺中铜铅锌全混浮后，只能进行铜与铅锌分离产出铜精矿与铅锌精矿，无法获得单独的铅精矿和锌精矿。传统方法存在如下问题：①产出的铅锌精矿在销售过程中计价系数低，冶炼工序及成本较高；②铜与铅锌分离效果较差，铜精矿与铅锌精矿中互含较高。

发明内容

本发明的目的是提供一种铁伴生有色金属铜铅锌综合回收工艺，以解决现有综合回收铁伴生铜铅锌时，分选效率低、指标差，精矿互含高，无法获得单一铅精矿、锌精矿。

为实现上述目的，本发明所述一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特点是，包括如下步骤，步骤1、将选铁尾矿矿浆中加入石灰调节矿浆pH值为10后采用球磨机磨细，再加入硫酸铜20-30克/吨原矿、丁基黄药10-20克/吨原矿、松醇油20-30克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选，得到铜铅锌混合粗精矿，在铜铅锌混合粗精矿加入石灰至pH值12后进行铜铅锌混合精选，获得铜铅锌精矿矿浆；步骤2、将步骤1中的铜铅锌精矿矿浆加入活性炭50-100克/吨原矿、硫化钠50-100克/吨原矿经再磨后加入焦亚硫酸钠、稀硫酸搅拌5分钟，使得矿浆的pH值为6-6.5，焦亚硫酸钠和稀硫酸的添加比例为2:1，铜与铅锌分离矿浆浓度为15%-20%，经铜精选作业矿浆浓度为10-15%；铜粗精矿经2次精选后获得铜精矿，分离尾矿作为铅锌精矿矿浆；步骤3、将步骤2中的铅锌精矿矿浆加入硫化钠搅拌5分钟后，采用微细泥摇床进行铅锌矿物重力分选，冲程为4-6mm，冲次为490-530次/分钟，获得锌精矿和铅精矿。

本发明一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：

1、所述步骤1中加入硫酸铜25克/吨原矿、丁基黄药15克/吨原矿、松醇油25克/吨；

2、所述步骤2中加入活性炭80克/吨原矿、硫化钠80克/吨；

3、所述步骤2中矿浆的pH值为6；

4、所述步骤2中铜与铅锌分离矿浆浓度为18%，经铜精选作业矿浆浓度为12%；

5、所述步骤3中冲程为5mm，冲次为510次/分钟。

与现有技术相比，本发明借助选铁过程参残余药剂和铜铅锌矿物的疏水性，在弱活化弱捕收环境下进行铜铅锌混选，降低了后续铜与铅锌分离难度，避免了强活化强捕收导致分离困难、精矿互含升高；铜铅锌精矿采用低浓度、强脱药，在稀硫酸和焦亚硫酸清洗活化的基础上，利用铜矿物自然可浮性，实现铜与铅锌矿物分离，确保了铜精矿品质合格；铅锌精矿采用微细泥摇床进行铅锌分离，获得了单一的铅精矿、锌精矿，解决了传统的铁共生铜铅锌分选无法获得单一铅精矿、锌精矿，且分选效率低，精矿互含高，精矿价值低等问题。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1，一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，包括如下步骤，步骤1、将选铁尾矿矿浆中加入石灰调节矿浆pH值为10后采用球磨机磨细，再加入硫酸铜20-30克/吨原矿、丁基黄药10-20克/吨原矿、松醇油20-30克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选，得到铜铅锌混合粗精矿，在铜铅锌混合粗精矿加入石灰至pH值12后进行铜铅锌混合精选，获得铜铅锌精矿矿浆；步骤2、将步骤1中的铜铅锌精矿矿浆加入活性炭50-100克/吨原矿、硫化钠50-100克/吨原矿经再磨后加入焦亚硫酸钠、稀硫酸搅拌5分钟，使得矿浆的pH值为6-6.5，焦亚硫酸钠和稀硫酸的添加比例为2:1，铜与铅锌分离矿浆浓度为15%-20%，经铜精选作业矿浆浓度为10-15%；铜粗精矿经2次精选后获得铜精矿，分离尾矿作为铅锌精矿矿浆；步骤3、将步骤2中的铅锌精矿矿浆加入硫化钠搅拌5分钟后，采用微细泥摇床进行铅锌矿物重力分选，冲程为4-6mm，冲次为490-530次/分钟，获得锌精矿和铅精矿。本发明采用弱活化弱捕收进行铜铅锌混选，铜铅锌精矿采用低浓度强脱药强抑制实现铜与铅锌矿物分离，铅锌精矿采用微细泥摇床进行铅锌分离。所述步骤1-3中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。所述步骤1-2所述的工艺为闭路浮选工艺流程。

实施例2，根据实施例1所述的一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺中，所述步骤1中加入硫酸铜25克/吨原矿、丁基黄药15克/吨原矿、松醇油25克/吨。

实施例3，根据实施例1或2所述的一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺中，所述步骤2中加入活性炭80克/吨原矿、硫化钠80克/吨。

实施例4，根据实施例1或2或3所述的一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺中，所述步骤2中矿浆的pH值为6。

实施例5，根据实施例1-4任一项所述的一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺中，所述步骤2中铜与铅锌分离矿浆浓度为18%，经铜精选作业矿浆浓度为12%。

实施例6，根据实施例1-5任一项所述的一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺中，所述步骤3中冲程为5mm，冲次为510次/分钟。

实施例7，一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，包括以下步骤：步骤1、将选铁总尾矿矿浆中加入石灰条件矿浆pH值为10后采用球磨机磨细，再加入硫酸铜20克/吨原矿、丁基黄药10克/吨原矿、松醇油20克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选，铜铅锌混合粗精矿加入石灰至pH值12后进行铜铅锌混合精选，获得铜铅锌精矿矿浆；步骤2、将步骤1中的铜铅锌精矿矿浆加入活性炭50-100克/吨原矿、硫化钠50克/吨原矿经再磨后加入焦亚硫酸钠、稀硫酸搅拌5分钟，使得矿浆的pH值为6，焦亚硫酸钠和稀硫酸的添加比例为2:1，铜与铅锌分离矿浆浓度为20%，铜精选作业矿浆浓度为15%；铜粗精矿经2次精选后获得铜精矿，分离尾矿作为铅锌精矿矿浆；步骤3、将步骤2中的铅锌精矿矿浆加入硫化钠搅拌5分钟后，采用微细泥摇床进行铅锌矿物重力分选，冲程为6mm，冲次为490次/分钟。获得锌精矿和铅精矿。

经检测本实施例7所述的选铁总尾矿矿浆铜品位为0.4%、铅品位1.1%、锌品位1.2%；经本发明所获得铜精矿中铜品位20.14%、铅品位2.78%、锌品位4.58%，铜回收率60.12%，铅精矿铅品位42.27%、铜品位0.67%、锌品位5.76%，铅回收率70.46%；锌精矿锌品位41.45%、铜品位1.03%、铅品位3.16%，锌回收率71.34%。

对照例1，采用传统铜铅锌混浮-铜与铅锌分离工艺，对同一选铁尾矿中加入石灰石灰、水进入球磨机磨细至矿浆细度为-0.074mm粒级占80%、矿浆pH为10，然后加入硫酸铜200克/吨原矿、丁基黄药120克/吨原矿、2#油 60克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选和铜铅锌混合精选（精选矿浆pH值12），获得铜铅锌精矿矿浆。铜铅锌精矿矿浆经再磨后加入硫化钠200克/吨原矿，加入液态二氧化硫1500克/吨原矿，然后进行铜铅与锌矿物的分离，获得铜精矿和铅锌精矿。经检测本对照例1所述的选铁总尾矿矿浆铜品位为0.4%、铅品位1.1%、锌品位1.2%；经对照例1的方法所获得铜精矿中铜品位16.12%、铅品位6.23%、锌品位14.65%，铜回收率48.78%；铅锌精矿铅品位14.23%、锌品位27.23%、铜品位3.23%，铅回收率60.23%、锌回收率70.89%。与实施例1相比，铜精矿铜品位和回收率均较低，且产出铅锌精矿，无法产出单一铅精矿、锌精矿。

实施例8，一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，包括以下步骤：步骤1、将选铁尾矿矿浆中加入石灰条件矿浆pH值为10后采用球磨机磨细，再加入硫酸铜30克/吨原矿、丁基黄药20克/吨原矿、松醇油30克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选，铜铅锌混合粗精矿加入石灰至pH值12后进行铜铅锌混合精选，获得铜铅锌精矿矿浆；步骤2、将步骤1中的铜铅锌精矿矿浆加入活性炭100克/吨原矿、硫化钠50-100克/吨原矿经再磨后加入焦亚硫酸钠、稀硫酸搅拌5分钟，使得矿浆的pH值为6，焦亚硫酸钠和稀硫酸的添加比例为2:1，铜与铅锌分离矿浆浓度为15%%，铜精选作业矿浆浓度为10%；铜粗精矿经2次精选后获得铜精矿，分离尾矿作为铅锌精矿矿浆；步骤3、将步骤2中的铅锌精矿矿浆加入硫化钠搅拌5分钟后，采用微细泥摇床进行铅锌矿物重力分选，冲程为4，冲次为530次/分钟。获得锌精矿和铅精矿。

经检测本实施例8所述的选铁尾矿矿浆中铜品位为0.6%、铅品位1.5%、锌品位2.2%；经本发明所获得铜精矿中铜品位21.34%、铅品位2.18%、锌品位2.27%，铜回收率77.67%，铅精矿铅品位45.43%、铜品位0.54%、锌品位6.28%，铅回收率79.21%；锌精矿锌品位47.78%、铜品位0.67%、铅品位4.76%，锌回收率82.43%。

对照例2，采用传统铜铅锌混浮-铜与铅锌分离工艺，对同一选铁尾矿中加入石灰石灰、水进入球磨机磨细至矿浆细度为-0.074mm粒级占85%、矿浆pH为12，然后加入硫酸铜300克/吨原矿、丁基黄药150克/吨原矿、松醇油 80克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选和铜铅锌混合精选（精选矿浆pH值12），获得铜铅锌精矿矿浆。铜铅锌精矿矿浆经再磨后加入硫化钠700克/吨原矿，加入液态二氧化硫1500克/吨原矿，然后进行铜铅与锌矿物的分离，获得铜精矿和铅锌精矿。经检测本对照例2所述的选铁尾矿中铜品位为0.6%、铅品位1.5%、锌品位2.2%；经对照例2的方法所获得铜精矿中铜品位19.23%、铅品位12.23%、锌品位13.28%，铜回收率70.27%；铅锌精矿铅品位20.23%、锌品位24.54%、铜品位4.64%，铅回收率75.34%、锌回收率79.34%。与实施例2相比，铜精矿铜品位和回收率均较低，且产出铅锌精矿，无法产出单一铅精矿、锌精矿。

以上所述，仅为本发明专利优选的实施例，但本发明专利的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内，根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变，都属于本发明专利的保护范围。

Claims

1.一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特征在于，包括如下步骤：

步骤1、将选铁尾矿矿浆中加入石灰调节矿浆pH值为10后采用球磨机磨细，再加入硫酸铜20-30克/吨原矿、丁基黄药10-20克/吨原矿、松醇油20-30克/吨原矿搅拌后进行铜铅锌混合粗选，得到铜铅锌混合粗精矿，在铜铅锌混合粗精矿加入石灰至pH值12后进行铜铅锌混合精选，获得铜铅锌精矿矿浆；

步骤2、将步骤1中的铜铅锌精矿矿浆加入活性炭50-100克/吨原矿、硫化钠50-100克/吨原矿经再磨后加入焦亚硫酸钠、稀硫酸搅拌5分钟，使得矿浆的pH值为6-6.5，焦亚硫酸钠和稀硫酸的添加比例为2:1，铜与铅锌分离矿浆浓度为15%-20%，经铜精选作业矿浆浓度为10-15%；铜粗精矿经2次精选后获得铜精矿，分离尾矿作为铅锌精矿矿浆；

步骤3、将步骤2中的铅锌精矿矿浆加入硫化钠搅拌5分钟后，采用微细泥摇床进行铅锌矿物重力分选，冲程为4-6mm，冲次为490-530次/分钟，获得锌精矿和铅精矿。

2.根据权利要求1所述一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特征在于：所述步骤1中加入硫酸铜25克/吨原矿、丁基黄药15克/吨原矿、松醇油25克/吨。

3.根据权利要求1所述一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特征在于：所述步骤2中加入活性炭80克/吨原矿、硫化钠80克/吨。

4.根据权利要求1所述一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特征在于：所述步骤2中矿浆的pH值为6。

5.根据权利要求1所述一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特征在于：所述步骤2中铜与铅锌分离矿浆浓度为18%，经铜精选作业矿浆浓度为12%。

6.根据权利要求1所述一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺，其特征在于：所述步骤3中冲程为5mm，冲次为510次/分钟。