CN113333169A - 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,该方法由铜与铅锌分离方法和铅锌再分离方法两部分组成。铜与铅锌分离方法是指在铜铅锌混合精矿矿浆中加入活性炭后,经湿式磨矿后加入硫化钠搅拌3分钟,再调节矿浆pH=6.5后搅拌3分钟;最后进行充气式浮选,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铜精矿和铅锌混合精矿矿浆;铅锌再分离方法是指在铅锌混合精矿矿浆中加入硫酸锌,搅拌3分钟调节矿浆pH=7;然后加入乙硫氮搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅精矿和锌精矿。本发明可实现铜铅锌全混浮精矿中铜、铅、锌矿物的依次分离,且药剂成本低。

Description

一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法
技术领域
本发明涉及硫化矿物浮选分离工艺技术领域,尤其涉及一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法。
背景技术
铜铅锌混浮精矿具有以下特征:1)铜铅锌混浮精矿为选铁尾矿中伴生铜铅锌硫化矿采用全混合浮选工艺,经过混合粗选、混合扫选和多次混合精选作业获得;2)铜铅锌混浮精矿的矿浆pH=9~10,矿浆浓度为30~35%,铜矿物主要为黄铜矿、铅矿物主要为方铅矿、锌矿物主要为闪锌矿;3)铜铅锌混浮精矿中有色金属矿物均经过活化捕收,矿物表面吸附了大量捕收剂,铜、铅、锌之间的可浮性差异极小;4)铜铅锌混合精矿矿浆中铜品位为3%~10%、锌品位为40%~30%、铅品位为5%~15%,铜和锌品位合计大于40%。
目前,常用的浮选工艺中,铜铅锌全混合浮选后,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。同时,存在如下问题:①在铜铅锌混浮入选原料中铅品位较低、锌品位较高时,铅锌混合精矿中铅品位不达标,但作为锌精矿,含铅较高影响了锌精矿品质;②在铜铅锌混浮入选原料中铅品位较高、锌品位较低时,铅锌混合精矿中锌品位不达标,但作为铅精矿,含锌超标,且铅精矿中铅品位不达标。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种实现铜、铅、锌矿物依次分离的铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法。
为解决上述问题,本发明所述的一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:该方法由铜与铅锌分离方法和铅锌再分离方法两部分组成;所述铜与铅锌分离方法是指在铜铅锌混合精矿矿浆中加入活性炭后,经湿式磨矿磨至-0.043mm粒级质量分数占全粒级的80%;然后加入硫化钠搅拌3分钟,再加入焦亚硫酸钠调节矿浆pH=6.5后搅拌3分钟;最后在充气量为1.5m3/(m2*min)的条件下进行充气式浮选,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铜精矿和铅锌混合精矿矿浆;所述活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加4~6千克;所述硫化钠的添加量为所述活性炭质量的1/3~2/3;所述铅锌再分离方法是指在所述铅锌混合精矿矿浆中加入硫酸锌,搅拌3分钟调节矿浆pH=7;然后加入乙硫氮搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅精矿和锌精矿;所述硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2~3千克;所述乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加20~30克。
所述铜铅锌混合精矿矿浆中铜品位为3%~10%、锌品位为40%~30%、铅品位为5%~15%,铜和锌品位合计大于40%。
所述活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加5千克;所述硫化钠的添加量为所述活性炭质量的1/2。
所述硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2.5千克;所述乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加25克。
所述铅锌再分离方法采用下述方法代替:在所述铅锌混合精矿矿浆中加入丁基黄药、酯-105搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅锌精矿和锌精矿;所述丁基黄药按1吨铜铅锌混合精矿添加10~20千克;所述酯-105按1吨铜铅锌混合精矿添加20~30克。
所述丁基黄药按1吨铜铅锌混合精矿添加15千克;所述酯-105按1吨铜铅锌混合精矿添加25克。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、本发明借助硫化钠的强还原性和抑制作用原理、以及焦亚硫酸钠的清洁抑制原理,通过分离药剂及介质条件的精准把控,实现铜铅锌全混浮精矿中铜、铅、锌矿物的依次分离,且药剂成本低,避免了传统工艺铜与铅锌分离后,铅锌采用浮选工艺无法再实现分离,只能产出铅锌混合精矿,且在铅锌比例不适宜时,铅锌混合精矿无法满足冶炼要求的问题。
2、本发明在铜与铅锌分离过程中,充分利用硫化钠的强还原特性,进行强充气氧化体系浮选分离出铜矿物,大幅削弱了硫化钠对铅矿物的抑制;在此基础上,添加少量的捕收剂可实现铅锌混合矿浆中铅与锌矿物的分离,解决了铜铅锌全混浮后无法获得单一铅精矿、锌精矿的问题。
具体实施方式
实施例1 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法:该方法由铜与铅锌分离方法和铅锌再分离方法两部分组成,两部分均为闭路浮选工艺流程。铜铅锌混合精矿矿浆中铜品位为3%~10%、锌品位为40%~30%、铅品位为5%~15%,铜和锌品位合计大于40%。
铜与铅锌分离方法是指在铜铅锌混合精矿矿浆中加入活性炭后,经湿式磨矿磨至-0.043mm粒级质量分数占全粒级的80%;然后加入硫化钠搅拌3分钟,再加入焦亚硫酸钠调节矿浆pH=6.5后搅拌3分钟;最后在充气量为1.5m3/(m2*min)的条件下进行充气式浮选,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铜精矿和铅锌混合精矿矿浆;活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加4~6千克;硫化钠的添加量为活性炭质量的1/3~2/3。
铅锌再分离方法是指在铅锌混合精矿矿浆中加入硫酸锌,搅拌3分钟调节矿浆pH=7;然后加入乙硫氮搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅精矿和锌精矿;硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2~3千克;乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加20~30克。
本发明通过添加强还原性抑制剂和充气浮选,在弱酸性氧化还原体系实现铜与铅锌矿物分离;通过添加硫酸锌强化抑制,添加少量捕收剂实现铅与锌矿物的选择性分离。
实施例2 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法同实施例1。其中:活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加5千克;硫化钠的添加量为活性炭质量的1/2。
实施例3 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法同实施例1。其中:硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2.5千克。
实施例4 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法同实施例1。其中:乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加25克。
实施例5 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法同实施例1。其中:铜铅锌混浮精矿矿浆铜品位为6.35%、铅品位5.68%、锌品位35.23%。活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加4千克;硫化钠的添加量为活性炭质量的1/3;硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2千克;乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加20克。
经检测,实施例5所获得铜精矿中铜品位20.27%、铅品位3.27%、锌品位4.21%,铜回收率80.23%;铅精矿铅品位47.45%、铜品位1.76%、锌品位7.32%,铅回收率80.35%;锌精矿锌品位47.26%、铜品位0.56%、铅品位0.86%,锌回收率90.23%。
实施例6 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法:该方法由铜与铅锌分离方法和铅锌再分离方法两部分组成,两部分均为闭路浮选工艺流程。铜铅锌混浮精矿矿浆铜品位为6.35%、铅品位5.68%、锌品位35.23%。
铜与铅锌分离方法是指在铜铅锌混合精矿矿浆中加入活性炭后,经湿式磨矿磨至-0.043mm粒级质量分数占全粒级的80%;然后加入硫化钠搅拌3分钟,再加入焦亚硫酸钠调节矿浆pH=6.5后搅拌3分钟;最后在充气量为1.5m3/(m2*min)的条件下进行充气式浮选,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铜精矿和铅锌混合精矿矿浆;活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加6千克;硫化钠的添加量为活性炭质量的2/3。
铅锌再分离方法是指:在铅锌混合精矿矿浆中加入丁基黄药、酯-105搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅锌精矿和锌精矿;丁基黄药按1吨铜铅锌混合精矿添加10千克;酯-105按1吨铜铅锌混合精矿添加20克。
经检测,实施例6所获得铜精矿中铜品位20.22%、铅品位3.35%、锌品位4.52%,铜回收率80.41%;铅锌精矿铅品位23.34%、锌品位26.45%、铜品位1.45%,铅回收率81.23%、锌回收率20.12%;锌精矿锌品位49.23%、铜品位0.45%、铅品位0.79%,锌回收率73.23%。锌总回收率93.35%。
对比例1 采用传统铜与铅锌分离工艺,分别对实施例5和实施例6同一品位铜铅锌混浮精矿矿浆经再磨后加入硫化钠4千克/吨混浮精矿,加入亚硫酸条件矿浆pH至6.0,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,对比例1所获得铜精矿中铜品位20.34%、铅品位7.21%、锌品位4.25%,铜回收率57.34%;铅锌精矿铅品位8.21%、锌品位39.34%、铜品位3.15%,铅回收率82.23%、锌回收率91.23%。与实施例5相比,铜精矿含铅较高,且产出铅锌精矿中铅品位低,未达到铅锌精矿冶炼标准,作为锌精矿因含铅高,锌精矿锌品位较低。与实施例6相比,铅锌精矿不达标,作为锌精矿,锌品位太低。
实施例7 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法同实施例1。其中:铜铅锌混浮精矿矿浆中铜品位为4.26%、铅品位9.21%、锌品位38.23%。活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加6千克;硫化钠的添加量为活性炭质量的2/3;硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加3千克;乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加30克。
经检测,实施例7所获得铜精矿中铜品位18.67%、铅品位4.23%、锌品位3.51%,铜回收率75.23%;铅精矿铅品位51.23%、铜品位1.21%、锌品位7.45%,铅回收率85.34%;锌精矿锌品位50.23%、铜品位0.67%、铅品位1.02%,锌回收率91.23%。
实施例8 一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法同实施例6。其中:铜铅锌混浮精矿矿浆中铜品位为4.26%、铅品位9.21%、锌品位38.23%。活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加6千克;硫化钠的添加量为活性炭质量的2/3;丁基黄药按1吨铜铅锌混合精矿添加15千克;酯-105按1吨铜铅锌混合精矿添加25克。
经检测,实施例8所获得铜精矿中铜品位18.38%、铅品位4.19%、锌品位3.61%,铜回收率75.19%;铅锌混合精矿铅品位25.32%、锌品位23.23%铜品位1.13%,铅回收率87.54%、锌回收率14.23%;锌精矿锌品位51.64%、铜品位0.43%、铅品位0.76%,锌回收率78.15%。锌总回收率92.38%。
对比例2 采用传统铜与铅锌分离工艺,分别对实施例7和实施例8中同一品位铜铅锌混浮精矿矿浆经再磨后硫化钠6千克/吨混浮精矿,加入亚硫酸条件矿浆pH至6.0,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,对比例2所获得铜精矿中铜品位19.23%、铅品位12.23%、锌品位11.32%,铜回收率51.34%;铅锌精矿铅品位12.45%、锌品位42.23%、铜品位2.11%,铅回收率78.78%、锌回收率87.18%。与实施例7相比,铜精矿含杂较高,且产出铅锌精矿锌高铅低,铅锌回收率都降低。与实施例8相比,铜精矿含杂高,锌总回收率偏低,铅锌混合精矿中铅品位较低。

Claims (6)

1.一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:该方法由铜与铅锌分离方法和铅锌再分离方法两部分组成;所述铜与铅锌分离方法是指在铜铅锌混合精矿矿浆中加入活性炭后,经湿式磨矿磨至-0.043mm粒级质量分数占全粒级的80%;然后加入硫化钠搅拌3分钟,再加入焦亚硫酸钠调节矿浆pH=6.5后搅拌3分钟;最后在充气量为1.5m3/(m2*min)的条件下进行充气式浮选,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铜精矿和铅锌混合精矿矿浆;所述活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加4~6千克;所述硫化钠的添加量为所述活性炭质量的1/3~2/3;所述铅锌再分离方法是指在所述铅锌混合精矿矿浆中加入硫酸锌,搅拌3分钟调节矿浆pH=7;然后加入乙硫氮搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅精矿和锌精矿;所述硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2~3千克;所述乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加20~30克。
2.如权利要求1所述的一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:所述铜铅锌混合精矿矿浆中铜品位为3%~10%、锌品位为40%~30%、铅品位为5%~15%,铜和锌品位合计大于40%。
3.如权利要求1所述的一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:所述活性炭按1吨铜铅锌混合精矿添加5千克;所述硫化钠的添加量为所述活性炭质量的1/2。
4.如权利要求1所述的一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:所述硫酸锌按1吨铜铅锌混合精矿添加2.5千克;所述乙硫氮按1吨铜铅锌混合精矿添加25克。
5.如权利要求1所述的一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:所述铅锌再分离方法采用下述方法代替:在所述铅锌混合精矿矿浆中加入丁基黄药、酯-105搅拌2分钟,在浮选充气量为1.0m3/(m2*min)的条件下进行铅锌矿物浮选分离,经一次分离粗选、一次分离扫选、两次精选的工艺流程获得铅锌精矿和锌精矿;所述丁基黄药按1吨铜铅锌混合精矿添加10~20千克;所述酯-105按1吨铜铅锌混合精矿添加20~30克。
6.如权利要求5所述的一种铜铅锌混浮精矿矿浆浮选分离方法,其特征在于:所述丁基黄药按1吨铜铅锌混合精矿添加15千克;所述酯-105按1吨铜铅锌混合精矿添加25克。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
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CN115193587A (zh) * 2022-06-27 2022-10-18 广东省科学院资源利用与稀土开发研究所 一种碳酸盐岩型高硫铜铅锌矿的选矿分离方法

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