CN114505174B - 一种铜铅矿铜铅分离浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于矿物加工处理技术领域,具体公开了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,本发明的分离浮选方法先进行铜优先浮选,获得铜精矿;铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮,获得铜铅等浮精矿;所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿,所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。本发明方法可有效降低铜精矿中的铅含量,解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题,并保证铜精矿中铜的回收率,适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工处理技术领域,特别是涉及一种从铜铅矿中分选铜和铅的浮选方法。
背景技术
铅是铜精矿中最常见的有害组分,其存在会导致铜精矿冶炼过程中出现含铅烟尘等污染问题,铅冶炼进入粗铜也会影响后续铜的电解作业。硫化铜矿常伴生有铅矿物,“铜铅难分离”是一个生产时经常会面临的技术难题。就矿物性质而言,原生硫化铜矿(黄铜矿、方黄铜矿)的可浮性优于方铅矿,在矿物解离状况理想的前提下,通过适当的药剂制度可有效地达成抑铅浮铜的技术目的。但部分硫化铜矿除了原生铜矿,还常伴生有大量次生铜矿(铜蓝、辉铜矿及斑铜矿等)。次生铜矿可浮性相对较差,常规药剂条件下,次生铜矿可浮性与方铅矿相近,甚至要劣于方铅矿。因此,分选过程中这部分铜易进入铅精矿或硫精矿,造成铜金属的损失。若强行将这种含铅或硫的铜矿回收到铜精矿,则会导致铜精矿含铅增高、铜品位降低,精矿品质变差。当铜精矿中含铅时,一般遵从“抑多浮少”的分选思路,“抑铜浮铅”是合理的铜精矿除铅方式。传统的抑铜浮铅工艺主要用氰化物作铜矿物的抑制剂,但氰化物有剧毒,会对生态环境造成严重污染;此外,氰化物还会造成金、银等贵金属易损失的问题。
因此,针对次生铜矿含量较高的硫化铜矿,有必要开发一种高效、低毒、易实施的分选铜矿和铅矿的方法,对解决“铜铅难分离”问题具有积极意义。
发明内容
本发明主要解决的技术问题是提供一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,本发明方法可有效降低铜精矿中的铅含量,解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题,并保证铜精矿中铜的回收率,适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。
为解决上述技术问题,本发明提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,所述铜铅矿中含有较多的次生铜矿,次生铜矿中铜的占有率≥30%,即次生铜矿中所含铜质量为处理的铜铅矿中总铜质量的30%以上,本发明所述分离浮选方法先进行铜优先浮选,获得铜精矿;铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮,获得铜铅等浮精矿;所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿,所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。
作为本发明一种优选的实施方案,所述铜铅矿原矿经磨矿后再进行铜优先浮选作业,所述磨矿包括:铜铅矿原矿在60~70%质量百分比浓度下进行磨矿,磨矿过程中添加调整剂A,磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占60~70%;
其中,所述调整剂A为硫化钠,用量按每吨铜铅矿原矿计,添加600~800g/t。
作为本发明一种优选的实施方案,所述铜优先浮选作业包括1~2次铜优先浮选,优选包括2次铜优先浮选。
进一步优选地,所述铜优先浮选作业包括以下步骤:
一次铜优先浮选:将所述磨矿产品调浆至浓度为30~35%,之后添加2500~3500g/t调整剂B和2000~2800g/t调整剂C,作用2~4min,然后再添加1000~1500g/t调整剂D和500~700g/t调整剂E,作用2~4min,之后再加入20~30g/t捕收剂A和40~60g/t起泡剂A,作用2~3min,然后浮选3~5min,获得铜精矿1和一次铜优先浮选尾矿;
二次铜优先浮选:一次铜优先浮选尾矿添加500~700g/t调整剂E,作用1.5~2.5min,之后加入5~15g/t捕收剂A和20~30g/t起泡剂A,作用2~3min,浮选3~5min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿;
其中,所述调整剂B为硫酸,调整剂C为亚硫酸钠,调整剂D为硫酸亚铁,调整剂E为水玻璃,捕收剂A为丁铵黑药,起泡剂A为2#油。
作为本发明一种优选的实施方案,所述铜铅等浮作业包括:向所述铜优先浮选尾矿中添加1500~2500g/t调整剂F,作用3~5min,再加入5~15g/t捕收剂A和20~30g/t起泡剂A,作用2~3min,浮选3~5min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿;
其中,所述调整剂F为碳酸钠。
作为本发明一种优选的实施方案,所述铜铅分离浮选包括:所述铜铅等浮精矿中添加500~800g/t调整剂A,作用2~4min,再加入100~200g/t吸附剂A,作用4~6min,然后加入100~200g/t调整剂G,作用2~4min,之后再加入100~200g/t捕收剂B,作用1~2min,浮选3~4min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
其中,所述吸附剂A为活性炭粉,调整剂G为铁氰化钾(化学式K3[Fe(CN)6]),捕收剂B为乙硫氮。
作为本发明一种优选的实施方案,所述扫选作业包括1~2次扫选,优选包括2次扫选。
进一步优选地,所述扫选作业包括:
一次扫选:所述铜铅分离浮选尾矿中添加50~100g/t捕收剂B,作用1~2min,之后浮选2~3min,获得铅中矿1和铅一次扫选尾矿,铅中矿1返回上一段分选作业;
二次扫选:所述铅一次扫选尾矿中添加50~100g/t捕收剂B,作用1~2min,之后浮选2~3min,获得铅中矿2和铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
本发明提供的铜铅矿铜铅分离浮选方法,针对次生铜矿含量高的铜铅矿,采用分步回收原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺,优先浮选原生铜矿,获得铅含量低的铜精矿;之后采用铜铅等浮的方式回收次生铜矿,以保证铜的回收率;再采用抑铜浮铅的方式分离次生铜矿与方铅矿,获得铅精矿和次生铜精矿。本发明方法可有效降低铜精矿中的铅含量,解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题,并保证铜精矿中铜的回收率,适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿,提升资源利用效率。
本发明提供的分步选别原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺,按照铜铅矿的矿物性质依次分步选别铜精矿。通过弱酸性亚硫酸抑制剂体系进行原生铜矿的浮选,这一过程需严格控制捕收剂的用量,采用分步添加捕收剂、分步浮选的方式回收原生铜矿。选别原生铜矿后,使用碳酸钠可以适当活化被亚硫酸抑制的硫化矿,有利于次生铜矿的浮选。浮选次生铜矿时,浮选精矿难免会带有方铅矿;若采用优先浮选的思路强行抑制方铅矿,会导致次生铜矿的损失,并影响方铅矿的回收。因此,次生铜矿选别采用了等浮再分的技术路线。铜铅分离作业中,对铜铅等浮精矿使用硫化钠和活性炭完成捕收剂脱药后,通过添加铁氰化钾可以实现次生铜矿的有效抑制,随后通过对等浮精矿进行铅浮选即可获得铅精矿,铅浮选的尾矿即为以次生铜矿为主的铜精矿。本发明方法通过采用合理的浮选工艺设计,配合合适的药剂制度,提高了铜的回收率,有效解决了铜铅难分离的问题。
本发明提供的分步选别原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺,特别适合应用于原矿铜品位高、含次生铜矿较多的铜铅多金属矿选别。对于原生铜矿,分步浮选可以有效减少铜精矿的含铅量;对于次生铜矿,通过“铜铅等浮-等浮精矿抑铜浮铅”可以有效解决铜铅难分选的问题,提升了次生铜矿的利用效率。
附图说明
图1是本发明提供的一种铜铅矿铜铅分离浮选方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
在以下实施例中,未特别说明时,使用的药剂均为市售商品。各实施例中的浓度或含量均为质量百分数。药剂的用量均是按每吨铜铅矿原矿计,例如添加600~800g/t,即为每吨铜铅矿原矿添加600~800g的药剂。
实施例1
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,原矿为来自广东省清远市连南县的铜铅矿,原矿铜、铅品位分别为4.68%和7.40%,次生铜矿中铜的占有率为45.19%,浮选工艺流程图见图1所示,浮选过程为:
(1)原矿磨矿:在60%浓度下进行磨矿,在磨机中添加650g/t硫化钠,磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占70%。
(2)优先浮铜:将磨矿产品调浆至32%的浓度,随后添加2800g/t硫酸和2500g/t亚硫酸钠,作用3min,随后加入1000g/t硫酸亚铁和600g/t水玻璃,作用3min,随后加入20g/t丁铵黑药和40g/t 2#油,作用2min,浮选4min,获得铜精矿1;对铜精矿1的尾矿添加600g/t水玻璃,作用2min,随后加入10g/t丁铵黑药和20g/t 2#油,作用2min,浮选3min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮:对铜优先浮选尾矿添加1500g/t碳酸钠,作用4min,随后加入10g/t丁铵黑药和30g/t 2#油,作用2min,浮选4min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离:对铜铅等浮精矿添加600g/t硫化钠,作用3min,随后加入150g/t活性炭粉,作用4min,随后加入150g/t铁氰化钾,作用3min,随后加入150g/t乙硫氮,作用1.5min,浮选3min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选:铜铅分离浮选尾矿添加75g/t乙硫氮,作用1min,浮选2min,获得铅中矿1,铅中矿1返回上一段分选作业;对铅中矿1的尾矿添加75g/t乙硫氮,作用1min,浮选2min,获得铅中矿2以及铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表1所示。
表1
产品 | 产率% | 铜品位% | 铅品位% | 铜回收率% | 铅回收率% |
铜精矿1 | 10.45 | 20.56 | 7.87 | 45.91 | 11.11 |
铜精矿2 | 10.18 | 19.14 | 7.33 | 41.64 | 10.08 |
铜精矿3 | 2.16 | 17.49 | 4.16 | 8.07 | 1.21 |
铅精矿 | 3.37 | 2.14 | 50.19 | 1.54 | 22.85 |
等浮尾矿 | 73.84 | 0.18 | 5.49 | 2.84 | 54.75 |
原矿 | 100.00 | 4.68 | 7.40 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为22.79%,铜品位为19.63%,含铅7.28%,铜回收率为95.62%。
实施例2
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,原矿为来自广东省梅州市梅县区城东镇的铜铅矿,原矿铜、铅品位分别为5.94%和5.84%,次生铜矿中铜的占有率为55.73%,浮选工艺流程图见图1所示,浮选过程为:
(1)原矿磨矿:在65%浓度下进行磨矿,在磨机中添加800g/t硫化钠,磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占68%。
(2)优先浮铜:将磨矿产品调浆至35%浓度,随后添加3000g/t硫酸和2800g/t亚硫酸钠,作用3min,随后加入1500g/t硫酸亚铁和700g/t水玻璃,作用3min,随后加入25g/t丁铵黑药和50g/t 2#油,作用2.5min,浮选4.5min,获得铜精矿1;对铜精矿1的尾矿添加700g/t水玻璃,作用2.5min,随后加入15g/t丁铵黑药和30g/t 2#油,作用2.5min,浮选3.5min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮:对铜优先浮选尾矿添加2000g/t碳酸钠,作用3min,随后加入5g/t丁铵黑药和20g/t 2#油,作用2.5min,浮选3min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离:对铜铅等浮精矿添加500g/t硫化钠,作用2min,随后加入100g/t活性炭粉,作用4min,随后加入100g/t铁氰化钾,作用2min,随后加入100g/t乙硫氮,作用1min,浮选3.5min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选:铜铅分离浮选尾矿添加50g/t乙硫氮,作用1min,浮选2.5min,获得铅中矿1,铅中矿1返回上一段分选作业;对铅中矿1的尾矿添加50g/t乙硫氮,作用1min,浮选2.5min,获得铅中矿2以及铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表2所示。
表2
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为30.20%,铜品位为18.66%,含铅7.50%,铜回收率为94.90%。
实施例3
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,原矿为来自湖南省永州市江永县的铜铅矿,原矿铜、铅品位分别为5.79%和4.85%,次生铜矿中铜的占有率为33.54%,浮选工艺流程图见图1所示,浮选过程为:
(1)原矿磨矿:在70%浓度下进行磨矿,在磨机中添加800g/t硫化钠,磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占70%。
(2)优先浮铜:将磨矿产品调浆至30%浓度,随后添加3500g/t硫酸和2800g/t亚硫酸钠,作用4min,随后加入1000g/t硫酸亚铁和500g/t水玻璃,作用2min,随后加入30g/t丁铵黑药和60g/t 2#油,作用3min,浮选5min,获得铜精矿1;对铜精矿1的尾矿添加500g/t水玻璃,作用1.5min,随后加入15g/t丁铵黑药和30g/t 2#油,作用3min,浮选5min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮:对铜优先浮选尾矿添加2500g/t碳酸钠,作用5min,随后加入15g/t丁铵黑药和20g/t 2#油,作用3min,浮选5min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离:对铜铅等浮精矿添加800g/t硫化钠,作用4min,随后加入200g/t活性炭粉,作用6min,随后加入200g/t铁氰化钾,作用4min,随后加入200g/t乙硫氮,作用2min,浮选4min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选:铜铅分离浮选尾矿添加100g/t乙硫氮,作用2min,浮选3min,获得铅中矿1,铅中矿1返回上一段分选作业;对铅中矿1的尾矿添加100g/t乙硫氮,作用2min,浮选3min,获得铅中矿2以及铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表3所示。
表3
产品 | 产率% | 铜品位% | 铅品位% | 铜回收率% | 铅回收率% |
铜精矿1 | 11.13 | 22.26 | 5.17 | 42.80 | 11.86 |
铜精矿2 | 10.52 | 19.77 | 5.48 | 35.93 | 11.88 |
铜精矿3 | 6.14 | 16.63 | 3.16 | 17.64 | 4.00 |
铅精矿 | 4.19 | 2.43 | 48.15 | 1.76 | 41.57 |
等浮尾矿 | 68.02 | 0.16 | 2.19 | 1.88 | 30.69 |
原矿 | 100.00 | 5.79 | 4.85 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为27.79%,铜品位为20.07%,含铅4.84%,铜回收率为96.36%。
实施例4
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,原矿为来自河北省易县的铜铅矿,原矿铜、铅品位分别为5.40%和7.88%,次生铜矿中铜的占有率为30.55%,浮选工艺流程图见图1所示,浮选过程为:
(1)原矿磨矿:在60%浓度下进行磨矿,在磨机中添加600g/t硫化钠,磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占60%。
(2)优先浮铜:将磨矿产品调浆至35%浓度,随后添加2500g/t硫酸和2000g/t亚硫酸钠,作用2min,随后加入1500g/t硫酸亚铁和700g/t水玻璃,作用4min,随后加入20g/t丁铵黑药和40g/t 2#油,作用2min,浮选3min,获得铜精矿1;对铜精矿1的尾矿添加700g/t水玻璃,作用2.5min,随后加入5g/t丁铵黑药和20g/t 2#油,作用3min,浮选3min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮:对铜优先浮选尾矿添加1500g/t碳酸钠,作用3min,随后加入5g/t丁铵黑药和25g/t 2#油,作用3min,浮选3min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离:对铜铅等浮精矿添加500g/t硫化钠,作用4min,随后加入120g/t活性炭粉,作用5min,随后加入150g/t铁氰化钾,作用3min,随后加入180g/t乙硫氮,作用1.5min,浮选3.5min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选:铜铅分离浮选尾矿添加100g/t乙硫氮,作用1.5min,浮选2.5min,获得铅中矿1,铅中矿1返回上一段分选作业;对铅中矿1的尾矿添加80g/t乙硫氮,作用1.5min,浮选2.5min,获得铅中矿2以及铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表4所示。
表4
产品 | 产率% | 铜品位% | 铅品位% | 铜回收率% | 铅回收率% |
铜精矿1 | 9.14 | 26.18 | 3.44 | 44.30 | 3.99 |
铜精矿2 | 6.47 | 22.14 | 4.13 | 26.52 | 3.39 |
铜精矿3 | 4.88 | 25.63 | 2.23 | 23.15 | 1.38 |
铅精矿 | 4.37 | 3.16 | 55.77 | 2.56 | 30.94 |
等浮尾矿 | 75.14 | 0.25 | 6.32 | 3.48 | 60.29 |
原矿 | 100.00 | 5.40 | 7.88 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为20.49%,铜品位为24.77%,含铅3.37%,铜回收率为93.97%。
实施例5
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,原矿为来自河北省易县的铜铅矿,原矿铜、铅品位分别为4.68%和7.40%,次生铜矿中铜的占有率为42.28%,浮选工艺流程图见图1所示,浮选过程为:
(1)原矿磨矿:在62%浓度下进行磨矿,在磨机中添加750g/t硫化钠,磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占68%。
(2)优先浮铜:将磨矿产品调浆至33%浓度,随后添加2800g/t硫酸和2400g/t亚硫酸钠,作用3min,随后加入1250g/t硫酸亚铁和600g/t水玻璃,作用3.5min,随后加入25g/t丁铵黑药和50g/t 2#油作用2.5min,浮选3.5min,获得铜精矿1;对铜精矿1的尾矿添加550g/t水玻璃,作用2min,随后加入10g/t丁铵黑药和25g/t 2#油,作用3min,浮选4min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮:对铜优先浮选尾矿添加2000g/t碳酸钠,作用4min,随后加入10g/t丁铵黑药和25g/t 2#油,作用3min,浮选4min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离:对铜铅等浮精矿添加650g/t硫化钠,作用3min,随后加入150g/t活性炭粉,作用5.5min,随后加入150g/t铁氰化钾,作用3.5min,随后加入150g/t乙硫氮,作用2min,浮选4min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选:铜铅分离浮选尾矿添加100g/t乙硫氮,作用2min,浮选2.5min,获得铅中矿1,铅中矿1返回上一段分选作业;对铅中矿1的尾矿添加50g/t乙硫氮,作用1.5min,浮选2min,获得铅中矿2以及铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表5所示。
表5
产品 | 产率% | 铜品位% | 铅品位% | 铜回收率% | 铅回收率% |
铜精矿1 | 8.88 | 21.18 | 6.68 | 43.89 | 8.08 |
铜精矿2 | 9.17 | 17.45 | 7.71 | 37.34 | 9.63 |
铜精矿3 | 2.49 | 22.36 | 3.49 | 12.99 | 1.18 |
铅精矿 | 3.31 | 4.25 | 52.18 | 3.28 | 23.53 |
等浮尾矿 | 76.15 | 0.14 | 5.55 | 2.49 | 57.57 |
原矿 | 100.00 | 4.28 | 7.34 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为20.54%,铜品位为19.66%,含铅6.75%,铜回收率为94.23%。
通过以上实施例可以看出,本发明方法通过分步浮选,有效减少了铜精矿的含铅量,解决了铜铅难分选的问题,提升了次生铜矿的利用效率。
虽然,上文中已经用一般性说明、具体实施方式及试验,对本发明作了详尽的描述,但在本发明基础上,可以对之作一些修改或改进,这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此,在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进,均属于本发明要求保护的范围。
Claims (4)
1.一种铜铅矿铜铅分离浮选方法,其特征在于,所述铜铅矿中含有次生铜矿,次生铜矿中铜的占有率≥30%;所述分离浮选方法先进行铜优先浮选,获得铜精矿;铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮,获得铜铅等浮精矿;所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿,所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿;
所述铜优先浮选作业包括以下步骤:
一次铜优先浮选:将所述磨矿产品调浆至浓度为30~35%,之后添加2500~3500 g/t调整剂B和2000~2800 g/t调整剂C,然后再添加1000~1500 g/t调整剂D和500~700 g/t调整剂E,之后再加入20~30g/t捕收剂A和40~60g/t起泡剂A,然后浮选3~5min,获得铜精矿1;
二次铜优先浮选:一次铜优先浮选的尾矿添加500~700g/t调整剂E,之后加入5~15 g/t捕收剂A和20~30 g/t起泡剂A,浮选3~5min,获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿;
所述调整剂B为硫酸,调整剂C为亚硫酸钠,调整剂D为硫酸亚铁,调整剂E为水玻璃,捕收剂A为丁铵黑药,起泡剂A为2#油;
所述铜铅分离浮选包括:所述铜铅等浮精矿中添加500~800 g/t调整剂A,再加入100~200 g/t吸附剂A,然后加入100~200 g/t调整剂G,之后再加入100~200 g/t捕收剂B,浮选3~4min,获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿;
所述吸附剂A为活性炭粉,调整剂G为铁氰化钾,捕收剂B为乙硫氮,所述调整剂A为硫化钠。
2. 根据权利要求1所述的分离浮选方法,其特征在于,所述铜铅矿原矿经磨矿后再进行铜优先浮选作业,所述磨矿包括:铜铅矿原矿在60~70%质量百分比浓度下进行磨矿,磨矿过程中添加调整剂A,磨矿产品细度控制为-0.074 mm粒级占60~70%;
所述调整剂A为硫化钠,用量按每吨铜铅矿原矿计,添加600~800 g/t。
3. 根据权利要求1所述的分离浮选方法,其特征在于,所述铜铅等浮作业包括:向所述铜优先浮选尾矿中添加1500~2500 g/t调整剂F,再加入5~15g/t捕收剂A和20~30g/t起泡剂A,浮选3~5min,获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿;
所述调整剂F为碳酸钠。
4.根据权利要求1-3任一项所述的分离浮选方法,其特征在于,所述扫选作业包括:
一次扫选:所述铜铅分离浮选尾矿中添加50~100 g/t捕收剂B,之后浮选2~3min,获得铅中矿1和铅一次扫选尾矿,铅中矿1返回上一段分选作业;
二次扫选:所述铅一次扫选尾矿中添加50~100 g/t捕收剂B,之后浮选2~3min,获得铅中矿2和铜精矿3,铅中矿2返回上一段分选作业。
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Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102302969A (zh) * | 2011-09-29 | 2012-01-04 | 江西理工大学 | 阶段解离-分步选别浮选新工艺 |
CN102698877A (zh) * | 2012-03-06 | 2012-10-03 | 湖南有色金属研究院 | 一种铜铅分离浮选抑制剂及其应用 |
CN104437836A (zh) * | 2014-12-03 | 2015-03-25 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种无氰无铬铜铅浮选分离方法 |
CN107350087A (zh) * | 2017-09-15 | 2017-11-17 | 中南大学 | 一种铜铅硫化矿物的抑制剂及用其进行浮选分离的方法 |
CN109158216A (zh) * | 2018-08-24 | 2019-01-08 | 都兰金辉矿业有限公司 | 一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺 |
CN110280395A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-27 | 西北矿冶研究院 | 一种低硫型铜铅锌多金属矿顺序优先浮选分离方法 |
CN112619879A (zh) * | 2020-11-10 | 2021-04-09 | 西北矿冶研究院 | 一种铜铅锌混合矿浆分选工艺 |
-
2022
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Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102302969A (zh) * | 2011-09-29 | 2012-01-04 | 江西理工大学 | 阶段解离-分步选别浮选新工艺 |
CN102698877A (zh) * | 2012-03-06 | 2012-10-03 | 湖南有色金属研究院 | 一种铜铅分离浮选抑制剂及其应用 |
CN104437836A (zh) * | 2014-12-03 | 2015-03-25 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种无氰无铬铜铅浮选分离方法 |
CN107350087A (zh) * | 2017-09-15 | 2017-11-17 | 中南大学 | 一种铜铅硫化矿物的抑制剂及用其进行浮选分离的方法 |
CN109158216A (zh) * | 2018-08-24 | 2019-01-08 | 都兰金辉矿业有限公司 | 一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺 |
CN110280395A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-27 | 西北矿冶研究院 | 一种低硫型铜铅锌多金属矿顺序优先浮选分离方法 |
CN112619879A (zh) * | 2020-11-10 | 2021-04-09 | 西北矿冶研究院 | 一种铜铅锌混合矿浆分选工艺 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
河南某银铅多金属矿浮选工艺;王彦令等;有色金属;第55卷(第4期);第106-109页 * |
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