CN113369019A - 一种提高有价金属回收率的方法 - Google Patents
一种提高有价金属回收率的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN113369019A CN113369019A CN202110630104.0A CN202110630104A CN113369019A CN 113369019 A CN113369019 A CN 113369019A CN 202110630104 A CN202110630104 A CN 202110630104A CN 113369019 A CN113369019 A CN 113369019A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- copper
- tailings
- zinc
- minerals
- flotation
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/025—Precious metal ores
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种提高有价金属回收率的方法，在以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：第一步以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿得到原矿矿浆，再对原矿矿浆进行浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到含有微细粒铜矿物的尾矿；第二步对含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收。本发明可以实现矿物之间的高效分离和有效降低矿物互含，达到有效提高有价金属元素回收率的目的，而且避免了采用原矿细磨将带来的微细粒分离困难和铅过磨导致的铅回收率降低的问题，同时也大幅降低了生产能耗。
Description
技术领域
本发明涉及含铜和锌的多金属硫化矿浮选技术领域，尤其涉及一种提高有价金属回收率的方法。
背景技术：
目前，对含有多种可回收矿物的多金属硫化矿(例如：铜铅锌硫化矿、铜锌硫化矿等)进行浮选是矿物浮选领域中的技术难题。
以铜铅锌硫化矿为例，现有铜铅锌硫化矿的浮选分离技术主要有以下几种：①第一种是铜铅混合浮选-铜铅分离-锌硫浮选工艺，包括如图1所示的铜铅混合浮选-铜铅分离-锌硫优先浮选工艺和如图2所示的铜铅混合浮选-铜铅分离-锌硫混合再分离浮选工艺。②第二种是如图3所示的铜浮选-铅浮选-锌浮选-硫浮选的优先浮选工艺。③第三种是如图4所示的铜浮选-铅浮选-锌硫混合再分离的浮选工艺。
上述铜铅锌硫化矿的浮选分离技术至少存在以下问题：
自然界中矿石性质复杂，对于铜铅锌硫化矿石来说，当铜矿物嵌布粒度很细或粗细不均，且部分与黄铁矿共生时，若仅仅采用以上这几种浮选分离技术将不能取得很好的浮选效果。主要原因是：实现浮选分离的第一个要素是可回收矿物的单体解离度，单体解离度越高其分离效果越好，单体解离度高低主要是通过磨矿决定的，当铜矿物嵌布粒度很细或粗细不均，且部分与黄铁矿共生时，就需要提高磨矿细度才能有效提高铜矿物的单体解离度，但是这会使生产能耗增加，其他可回收矿物粒度同时变细(例如：铅矿物、锌矿物和硫矿物都会变细)，从而会造成可回收矿物抑制和活化减弱，相互干扰夹杂增加，分离困难。如果降低磨矿细度，将造成部分铜矿物损失于硫精矿中。现有铜锌硫化矿石的浮选分离技术也存在这种问题。
发明内容
针对上述技术问题，本发明提供了一种提高有价金属回收率的方法，不仅可以实现矿物之间的高效分离和有效降低矿物互含，达到有效提高铜回收率的目的，而且避免了采用原矿细磨将带来的微细粒分离困难和铅过磨导致的铅回收率降低的问题，同时也大幅降低了生产能耗。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的：
一种提高有价金属回收率的方法，用于对含有微细粒铜矿物(所述微细粒铜矿物是指粒度小于20微米的铜矿物)的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物(所述微细粒铜矿物是指粒度小于20微米的铜矿物)的铜铅锌硫化矿进行选矿，包括：在以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿，得到原矿矿浆；然后对所述原矿矿浆进行浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到含有微细粒铜矿物的尾矿；
第二步：对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收；
其中，所述使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收是指使尾矿满足以下情形中的一种：(1)当所述尾矿为硫尾矿时，若对所述尾矿进行再磨并进行铜浮选或铜硫浮选，那么所得到的铜精矿中含铅量不超过5wt％、含锌量也不超过5wt％；(2)当所述尾矿为锌尾矿时，若对所述尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离浮选，那么所得到的铜精矿中含铅量不超过5wt％、含锌量也不超过5wt％。
优选地，在以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿时，控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度；在以铜锌硫化矿为原矿时，所述控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度是指通过控制原矿磨矿细度使对原矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益；在以铜铅锌硫化矿为原矿时，所述控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度是指通过控制原矿磨矿细度使对原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益。
优选地，对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收包括以下工序中的一种：
(1)当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为硫尾矿时，对该尾矿进行再磨并进行铜浮选或铜硫浮选，从而得到铜精矿；
(2)当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为锌尾矿时，对该尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离浮选，从而得到铜精矿；
(3)当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为锌尾矿时，对该尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行焙烧和浸出，从而得到含铜溶液。
与现有技术相比，本发明所提供的提高有价金属回收率的方法创造性地提出了采用两步进行铜矿物回收：第一步是通过一个复杂浮选分离过程浮选回收出大部分铜矿物，第二步是通过一个简单分离回收过程回收微细粒铜矿物，即本发明是将大部分微细粒铜矿物从复杂浮选分离过程中分选出来，再将其置于简单分离回收过程中强化回收，从而避免了微细粒铜矿物对复杂浮选分离过程的干扰，实现了矿物之间的高效分离和有效的降低矿物互含，可以提高含铜多金属硫化矿中铜、硫、金等有价金属元素回收率，达到整体金属回收率提高的目的，而且避免了采用原矿细磨将带来的微细粒分离困难和铅过磨导致的铅回收率降低的问题，同时大幅降低了生产能耗率。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。
图1为现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅混合浮选-锌硫优先浮选流程示意图。
图2为现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅混合浮选-锌硫混合再分离浮选流程示意图。
图3为现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅优先浮选-锌硫优先浮选流程示意图。
图4为现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅优先浮选-锌硫混合再分离浮选流程示意图。
图5为本发明实施例所提供的提高有价金属回收率的方法的原则流程示意图一。
图6为本发明实施例所提供的提高有价金属回收率的方法的原则流程示意图二。
图7为本发明实施例所提供的提高有价金属回收率的方法的原则流程示意图三。
图8为本发明实施例1所提供的提高有价金属回收率的方法的流程示意图。
图9为本发明实施例2所提供的提高有价金属回收率的方法的流程示意图。
图10为本发明实施例3所提供的提高有价金属回收率的方法的流程示意图。
图11为现有技术中铜锌硫化矿的优先浮选流程示意图。
图12为本发明实施例4所提供的提高有价金属回收率的方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合本发明实施例中的附图，对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，都属于本发明的保护范围。
下面对本发明所提供的提高有价金属回收率的方法进行详细描述。本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。
如图5所示，一种提高有价金属回收率的方法，用于对含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿进行选矿，其具体可以包括：在以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿，并控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，得到原矿矿浆；然后对所述原矿矿浆进行浮选，浮选回收出大部分铜矿物(此处浮选回收出的大部分铜矿物至少占该原矿中铜矿物总回收量的80wt％)，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态(所述微细粒铜矿物大部分处于未解离状态是指微细粒铜矿物大部分处于与脉石连生和/或与硫铁矿连生的未解离状态)进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到含有微细粒铜矿物的尾矿。
第二步：对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收，从而得到第二部分铜矿物(所述第二部分铜矿物为铜精矿或含铜溶液)；上述第一步浮选回收出的大部分铜矿物与该第二步得到的第二部分铜矿物合在一起是该原矿中铜矿物总回收量，这有效提高了铜矿物回收率。
其中，所述使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收是通过浮选实现的，在第一步中通过浮选将矿浆中的铅矿物和锌矿物浮选出来得到铅精矿和锌精矿，仅有微量铅矿物和锌矿物残留在尾矿中，使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收。所述使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收是指使尾矿满足以下情形中的一种：
(1)当所述尾矿为硫尾矿时，若对所述尾矿进行再磨并进行铜浮选或铜硫浮选，那么所得到的铜精矿中含铅量不超过5wt％、含锌量也不超过5wt％。
(2)当所述尾矿为锌尾矿时，若对所述尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离浮选，那么所得到的铜精矿中含铅量不超过5wt％、含锌量也不超过5wt％。
具体地，该提高有价金属回收率的方法可以包括以下内容：
(1)本发明所提供的提高有价金属回收率的方法用于对含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿进行选矿，而所述含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或所述含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿中微细粒铜矿物以很细或粗细不均的粒度嵌布在矿石中，且部分与脉石共生和/或与硫铁矿共生。针对这类含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿，本发明创造性地提出了采用两步进行铜矿物回收：
在以铜锌硫化矿为原矿时，第一步是通过控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并对原矿矿浆进行铜、锌、硫和脉石之间的浮选分离，这是一个多种元素之间存在很大影响的复杂浮选分离过程，可以浮选回收出大部分铜矿物和锌矿物，而大部分微细粒铜矿物由于处于与脉石连生和/或与硫铁矿连生的未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，得到含有微细粒铜矿物的尾矿。
在以铜铅锌硫化矿为原矿时，第一步是通过控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并对原矿矿浆进行铜、铅、锌、硫和脉石之间的浮选分离，这也是一个多种元素之间存在很大影响的复杂浮选分离过程，可以浮选回收出大部分铜矿物、铅矿物和锌矿物，而大部分微细粒铜矿物由于处于与脉石连生和/或与硫铁矿连生的未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，得到含有微细粒铜矿物的尾矿。
无论是以铜锌硫化矿为原矿还是以铜铅锌硫化矿为原矿，第二步均是对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收(主要是对尾矿中的微细粒铜矿物进行回收)，由于该尾矿中铅矿物含量和锌矿物含量不影响铜矿物的回收，因此这是一个需分离元素较少且可浮性差异较大的矿物之间的分离回收，是一个简单分离回收过程，可以得到第二部分铜矿物；第一步中浮选回收出的大部分铜矿物与第二步中得到的第二部分铜矿物合在一起是铜矿物总回收量。
由此可见：在本发明中，无论是以铜锌硫化矿为原矿还是以铜铅锌硫化矿为原矿，第一步均是一个可浮选回收出大部分铜矿物的复杂浮选分离过程，第二步均是一个回收微细粒铜矿物的简单分离回收过程，也就是说，本发明是将大部分微细粒铜矿物从复杂浮选分离过程中分选出来，再将其置于简单分离回收过程中强化回收，从而避免了微细粒铜矿物对复杂浮选分离过程的干扰，提高了铜、硫、金等有价金属元素回收率，而且避免了采用原矿细磨将带来的微细粒分离困难和铅过磨导致的铅回收率降低的问题，同时大幅降低了生产能耗率。
(2)本发明的第一步中需要控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，这主要考虑可回收矿物之间的解离程度和浮选分离效果，保证各有价元素在各自有利的浮选环境下合理的解离和浮选，以保证第二步工艺的简单化。由于本发明无需在第一步中将铜矿物全部回收，只需浮选回收出大部分铜矿物，还有第二步对铜矿物进行强化回收，而且本发明需要使第一步处理后的尾矿中铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，因此本发明在确定原矿磨矿细度时只需考虑原矿中铅矿物和/或锌矿物的回收情况，无需考虑铜矿物的回收情况，使第一步中铅矿物和锌矿物的回收达到经济条件下的最大回收率即可。在以铜锌硫化矿为原矿时，所述控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度是指通过控制原矿磨矿细度使对原矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益；在以铜铅锌硫化矿为原矿时，所述控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度是指通过控制原矿磨矿细度使对原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益。
在实际应用中，在以铜锌硫化矿为原矿进行磨矿前，先对该铜锌硫化矿进行磨矿细度试验，从而确定出最佳原矿磨矿细度，该最佳原矿磨矿细度使对该铜锌硫化矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益，然后在以该铜锌硫化矿为原矿进行磨矿时控制原矿磨矿细度为该最佳原矿磨矿细度，以使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度；在以铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿前，先对该铜铅锌硫化矿进行磨矿细度试验，从而确定出最佳原矿磨矿细度，该最佳原矿磨矿细度使对该铜铅锌硫化矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，然后在以该铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿时控制原矿磨矿细度为该最佳原矿磨矿细度，以使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度；例如：所述最佳原矿磨矿细度可以为小于0.074mm占75％、小于0.074mm占80％、小于0.074mm占85％或小于0.074mm占90％中的一种。
(3)所述的对所述原矿矿浆进行浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收包括以下工序中的一种：
①在以铜锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；该锌尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制锌浮选过程，可以使原矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为锌尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铜尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受锌浮选的影响直接进入到锌尾矿中。
②在以铜锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌硫混合浮选，得到锌硫混合精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制锌硫混合浮选过程，可以使原矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为硫尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铜尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受锌硫混合浮选的影响直接进入到硫尾矿中。
③在以铜锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，得到硫精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制锌浮选和硫浮选，可以使原矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为硫尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铜尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受锌浮选和硫浮选的影响直接进入到硫尾矿中。
④在以铜铅锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铜铅混合精矿进行铜铅分离，得到铜精矿和铅精矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；该锌尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制铜铅混合浮选和锌浮选，可以使原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为锌尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铅尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受锌浮选的影响直接进入到锌尾矿中。
⑤在以铜铅锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铜铅混合精矿进行铜铅分离，得到铜精矿和铅精矿；对所述铅尾矿进行锌硫混合浮选，得到锌硫混合精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制铜铅混合浮选和锌硫混合浮选，可以使原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为硫尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铅尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受锌硫混合浮选的影响直接进入到硫尾矿中。
⑥在以铜铅锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铜铅混合精矿进行铜铅分离，得到铜精矿和铅精矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，得到硫精矿和硫尾矿；该硫尾矿为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制铜铅混合浮选、锌浮选和硫浮选，可以使原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为硫尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铅尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受锌浮选和硫浮选的影响直接进入到硫尾矿中。
⑦在以铜铅锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行铅浮选，得到铅精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；该锌尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制铅浮选和锌浮选，可以使原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为锌尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铜尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受铅浮选和锌浮选的影响直接进入到锌尾矿中。
⑧在以铜铅锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行铅浮选，得到铅精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌硫混合浮选，得到锌硫混合精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制铅浮选和锌硫混合浮选，可以使原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为硫尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铜尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受铅浮选和锌硫混合浮选的影响直接进入到硫尾矿中。
⑨在以铜铅锌硫化矿为原矿时，采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行铅浮选，得到铅精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，得到硫精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。在该浮选过程中，通过控制控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，并控制铅浮选、锌浮选和硫浮选，可以使原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，并且可以使尾矿(该尾矿为硫尾矿)中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，而所述铜尾矿中的微细粒铜矿物几乎不受铅浮选、锌浮选和硫浮选的影响直接进入到硫尾矿中。
(4)对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收包括以下工序中的一种：
①当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为硫尾矿时，对该尾矿进行再磨并采用强力捕收剂(所述强力捕收剂可以采用现有技术中的黄药类捕收剂，也可以采用现有技术中其他强力捕收剂)进行铜浮选或铜硫浮选(所述铜硫浮选为铜硫优先浮选或先进行铜硫混合浮选再进行铜硫分离)，从而得到铜精矿(即第二部分铜矿物)。
②当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为锌尾矿时，采用强力捕收剂(所述强力捕收剂可以采用现有技术中的黄药类捕收剂，也可以采用现有技术中其他强力捕收剂)对该尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离浮选，从而得到铜精矿(即第二部分铜矿物)和硫精矿。
③当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为锌尾矿时，采用强力捕收剂(所述强力捕收剂可以采用现有技术中的黄药类捕收剂，也可以采用现有技术中其他强力捕收剂)对该尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿进行焙烧，得到焙砂和烟气(所述烟气是二氧化硫，可用于制酸；该烟气是由于在焙烧过程中所述铜硫精矿中的硫转化为二氧化硫以烟气形式排出所形成的，这实现了铜硫分离)；对所述焙砂进行浸出，得到含铜溶液(即第二部分铜矿物)和含铁尾渣；所述含铜溶液可进一步回收铜。所述含铁尾渣可综合回收铁、金、银等有价元素。
进一步地，本发明所提出的提高有价金属回收率的方法可以包括以下实施方案：
(1)如图6所示，本发明所提出的提高有价金属回收率的方法可以包括：在以含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
①第一步：以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行适度磨矿(所述适度磨矿是指通过控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度)，得到原矿矿浆；然后采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选或铜铅浮选(该铜铅浮选为铜铅优先浮选或先进行铜铅混合浮选再进行铜铅分离)，浮选回收出大部分铜矿物(即铜精矿1)或浮选回收出大部分铜矿物(即铜精矿1)和铅矿物(即铅精矿)，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜尾矿或铅尾矿；然后对该铜尾矿或该铅尾矿进行锌浮选，使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到锌精矿和锌尾矿(该锌尾矿为含有微细粒铜矿物的尾矿)。
②第二步：采用强力捕收剂(所述强力捕收剂可以采用现有技术中的黄药类捕收剂，也可以采用现有技术中其他强力捕收剂)对所述锌尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离从而得到第二部分铜矿物(即铜精矿2)和硫精矿，或者是对所述铜硫精矿进行焙烧得到焙砂和烟气(可用于制酸)，再对所述焙砂进行浸出从而得到第二部分铜矿物(即含铜溶液)和含铁尾渣。所述含铁尾渣可综合回收铁等有价元素。所述含铜溶液可进一步回收铜。铜精矿1与铜精矿2或含铜溶液合在一起是总铜(即该原矿中铜矿物总回收量)，这有效提高了铜矿物回收率。
(2)如图7所示，本发明所提出的提高有价金属回收率的方法可以包括：在以含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
①第一步：以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行适度磨矿(所述适度磨矿是指通过控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度)，得到原矿矿浆；然后采用选择性强的捕收剂(所述选择性强的捕收剂可以采用现有技术中的BK301捕收剂，也可以采用现有技术中其他选择性强的捕收剂)对所述原矿矿浆进行铜浮选或铜铅浮选(该铜铅浮选为铜铅优先浮选或先进行铜铅混合浮选再进行铜铅分离)，浮选回收出大部分铜矿物(即铜精矿1)或浮选回收出大部分铜矿物(即铜精矿1)和铅矿物(即铅精矿)，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜尾矿或铅尾矿；然后对该铜尾矿或该铅尾矿进行锌硫浮选(该锌硫浮选为锌硫优先浮选或先进行锌硫混合浮选再进行锌硫分离)，使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到锌精矿、硫精矿1和硫尾矿(该硫尾矿为含有微细粒铜矿物的尾矿)。
②第二步：对所述硫尾矿进行再磨并采用强力捕收剂(所述强力捕收剂可以采用现有技术中的黄药类捕收剂，也可以采用现有技术中其他强力捕收剂)进行铜浮选或铜硫浮选(所述铜硫浮选为铜硫优先浮选或先进行铜硫混合浮选再进行铜硫分离)，从而得到第二部分铜矿物(即铜精矿2)或第二部分铜矿物(即铜精矿2)和硫精矿2；硫精矿1和硫精矿2合在一起是总硫精矿；铜精矿1和铜精矿2合在一起是总铜精矿(即该原矿中铜矿物总回收量)，这有效提高了铜矿物回收率。
与现有技术相比，本发明的工艺特点是：以铜铅锌硫化矿为例，本发明主要进行了浮选结构上的改变，即通过分析矿石的固有的特性，将部分微细粒铜矿物、硫矿物及伴生金从复杂浮选分离工艺(如：铜、铅、锌、硫和脉石的复杂浮选分离过程)中分选出来，再将其置于简单分离回收过程中强化回收(如：转换成对铜硫回收或单一铜矿进行回收，可以包括强化磨矿强化捕收的浮选工艺、再选再磨分离的浮选工艺或焙烧-浸出工艺)。其步骤为：第一步是对原矿的适度解离，即原矿磨矿细度不超过小于0.074mm占90％，主要考虑可回收矿物之间的解离程度和有效分离，如：铜铅锌硫化矿中铜铅与锌的解离、铜铅与硫的解离、锌与脉石之间的解离以及在浮选过程中相互分离的浮选效果，同时防止铅过磨等不利因素的产生，在实现铜铅锌硫及尾矿浮选分离回收的条件下从原矿中先浮选分离出大部分铜矿物，同时将铅矿物和锌矿物基本分离浮出，以保证第二步工艺的简单化；第二步对剩下的选硫尾矿进行强化磨矿强化捕收的浮选工艺、再选再磨分离的浮选工艺或焙烧-浸出工艺，通过流程变化，使其余的微细粒铜矿物在相对简单的工艺环境中进行分离，避免了多金属复杂分离浮选过程，而仅进行铜硫或单一铜的回收，从而获得第二部分铜矿物、硫精矿和综合回收伴生金属(如金、银等)，这避免了更加微细粒的铜硫矿石置于不利的复杂浮选分离过程带来的不利影响，以获得更高的回收率，避免了微细粒铜矿物在第一步磨浮中存在的分离困难等不利影响。本发明可以在提高铜回收率的同时，提高硫及金的回收率。
需要说明的是，本发明中所提及的铜浮选、铜铅优先浮选、铜铅混合浮选、铜铅分离、铅浮选、锌浮选、锌硫优先浮选、锌硫混合浮选、锌硫分离、硫浮选、铜硫优先浮选、铜硫混合浮选、铜硫分离、焙烧、浸出均可以采用现有技术中已有的工艺和药剂。
综上所述，为了实现有色金属资源的有效利用和避免资源浪费，本发明提出了提高有价金属回收率的方法，不仅可以实现矿物之间的高效分离和有效的降低矿物互含，可以提高含铜多金属硫化矿中铜、硫、金等有价金属元素回收率，达到整体金属回收率提高的目的，而且避免了采用原矿细磨将带来的微细粒分离困难和铅过磨导致的铅回收率降低的问题，同时也大幅降低了生产能耗。
为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以具体实施例对本发明实施例所提供的提高有价金属回收率的方法进行详细描述。本发明实施例中未注明具体条件者，按照本领域常规条件或制造商建议的条件进行。本发明实施例中所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
实施例1
如图8所示，一种提高有价金属回收率的方法，用于对某含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿进行处理，其处理流程为适度磨矿-铜铅混合浮选再铜铅分离-锌浮选-铜硫混合浮选-磨矿-铜硫分离浮选，它是对如图1所示的现有流程进行改进，具体可以包括：在以该含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：以该含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿，并控制原矿磨矿细度为-0.074mm占80％，使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，从而得到原矿矿浆；采用BK301捕收剂对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，从而得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铜铅混合精矿进行铜铅分离，从而得到铜精矿1和铅精矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到锌精矿和锌尾矿(该锌尾矿为含有微细粒铜矿物的尾矿)。
第二步：采用黄药类捕收剂对所述锌尾矿(即含有微细粒铜矿物的尾矿)进行铜硫混合浮选，得到铜硫精矿和尾矿；对所述铜硫精矿进行磨矿，磨矿细度为-0.038mm占90.23％，并进行铜硫分离浮选，从而得到铜精矿2和硫精矿。
经检测：本发明实施例1中得到的铜精矿1中铜回收率为78.78％，铜精矿2中铜回收率为5.04％，铜精矿1与铜精矿2合在一起为总铜精矿，两项合计铜回收率为83.82％。本发明实施例1与现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占80％的常规流程(如图1所示的流程)相比，铜回收率提高了近5.04个百分点；本发明实施例1与现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占90％的常规流程(如图1所示的流程，铜精矿中铜回收率为81.63％)相比，铜回收率提高了2.19个百分点，磨矿量仅为原矿的9.58％，磨矿能耗及成本大幅降低。现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占95％的常规流程(如图1所示的流程)浮选分离困难，所以不作为对比方案。
实施例2
如图9所示，一种提高有价金属回收率的方法，用于对某含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿进行处理，其处理流程为适度磨矿-铜铅混合浮选再铜铅分离-锌浮选-铜硫混合浮选-焙烧-浸出，它是对如图1所示的现有流程进行改进，具体可以包括：在以该含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：与实施例1的第一步相同。
第二步：采用黄药类捕收剂对所述锌尾矿(即含有微细粒铜矿物的尾矿)进行铜硫混合浮选，得到铜硫精矿和尾矿；对所述铜硫精矿进行焙烧得到焙砂和烟气(该烟气可用于制酸)；对所述焙砂进行浸出得到含铜溶液和含铁尾渣。所述含铁尾渣可综合回收铁等有价元素。所述含铜溶液可进一步回收铜。
经检测：本发明实施例2中得到的铜精矿1中铜回收率为79.01％，含铜溶液中铜回收率为5.25％，铜精矿1与含铜溶液合在一起为总铜，两项合计铜回收率为85.26％。本发明实施例2与现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占80％的常规流程(如图1所示的流程)相比，铜回收率提高了近5.25个百分点；能耗及成本大幅降低。
实施例3
如图10所示，一种提高有价金属回收率的方法，用于对某含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿进行处理，其处理流程为适度磨矿-铜铅混合浮选再铜铅分离-锌硫混合浮选再锌硫分离-硫尾矿再磨-铜硫混合浮选-铜硫分离工艺，它是对如图2所示的现有流程进行改进，具体可以包括：在以该含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：以该含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿，并控制原矿磨矿细度为-0.074mm占85％，使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，从而得到原矿矿浆；采用BK301捕收剂对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，从而得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铜铅混合精矿进行铜铅分离，从而得到铜精矿1和铅精矿；对所述铅尾矿进行锌硫混合浮选，使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到锌硫混合精矿和硫尾矿(该硫尾矿为含有微细粒铜矿物的尾矿)；对所述锌硫混合精矿进行锌硫分离，从而得到锌精矿和硫精矿1。
第二步：对所述硫尾矿(即含有微细粒铜矿物的尾矿)进行再磨(即磨矿)，磨矿细度为-0.038mm占85.02％，并采用黄药类捕收剂进行铜硫混合浮选，从而得到铜硫混合精矿和尾矿；对所述铜硫混合精矿进行铜硫分离，从而得到铜精矿2和硫精矿2。
经检测：本发明实施例3中得到的铜精矿1中铜回收率为85.54％，铜精矿2中铜回收率为2.05％，铜精矿1与铜精矿2合在一起为总铜精矿，两项合计铜回收率为87.59％。本发明实施例3与现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占85％的常规流程(如图2所示的流程)相比，铜回收率提高了2.05个百分点，硫回收率提高了近1.52个百分点；本发明实施例3与现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占90％的常规流程(如图2所示的流程，铜精矿中铜回收率为85.66％)相比，铜回收率提高了1.93个百分点。现有技术中原矿磨矿细度为-0.074mm占95％的常规流程(如图2所示的流程)浮选分离困难，铅回收率下降，所以不作为对比方案。
实施例4
如图12所示，一种提高有价金属回收率的方法，用于对某含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿进行处理，其处理流程为适度磨矿-铜浮选-锌浮选-硫浮选-硫尾矿再磨-铜浮选，它是对如图11所示的现有流程进行改进，具体可以包括：在以该含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：以该含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿为原矿进行磨矿，并控制原矿磨矿细度为-0.074mm占80％，使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度，从而得到原矿矿浆；采用BK301捕收剂对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，从而得到铜精矿1和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌浮选，使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，从而得到硫精矿和硫尾矿(该硫尾矿为含有微细粒铜矿物的尾矿)。
第二步：对所述硫尾矿(即含有微细粒铜矿物的尾矿)进行再磨(即磨矿)，磨矿细度为-0.038mm占89.23％，并采用黄药类捕收剂进行铜浮选，从而得到铜精矿2和尾矿。铜精矿1与铜精矿2合在一起为总铜精矿。
性能检测
对本发明实施例1、如图1所示的现有浮选流程、本发明实施例3、如图2所示的现有浮选流程进行如下对比试验：
(1)为了确定本发明的合理性，以某含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿将本发明实施例1与如图1所示的现有浮选流程进行对比试验；该对比试验主要是考查在不同的原矿磨矿细度条件下，铜矿物在不同产品中的分配，特别对比了原矿细磨和硫精矿细磨对铜回收率的影响效果。对比试验结果如下表1所示：
表1
根据上表1中对比试验结果可以得出如下结论：
①采用现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅混合浮选-锌硫优先浮选流程，即使提高原矿磨矿细度也很难提高铜回收率，与原矿磨矿细度为-0.074mm占80％相比，当原矿磨矿细度为-0.074mm占90％时，铜回收率仅提高了2.85个百分点，而原矿磨矿细度从-0.074mm占80％提高到-0.074mm占95％时，铜品位从4.75％下降至3.82％，这说明过分提高原矿磨矿细度，会造成浮选氛围变差，精矿含杂增加，同时也造成磨矿成本增高。
②采用本发明实施例1所提供的提高有价金属回收率的方法，与原矿磨矿细度为-0.074mm占80％的现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅混合浮选-锌硫优先浮选流程相比，铜回收率提高了近5.04个百分点，由于对原矿不进行细磨，从而避免了精矿产品质量下降的问题，工艺流程中原矿磨矿细度仍为-0.074mm占80％，而再磨仅针对铜硫精矿进行，其磨矿量不到原矿量的10％，其能耗大幅下降，磨矿成本大幅降低。磨矿细度可进一步增加，有利于铜矿物的单体解离和有效的回收。
(2)为了确定本发明的合理性，以某含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿为原矿将本发明实施例3与如图2所示的现有浮选流程进行对比试验；该对比试验主要是考查在不同的原矿磨矿细度条件下，铜矿物单体解离度及与主要矿物的连生关系及不同磨矿细度下的浮选试验效果，确定了本发明的重要性。该含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿在不同原矿磨矿细度下黄铜矿的解离特征如下表2所示：
表2
如图2所示的现有浮选流程在不同磨矿细度下浮选试验结果如下表3所示：
表3
本发明实施例3与如图2所示的现有浮选流程的闭路试验对比结果如下表4所示：
表4
根据上表2、表3和表4可以得出如下结论：
①从单体解离度结果分析，有部分铜矿物粒度很细，且主要分布的脉石矿物中。
②从不同原矿磨矿细度条件下的浮选结果来看，原矿磨矿细度为-0.074mm占85％时，铜回收率可达到87.33％，继续提高原矿磨矿细度达到-0.074mm占95％，铜回收率近提高0.22个百分点，达到87.55％，而铅回收率从70.56％降至67.91％，降低了2.65个百分点。这说明过分提高原矿磨矿细度，会造成铅矿物过磨而损失。
③采用本发明实施例3所提供的提高有价金属回收率的方法，与原矿磨矿细度为-0.074mm占85％的现有技术中铜铅锌硫化矿的铜铅混合浮选-锌硫混合再分离浮选流程相比，铜回收率提高了近2.05个百分点，硫回收率提高了1.52个百分点，而伴生金属金的回收率提高了7.87个百分点，经济效益大幅提高。由于对原矿不进行细磨，从而避免了微细粒铜矿物在复杂浮选环境下产生的分离困难、铅矿物过磨而损失和精矿产品质量下降等问题，且流程改变使微细粒铜的的浮选环境更加简单化，浮选分离更为容易，磨矿细度也可进一步增加，更有利于铜矿物的单体解离和有效的回收。
综上可见，本发明实施例不仅可以实现矿物之间的高效分离和有效降低矿物互含，达到有效提高铜回收率的目的，而且避免了采用原矿细磨将带来的微细粒分离困难和铅过磨导致的铅回收率降低的问题，同时也大幅降低了生产能耗。
以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明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披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。
Claims (6)
1.一种提高有价金属回收率的方法，用于对含有微细粒铜矿物的铜锌硫化矿或含有微细粒铜矿物的铜铅锌硫化矿进行选矿，其特征在于，包括：在以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行选矿时，分以下两步进行铜矿物回收：
第一步：以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿，得到原矿矿浆；然后对所述原矿矿浆进行浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收，从而得到含有微细粒铜矿物的尾矿；
第二步：对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收；
其中，所述使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收是指使尾矿满足以下情形中的一种：
(1)当所述尾矿为硫尾矿时，若对所述尾矿进行再磨并进行铜浮选或铜硫浮选，那么所得到的铜精矿中含铅量不超过5wt％、含锌量也不超过5wt％；
(2)当所述尾矿为锌尾矿时，若对所述尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离浮选，那么所得到的铜精矿中含铅量不超过5wt％、含锌量也不超过5wt％。
2.根据权利要求1所述的提高有价金属回收率的方法，其特征在于，在以铜锌硫化矿或铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿时，控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度；
在以铜锌硫化矿为原矿时，所述控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度是指通过控制原矿磨矿细度使对原矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益；在以铜铅锌硫化矿为原矿时，所述控制原矿磨矿细度使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度是指通过控制原矿磨矿细度使对原矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益。
3.根据权利要求2所述的提高有价金属回收率的方法，其特征在于，在以铜锌硫化矿为原矿进行磨矿前，先对该铜锌硫化矿进行磨矿细度试验，从而确定出最佳原矿磨矿细度，该最佳原矿磨矿细度使对该铜锌硫化矿中锌矿物的回收能达到最大经济效益，然后在以该铜锌硫化矿为原矿进行磨矿时控制原矿磨矿细度为该最佳原矿磨矿细度，以使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度；
在以铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿前，先对该铜铅锌硫化矿进行磨矿细度试验，从而确定出最佳原矿磨矿细度，该最佳原矿磨矿细度使对该铜铅锌硫化矿中铅矿物和锌矿物的回收能达到最大经济效益，然后在以该铜铅锌硫化矿为原矿进行磨矿时控制原矿磨矿细度为该最佳原矿磨矿细度，以使原矿中可回收矿物的单体解离度达到最佳解离度。
4.根据权利要求3所述的提高有价金属回收率的方法，其特征在于，所述最佳原矿磨矿细度为小于0.074mm占75％、小于0.074mm占80％、小于0.074mm占85％或小于0.074mm占90％中的一种。
5.根据权利要求1至4中任一项所述的提高有价金属回收率的方法，其特征在于，所述的对所述含有微细粒铜矿物的尾矿进行铜矿物回收包括以下工序中的一种：
(1)当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为硫尾矿时，对该尾矿进行再磨并进行铜浮选或铜硫浮选，从而得到铜精矿；
(2)当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为锌尾矿时，对该尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行再磨和铜硫分离浮选，从而得到铜精矿；
(3)当所述含有微细粒铜矿物的尾矿为锌尾矿时，对该尾矿进行铜硫混合浮选得到铜硫精矿，并对所述铜硫精矿依次进行焙烧和浸出，从而得到含铜溶液。
6.根据权利要求1至4中任一项所述的提高有价金属回收率的方法，其特征在于，所述的对所述原矿矿浆进行浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，并且使尾矿中的铅矿物含量和锌矿物含量不影响尾矿中铜矿物的回收包括以下工序中的一种：
(1)在以铜锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；该锌尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(2)在以铜锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌硫混合浮选，得到锌硫混合精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(3)在以铜锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，得到硫精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(4)在以铜铅锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；该锌尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(5)在以铜铅锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌硫混合浮选，得到锌硫混合精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(6)在以铜铅锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜铅混合浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜铅混合精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，得到硫精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(7)在以铜铅锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行铅浮选，得到铅精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；该锌尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(8)在以铜铅锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行铅浮选，得到铅精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌硫混合浮选，得到锌硫混合精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿；
(9)在以铜铅锌硫化矿为原矿时，对所述原矿矿浆进行铜浮选，浮选回收出大部分铜矿物，而微细粒铜矿物大部分处于未解离状态进入到尾矿中，得到铜精矿和铜尾矿；对所述铜尾矿进行铅浮选，得到铅精矿和铅尾矿；对所述铅尾矿进行锌浮选，得到锌精矿和锌尾矿；对所述锌尾矿进行硫浮选，得到硫精矿和硫尾矿；该硫尾矿作为含有微细粒铜矿物的尾矿。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202110630104.0A CN113369019B (zh) | 2021-06-07 | 2021-06-07 | 一种提高有价金属回收率的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202110630104.0A CN113369019B (zh) | 2021-06-07 | 2021-06-07 | 一种提高有价金属回收率的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN113369019A true CN113369019A (zh) | 2021-09-10 |
| CN113369019B CN113369019B (zh) | 2022-07-05 |
Family
ID=77576153
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202110630104.0A Active CN113369019B (zh) | 2021-06-07 | 2021-06-07 | 一种提高有价金属回收率的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN113369019B (zh) |
Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4663279A (en) * | 1984-03-21 | 1987-05-05 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of beneficiation of complex sulfide ores |
| CN102284369A (zh) * | 2011-06-09 | 2011-12-21 | 北京矿冶研究总院 | 一种提高浮选回收率的方法 |
| CN104056714A (zh) * | 2014-06-26 | 2014-09-24 | 铜陵化工集团新桥矿业有限公司 | 一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺 |
| CN105689147A (zh) * | 2016-03-07 | 2016-06-22 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法 |
| CN106423537A (zh) * | 2016-09-30 | 2017-02-22 | 青海省地质矿产测试应用中心 | 一种铁多金属矿的选矿工艺 |
| CN107138270A (zh) * | 2017-04-20 | 2017-09-08 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺 |
| CN107282312A (zh) * | 2017-06-20 | 2017-10-24 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种嵌布粒度微细的硫化铜矿选别工艺 |
| CN109174471A (zh) * | 2018-08-28 | 2019-01-11 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种自清洁回水处理方法 |
| CN109967228A (zh) * | 2019-04-24 | 2019-07-05 | 葫芦岛八家矿业股份有限公司 | 一种低品位铅锌矿石综合回收方法 |
| CN110841796A (zh) * | 2019-11-25 | 2020-02-28 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺 |
| CN111515028A (zh) * | 2020-04-13 | 2020-08-11 | 西部矿业股份有限公司 | 一种复杂铜铅锌多金属矿阶磨阶选选矿方法及其捕收剂 |
-
2021
- 2021-06-07 CN CN202110630104.0A patent/CN113369019B/zh active Active
Patent Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4663279A (en) * | 1984-03-21 | 1987-05-05 | Sumitomo Metal Mining Company Limited | Method of beneficiation of complex sulfide ores |
| CN102284369A (zh) * | 2011-06-09 | 2011-12-21 | 北京矿冶研究总院 | 一种提高浮选回收率的方法 |
| CN104056714A (zh) * | 2014-06-26 | 2014-09-24 | 铜陵化工集团新桥矿业有限公司 | 一种难选微细粒级铁铜矿的选矿工艺 |
| CN105689147A (zh) * | 2016-03-07 | 2016-06-22 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法 |
| CN106423537A (zh) * | 2016-09-30 | 2017-02-22 | 青海省地质矿产测试应用中心 | 一种铁多金属矿的选矿工艺 |
| CN107138270A (zh) * | 2017-04-20 | 2017-09-08 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺 |
| CN107282312A (zh) * | 2017-06-20 | 2017-10-24 | 厦门紫金矿冶技术有限公司 | 一种嵌布粒度微细的硫化铜矿选别工艺 |
| CN109174471A (zh) * | 2018-08-28 | 2019-01-11 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种自清洁回水处理方法 |
| CN109967228A (zh) * | 2019-04-24 | 2019-07-05 | 葫芦岛八家矿业股份有限公司 | 一种低品位铅锌矿石综合回收方法 |
| CN110841796A (zh) * | 2019-11-25 | 2020-02-28 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺 |
| CN111515028A (zh) * | 2020-04-13 | 2020-08-11 | 西部矿业股份有限公司 | 一种复杂铜铅锌多金属矿阶磨阶选选矿方法及其捕收剂 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN113369019B (zh) | 2022-07-05 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN107617508B (zh) | 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺 | |
| CN111495788B (zh) | X射线智能优先选别含铜蓝硫化铜矿石的方法 | |
| CN103555938A (zh) | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 | |
| CN114471960B (zh) | 金锑矿的选矿方法 | |
| CN111659530B (zh) | 一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法 | |
| CN103143447A (zh) | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 | |
| AU650355B2 (en) | Processing complex mineral ores | |
| CN112221695B (zh) | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 | |
| JPS5952546A (ja) | 硫化鉱物の選鉱法 | |
| CN111054514A (zh) | 一种金矿选金的方法 | |
| CN109954577B (zh) | 钛磁铁矿钛铁矿选矿工艺 | |
| CN104888940A (zh) | 一种处理低品位铜铅锌铁多金属硫化矿提取有价金属的方法 | |
| CN111545352B (zh) | 一种铁矿中伴生低品位金钴的选矿方法 | |
| CN110038718B (zh) | 一种应用离心机和浮选高效分选微细粒钨矿的工艺 | |
| CN110090730B (zh) | 磷灰石钛铁矿选矿工艺 | |
| CN113369019B (zh) | 一种提高有价金属回收率的方法 | |
| CN111632756A (zh) | 伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法 | |
| CN115007309B (zh) | 一种高砷复杂锑金矿锑砷梯级分离方法 | |
| CN116174151A (zh) | 一种高硫高铁富银铜铅锌矿协同回收方法 | |
| CN112619878B (zh) | 一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺 | |
| CN111659531B (zh) | 一种含连生体的硫化铅锌矿浮选分离的方法 | |
| CN113751180A (zh) | 一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法 | |
| CN111282710B (zh) | 一种贫难选镍铜矿的异步同选工艺 | |
| CN114308368A (zh) | 一种铜锡矿分选工艺 | |
| CN114054201A (zh) | 一种高钙镁硫氧混合型铜钴矿的选矿方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |