一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法和应用 |
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申请号 | CN202311636254.8 | 申请日 | 2023-12-01 | 公开(公告)号 | CN117463511A | 公开(公告)日 | 2024-01-30 |
申请人 | 青海鸿鑫矿业有限公司; 广东省科学院资源利用与稀土开发研究所; | 发明人 | 赵华科; 张红英; 罗文成; 刘进; 朱恩领; 刘保; 赵家林; 次曲; 尚兴科; | ||||
摘要 | 本 发明 公开了一种含磁黄 铁 矿复杂 铜 铅锌矿选矿方法和应用,具体通过磨矿、铜铅浮选、铜铅分离、锌浮选及硫浮选实现,该方法可在矿浆自然pH值下,进行各种磁黄铁矿、黄铁含量的复杂铜铅锌矿的浮选,不需要 磁选 ,也不需添加酸 碱 调整剂,避免添加强酸强碱对环境和设备的影响,有利于环保要求,药剂成本低;选矿效果明显优于现有铜铅混浮(高碱下铜铅分离)‑磁选脱磁黄铁矿矿‑浮锌(高碱)‑ 硫酸 活化浮黄铁矿工艺,工艺简单,降低了设备运行和维护成本,浮选效果较好;铜品位≥20%,铜回收率≥60%的铜精矿,铅品位≥60%,铅回收率≥95%的铅精矿,锌品位≥50%,锌回收率≥93%的锌精矿,硫品位≥42%的硫精矿,铜铅锌硫品位及回收率均高于现有工艺指标。 | ||||||
权利要求 | 1.一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,其特征在于,具体包括如下步骤: |
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说明书全文 | 一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法和应用技术领域[0001] 本发明涉及矿物浮选分离技术领域,具体涉及一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法和应用。 背景技术[0002] 目前针对含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿的浮选,绝大部分采用浮选‑磁选(再磨)联合工艺,采用常规捕收剂,此工艺需在高碱下进行铅锌硫分离,对现场生产安全及环保都带来一定的风险。通常需要添加石灰或其它强碱性药剂调浆到pH在12以上进行磁黄铁矿、黄铁矿的抑制,受到抑制后的磁黄铁矿、黄铁矿如果采取浮选回收,需要加硫酸或盐酸进行活化后再浮选。磁选精矿易夹带锌,通常采用再磨的方式降低磁精矿中锌含量,同时非磁需要浓缩,磁选再磨及浓缩工艺,加大了流程复杂化,也大大增加了现场能耗,强酸强碱的应用,带来严重的环境问题,比如,尾矿水中pH值超标,高pH值的回水对工艺的影响,高碱对设备的腐蚀,强酸强碱的配药难度大等一系列问题。因此,随着清洁生产要求不断提高,原有矿山采用的浮选与磁选(磁选、再磨及浓缩)联合工艺添加石灰等高碱工艺很难满足环保及生产的要求。 [0003] 因此,有必要提供一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,可在矿浆自然pH值下,进行各种磁黄铁矿、黄铁含量的复杂铜铅锌矿的浮选,新工艺不需要磁选(磁选、再磨及浓缩),也不需添加酸碱调整剂,避免添加强酸强碱对环境和设备的影响,且工艺简单,浮选效果较好。 发明内容[0004] 为了解决上述技术问题,本发明的目的是提供一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法和应用。 [0005] 本发明保护一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,具体包括如下步骤: [0006] 步骤1,磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占55%~85%,得到原矿矿浆,备用; [0007] 步骤2,铜铅浮选:将步骤1获得的原矿矿浆加入浮选机,进行一次铜铅粗选、三次铜铅扫选以及三次铜铅精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿;其中,铜铅粗选过程中加入抑制剂T26和铜铅捕收剂ZY301,每次扫选过程中均加入铜铅捕收剂ZY301,每次精选过程中均加入抑制剂T26; [0010] 步骤3,铜铅分离:将步骤2得到的铜铅精矿进行一次铜粗选、三次铜扫选和三次铜精选,得到铜精矿和铅精矿;其中,铜粗选加入活性炭、铅抑制剂T27和铜捕收剂二烷基二硫代氨基甲酸酯,每次扫选过程中均加入铜捕收剂二烷基二硫代氨基甲酸酯,每次精选过程中均加入铅抑制剂T27; [0011] 所述铅抑制剂T27由水玻璃、偏重亚硫酸钠及黄腐酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为40~50:20~40:5~10; [0012] 步骤4,锌浮选:将步骤2得到的铜铅扫选尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和三次锌精选,得到锌精矿和锌扫尾矿,其中,锌粗选过程中加入CuSO4和锌捕收剂ZY401,每次锌扫选过程中均加入锌捕收剂ZY401; [0014] 步骤5,硫浮选:将步骤4所得的锌扫选尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选,得到硫精矿和尾矿,其中,硫粗选过程中加入硫捕收剂和起泡剂,每次硫扫选过程中均加入硫捕收剂。 [0015] 进一步的,所述步骤2中,铜铅粗选过程中先加入抑制剂T26搅拌后再加入铜铅捕收剂ZY301。 [0016] 进一步的,所述步骤2中,所述铜铅捕收剂ZY301的制备方法具体包括如下步骤: [0017] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液,将上述比例的二丁基二硫代磷酸酯和二氯代乙硫醚混合均匀后加入氢氧化钠溶液中,加温到50℃反应1小时; [0018] 2)将上述比例的硫氮酯加入到步骤1)所得溶液中,温度保持在50℃反应0.5小时,反应完全后得到棕色至棕黑色溶液即为铜铅捕收剂ZY301。 [0019] 进一步的,所述步骤2中,所述的铜铅粗选过程中抑制剂T26的用量为200~2000g/t,铜铅捕收剂ZY301用量为20~300g/t;铜铅一次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为5~80g/t,铜铅二次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为5~50g/t,铜铅三次扫选过程中捕收剂ZY301用量为5~50g/t;铜铅一次精选过程中抑制剂T26用量为50~500g/t,铜铅二次精选过程中抑制剂T26用量为20~300g/t,铜铅三次精选过程中抑制剂T26用量为0~100g/t。 [0020] 进一步的,所述步骤3中,铜粗选过程中活性炭用量为50~500g/t,铅抑制剂T27的用量为50~500g/t,二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为10~100g/t;铜一次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为5~50g/t,铜二次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为5~25g/t,铜三次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为0~20g/t;铜一次精选过程中铅抑制剂T27用量为20~50g/t,铜二次精选过程中铅抑制剂T27用量为10~25g/t,铜三次精选过程中铅抑制剂T27用量为0~20g/t。 [0021] 进一步的,所述步骤4中,锌捕收剂ZY401的制备方法具体包括如下步骤: [0022] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液; [0023] 2)将上述比例的N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃,缓慢滴加氢氧化钠溶液,回流0.5小时; [0024] 3)降温至25℃,加入上述比例的二硫化碳,转速调至300转/min搅拌0.5小时,反应完全后分层,上层棕色透明有机物即为锌捕收剂ZY401。 [0025] 进一步的,所述步骤4中,锌粗选过程中CuSO4用量为200~1500g/t,锌捕收剂ZY401用量为30~200g/t,锌一次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为10~100g/t,锌二次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为5~50g/t,锌三次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为5~30g/t。 [0026] 进一步的,所述步骤5中,所述硫粗选过程中硫捕收剂用量为30~500g/t,起泡剂用量为5~50g/t,硫一次扫选过程中硫捕收剂用量为10~200g/t,硫二次扫选过程中硫捕收剂用量为5~100g/t。 [0027] 进一步的,所述步骤5中,硫捕收剂为乙黄药、丁铵黑药、Z200任意一种或两种;所述起泡剂为2#油、松醇油、樟脑油、甲酚任意一种。 [0028] 进一步的,所述铜铅浮选、锌浮选、硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。 [0029] 本发明还保护上述含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法的应用,该方法可用于含磁黄铁矿或黄铁为主的高硫复杂铜铅锌矿的选矿。 [0030] 相比于现有的技术,本发明具有如下有益效果: [0031] 1、本发明方法可对含磁黄铁矿、黄铁矿为主的高硫复杂铜铅锌矿,在矿浆自然pH值下,进行(铜铅)锌硫顺序优先浮选,铜铅浮选过程中加入复合的抑制剂T26和高效铜铅捕收剂ZY301,铜铅分离过程中加入T27和二烷基二硫代氨基甲酸酯,锌浮选过程中加入CuSO4和高效锌捕收剂ZY401,浮选全流程不需要高碱抑硫,铜铅锌浮选之后的尾矿也不需要强酸活化硫,只需要加入常远规硫捕收剂和起泡剂进行磁黄铁矿、黄铁矿浮选。 [0032] 2、本发明选矿效果明显优于现有铜铅混浮(高碱下铜铅分离)‑磁选脱磁黄铁矿矿‑浮锌(高碱)‑硫酸活化浮黄铁矿工艺,工艺流程简单,节省设备,降低设备运行和维护成本;不添加任何强酸强碱调整剂,避免了添加强酸强碱对环境及设备的影响,有利于环保要求,药剂成本低。 [0033] 3、本发明获得了铜品位≥20%,铜回收率≥60%的铜精矿,铅品位≥60%,铅回收率≥95%的铅精矿,锌品位≥50%,锌回收率≥93%的锌精矿,硫品位≥42%的硫精矿,铜铅锌硫品位及回收率均高于现有工艺指标。附图说明 [0034] 图1为本发明方法工艺流程图。 具体实施方式[0035] 下面将结合实施例对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例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。 [0036] 本发明的含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿的选矿方法包括磨矿、铜铅混浮、铜铅分离、锌浮选、硫浮选步骤,所述选矿方法具体通过实施例好对比例进行说明。 [0037] 所选实施例采用的原矿性质见表1,试验结果见表2。 [0038] 表1原矿性质 [0039] [0040] 实施例1 [0041] 一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,具体包括如下步骤: [0042] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占65%,得到原矿矿浆,备用; [0043] (2)铜铅浮选:将步骤1获得的原矿矿浆加入浮选机,铜铅浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,铜铅粗选过程中抑制剂T26的用量为400g/t,铜铅捕收剂ZY301用量为50g/t;铜铅一次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为20g/t,铜铅二次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为10g/t,铜铅三次扫选过程中捕收剂ZY301用量为5g/t;铜铅一次精选过程中抑制剂T26用量为100g/t,铜铅二次精选过程中抑制剂T26用量为50g/t,铜铅三次精选过程中抑制剂T26用量为20g/t;得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿; [0044] 所述抑制剂T26由硫酸锌、亚硫酸钠、黄腐酸钙及腐植酸酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为60:25:10:5; [0045] 所述铜铅捕收剂ZY301由如下重量份的原料组成:氢氧化钠30份,二丁基二硫代磷酸酯60份,二氯代乙硫醚80份,硫氮酯50份;所述铜铅捕收剂ZY301的制备方法具体包括如下步骤: [0046] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液,将上述比例的二丁基二硫代磷酸酯和二氯代乙硫醚混合均匀后加入氢氧化钠溶液中,加温到50℃反应1小时; [0047] 2)将上述比例的硫氮酯加入到步骤1)所得溶液中,温度保持在50℃反应0.5小时,反应完全后得到棕色至棕黑色溶液即为铜铅捕收剂ZY301。 [0048] (3)铜铅分离:将步骤2得到的铜铅精矿进行一次铜粗选、三次铜扫选和三次铜精选,得到铜精矿和铅精矿;其中,铜粗选过程中活性炭用量为100g/t,铅抑制剂T27的用量为200g/t,二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为60g/t;铜一次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为20g/t,铜二次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为10g/t,铜三次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为5g/t;铜一次精选过程中铅抑制剂T27用量为40g/t,铜二次精选过程中铅抑制剂T27用量为20g/t,铜三次精选过程中铅抑制剂T27用量为10g/t,得到铜精矿和铅精矿; [0049] 所述铅抑制剂T27由水玻璃、偏重亚硫酸钠及黄腐酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为40:20:8; [0050] (4)锌浮选:将步骤2得到的铜铅扫选尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和三次锌精选,得到锌精矿和锌扫尾矿,锌浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,锌粗选过程中CuSO4用量为600g/t,锌捕收剂ZY401用量为50g/t,锌一次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为20g/t,锌二次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为10g/t,锌三次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为5g/t,进行两次锌空白精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿。 [0051] 所述锌捕收剂ZY401由如下重量份的原料组成:N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯50份,烃基二硫代磷酸硫醚酯50份,二硫化碳20份,氢氧化钠15份;锌捕收剂ZY401的制备方法具体包括如下步骤: [0052] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液; [0053] 2)将上述比例的N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃,缓慢滴加氢氧化钠溶液,回流0.5小时; [0054] 3)降温至25℃,加入上述比例的二硫化碳,转速调至300转/min搅拌0.5小时,反应完全后分层,上层棕色透明有机物即为锌捕收剂ZY401。 [0055] (5)硫浮选:将步骤4所得的锌扫选尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选,得到硫精矿和尾矿,硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,所述硫#粗选过程中乙黄药400g/t、2 油20g/t,硫一次扫选过程中乙黄药用量为150g/t,硫二次扫选过程中乙黄药用量为80g/t,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0056] 对比例1 [0057] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占65%,得到原矿矿浆; [0058] (2)铜铅浮选:将步骤(1)获得的矿浆加入浮选机,加入石灰2000g/t、ZnSO4 1000g/t和捕收剂乙硫氮100g/t、Z200 50g/t和2#油30g/t进行铜铅一次粗选,加入捕收剂乙硫氮50g/t、Z200 25g/t进行铜铅一次扫选,加入捕收剂乙硫氮30g/t、Z200 15g/t进行铜铅二次扫选,加入捕收剂乙硫氮15g/t、Z200 10g/t进行铜铅三次扫选,加入抑制剂石灰 500g/t、ZnSO4 300g/t进行铜铅一次精选,加入抑制剂石灰250g/t、ZnSO4 150g/t进行铜铅二次精选,加入抑制剂石灰100g/t、ZnSO4 50g/t进行铜铅三次精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿; [0059] (3)铜铅分离:将步骤(2)得到的铜铅精矿加入活性炭100g/t、铅抑制剂重铬酸钾200g/t和铜捕收剂Z200 80g/t进行铜一次粗选,加入Z200 30g/t进行铜一次扫选,加入Z200酯20g/t进行铜二次扫选,加入Z200 10g/t进行铜三次扫选,加入抑制剂重铬酸钾80g/t进行铜一次精选,加入抑制剂重铬酸钾30g/t进行铜二次精选,加入抑制剂重铬酸钾10g/t进行铜三次精选,得到铜精矿和铅精矿; [0060] (4)锌浮选:将步骤(2)得到的铜铅扫尾矿加入石灰1500g/t、CuSO4 600g/t和丁黄药60g/t、2#油30g/t进行锌一次粗选,加入丁黄药30g/t进行锌一次扫选,加入丁黄药15g/t进行锌二次扫选,加入丁黄药10g/t进行锌三次扫选,加入石灰500g/t锌一次精选,加入石灰250g/t锌二次精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿; [0061] (5)硫浮选:将步骤(4)所得的锌扫选尾矿加入H2SO45000g/t、丁黄药400g/t、2#油20g/t进行硫一次粗选,加入丁黄药150g/t进行硫一次扫选,加入丁黄药80g/t进行硫二次扫选,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0062] 实施例2 [0063] 一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,具体包括如下步骤: [0064] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占73%,得到原矿矿浆,备用; [0065] (2)铜铅浮选:将步骤1获得的原矿矿浆加入浮选机,进行一次铜铅粗选、三次铜铅扫选以及三次铜铅精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿;铜铅浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,铜铅粗选过程中抑制剂T26的用量为2000g/t,铜铅捕收剂ZY301用量为150g/t;铜铅一次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为60g/t,铜铅二次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为30g/t,铜铅三次扫选过程中捕收剂ZY301用量为15g/t;铜铅一次精选过程中抑制剂T26用量为500g/t,铜铅二次精选过程中抑制剂T26用量为250g/t,铜铅三次精选过程中抑制剂T26用量为80g/t,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿。 [0066] 所述抑制剂T26由硫酸锌、亚硫酸钠、黄腐酸钙及腐植酸酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为70:30:8:8; [0067] 所述铜铅捕收剂ZY301由如下重量份的原料组成:氢氧化钠30份,二丁基二硫代磷酸酯0份,二氯代乙硫醚100份,硫氮酯40份;所述铜铅捕收剂ZY301的制备方法具体包括如下步骤: [0068] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液,将上述比例的二丁基二硫代磷酸酯和二氯代乙硫醚混合均匀后加入氢氧化钠溶液中,加温到50℃反应1小时; [0069] 2)将上述比例的硫氮酯加入到步骤1)所得溶液中,温度保持在50℃反应0.5小时,反应完全后得到棕色至棕黑色溶液即为铜铅捕收剂ZY301。 [0070] (3)铜铅分离:将步骤2得到的铜铅精矿进行一次铜粗选、三次铜扫选和三次铜精选,得到铜精矿和铅精矿;其中,铜粗选过程中活性炭用量为300g/t,铅抑制剂T27的用量为400g/t,二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为50g/t;铜一次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为30g/t,铜二次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为15g/t,铜三次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为8g/t;铜一次精选过程中铅抑制剂T27用量为50g/t,铜二次精选过程中铅抑制剂T27用量为25g/t,铜三次精选过程中铅抑制剂T27用量为15g/t,得到铜精矿和铅精矿。 [0071] 所述铅抑制剂T27由由水玻璃、偏重亚硫酸钠及黄腐酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为50:30:5; [0072] (4)锌浮选:将步骤2得到的铜铅扫选尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和三次锌精选,得到锌精矿和锌扫尾矿,锌浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,锌粗选过程中CuSO4用量为1000g/t,锌捕收剂ZY401用量为180g/t,锌一次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为70g/t,锌二次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为35g/t,锌三次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为20g/t,进行两次锌空白精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿。 [0073] 所述锌捕收剂ZY401由如下重量份的原料组成:N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯90份,烃基二硫代磷酸硫醚酯40份,二硫化碳25份,氢氧化钠10份;锌捕收剂ZY401的制备方法具体包括如下步骤: [0074] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液; [0075] 2)将上述比例的N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃,缓慢滴加氢氧化钠溶液,回流0.5小时; [0076] 3)降温至25℃,加入上述比例的二硫化碳,转速调至300转/min搅拌0.5小时,反应完全后分层,上层棕色透明有机物即为锌捕收剂ZY401。 [0077] (5)硫浮选:将步骤4所得的锌扫选尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选,得到硫精矿和尾矿,硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,所述硫粗选过程中丁铵黑药用量为400g/t,2#油用量为30g/t,硫一次扫选过程中乙黄药用量为200g/t,硫二次扫选过程中乙黄药用量为90g/t,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0078] 对比例2 [0079] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占73%,得到原矿矿浆; [0080] (2)铜铅浮选:将步骤(1)获得的矿浆加入浮选机,加入石灰5000g/t、ZnSO4 2000g/t和捕收剂丁铵黑药200g/t、Z200 100g/t和2#油40g/t进行铜铅一次粗选,加入捕收剂丁铵黑药100g/t、Z200 50g/t进行铜铅一次扫选,加入捕收剂丁铵黑药50g/t、Z200 25g/t进行铜铅二次扫选,加入捕收剂丁铵黑药25g/t、Z200 10g/t进行铜铅三次扫选,加入抑制剂石灰1000g/t、ZnSO4 800g/t进行铜铅一次精选,加入抑制剂石灰500g/t、ZnSO4 400g/t进行铜铅二次精选,加入抑制剂石灰250g/t、ZnSO4 200g/t进行铜铅三次精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿; [0081] (3)铜铅分离:将步骤(2)得到的铜铅精矿加入活性炭300g/t、铅抑制剂重铬酸钾500g/t和铜捕收剂Z200 120g/t进行铜一次粗选,加入Z200 50g/t进行铜一次扫选,加入Z200酯30g/t进行铜二次扫选,加入Z200 20g/t进行铜三次扫选,加入抑制剂重铬酸钾 150g/t进行铜一次精选,加入抑制剂重铬酸钾70g/t进行铜二次精选,加入抑制剂重铬酸钾 40g/t进行铜三次精选,得到铜精矿和铅精矿; [0082] (4)锌浮选:将步骤(2)得到的铜铅扫尾矿加入石灰3000g/t、CuSO4 1500g/t和丁黄药280g/t、2#油50g/t进行锌一次粗选,加入丁黄药150g/t进行锌一次扫选,加入丁黄药70g/t进行锌二次扫选,加入丁黄药30g/t进行锌三次扫选,加入石灰1000g/t锌一次精选,加入石灰500g/t两次锌二次精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿; [0083] (5)硫浮选:将步骤(4)所得的锌扫选尾矿加入H2SO4 10000g/t、丁黄药600g/t、2#油50g/t进行硫一次粗选,加入丁黄药300g/t进行硫一次扫选,加入丁黄药150g/t进行硫二次扫选,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0084] (5)硫浮选:将步骤(4)所得的锌扫选尾矿加入H2SO45000g/t、丁黄药400g/t、2#油20g/t进行硫一次粗选,加入丁黄药150g/t进行硫一次扫选,加入丁黄药80g/t进行硫二次扫选,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0085] 实施例3 [0086] 一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,具体包括如下步骤: [0087] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占80%,得到原矿矿浆,备用; [0088] (2)铜铅浮选:将步骤1获得的原矿矿浆加入浮选机,进行一次铜铅粗选、三次铜铅扫选以及三次铜铅精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿;铜铅浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,铜铅粗选过程中抑制剂T26的用量为1000g/t,铜铅捕收剂ZY301用量为70g/t;铜铅一次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为35g/t,铜铅二次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为25g/t,铜铅三次扫选过程中捕收剂ZY301用量为5g/t;铜铅一次精选过程中抑制剂T26用量为200g/t,铜铅二次精选过程中抑制剂T26用量为100g/t,铜铅三次精选过程中抑制剂T26用量为0g/t,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿; [0089] 所述抑制剂T26由硫酸锌、亚硫酸钠、黄腐酸钙及腐植酸酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为65:25:6:9; [0090] 所述铜铅捕收剂ZY301由如下重量份的原料组成:氢氧化钠30份,二丁基二硫代磷酸酯120份,二氯代乙硫醚900份,硫氮酯45份;所述铜铅捕收剂ZY301的制备方法具体包括如下步骤: [0091] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液,将上述比例的二丁基二硫代磷酸酯和二氯代乙硫醚混合均匀后加入氢氧化钠溶液中,加温到50℃反应1小时; [0092] 2)将上述比例的硫氮酯加入到步骤1)所得溶液中,温度保持在50℃反应0.5小时,反应完全后得到棕色至棕黑色溶液即为铜铅捕收剂ZY301。 [0093] (3)铜铅分离:将步骤2得到的铜铅精矿进行一次铜粗选、三次铜扫选和三次铜精选,得到铜精矿和铅精矿;其中,铜粗选过程中活性炭用量为150g/t,铅抑制剂T27的用量为300g/t,二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为40g/t;铜一次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为20g/t,铜二次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为12g/t,铜三次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为5g/t;铜一次精选过程中铅抑制剂T27用量为40g/t,铜二次精选过程中铅抑制剂T27用量为20g/t,铜三次精选过程中铅抑制剂T27用量为10g/t,得到铜精矿和铅精矿; [0094] 所述铅抑制剂T27由水玻璃、偏重亚硫酸钠及黄腐酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为40:20:10。 [0095] (4)锌浮选:将步骤2得到的铜铅扫选尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和三次锌精选,得到锌精矿和锌扫尾矿,锌浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,锌粗选过程中CuSO4用量为800g/t,锌捕收剂ZY401用量为90g/t,锌一次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为40g/t,锌二次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为20g/t,锌三次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为20g/t,进行两次锌空白精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿。 [0096] 所述锌捕收剂ZY401由如下重量份的原料组成:N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯80份,烃基二硫代磷酸硫醚酯45份,二硫化碳30份,氢氧化钠20份;锌捕收剂ZY401的制备方法具体包括如下步骤: [0097] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液; [0098] 2)将上述比例的N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃,缓慢滴加氢氧化钠溶液,回流0.5小时; [0099] 3)降温至25℃,加入上述比例的二硫化碳,转速调至300转/min搅拌0.5小时,反应完全后分层,上层棕色透明有机物即为锌捕收剂ZY401。 [0100] (5)硫浮选:将步骤4所得的锌扫选尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选,得到硫精矿和尾矿,硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,硫粗选#过程中乙黄药用量为400g/t,2 油用量为25g/t,硫一次扫选过程中乙黄药用量为160g/t,硫二次扫选过程中乙黄药用量为70g/t,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0101] 对比例3 [0102] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占80%,得到原矿矿浆; [0103] (2)铜铅浮选:将步骤(1)获得的矿浆加入浮选机,加入石灰3000g/t、ZnSO4 1600g/t和捕收剂乙黄药150g/t、Z200 80g/t和2#油30g/t进行铜铅一次粗选,加入捕收剂乙黄药75g/t、Z200 40g/t进行铜铅一次扫选,加入捕收剂乙黄药30g/t、Z200 20g/t进行铜铅二次扫选,加入捕收剂乙黄药15g/t、Z200 10g/t进行铜铅三次扫选,加入抑制剂石灰 800g/t、ZnSO4 700g/t进行铜铅一次精选,加入抑制剂石灰400g/t、ZnSO4 300g/t进行铜铅二次精选,加入抑制剂石灰200g/t、ZnSO4150g/t进行铜铅三次精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿; [0104] (3)铜铅分离:将步骤(2)得到的铜铅精矿加入活性炭150g/t、铅抑制剂重铬酸钾300g/t和铜捕收剂Z200 80g/t进行铜一次粗选,加入Z200 40g/t进行铜一次扫选,加入Z200酯20g/t进行铜二次扫选,加入Z200 15g/t进行铜三次扫选,加入抑制剂重铬酸钾 120g/t进行铜一次精选,加入抑制剂重铬酸钾60g/t进行铜二次精选,加入抑制剂重铬酸钾 30g/t进行铜三次精选,得到铜精矿和铅精矿; [0105] (4)锌浮选:将步骤(2)得到的铜铅扫尾矿加入石灰2000g/t、CuSO4 1100g/t和丁黄药250g/t、2#油40g/t进行锌一次粗选,加入丁黄药120g/t进行锌一次扫选,加入丁黄药50g/t进行锌二次扫选,加入丁黄药30g/t进行锌三次扫选,加入石灰900g/t锌一次精选,加入石灰400g/t两次锌二次精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿; [0106] (5)硫浮选:将步骤(4)所得的锌扫选尾矿加入H2SO48000g/t、丁黄药550g/t、2#油40g/t进行硫一次粗选,加入丁黄药200g/t进行硫一次扫选,加入丁黄药100g/t进行硫二次扫选,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0107] 实施例4 [0108] 一种含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿选矿方法,具体包括如下步骤: [0109] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占85%,得到原矿矿浆,备用; [0110] (2)铜铅浮选:将步骤1获得的原矿矿浆加入浮选机,进行一次铜铅粗选、三次铜铅扫选以及三次铜铅精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿;铜铅浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,铜铅粗选过程中抑制剂T26的用量为700g/t,铜铅捕收剂ZY301用量为280g/t;铜铅一次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为80g/t,铜铅二次扫选过程中铜铅捕收剂ZY301用量为50g/t,铜铅三次扫选过程中捕收剂ZY301用量为25g/t;铜铅一次精选过程中抑制剂T26用量为300g/t,铜铅二次精选过程中抑制剂T26用量为150g/t,铜铅三次精选过程中抑制剂T26用量为75g/t。 [0111] 所述抑制剂T26由硫酸锌、亚硫酸钠、黄腐酸钙及腐植酸酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为67:10:10:5; [0112] 所述铜铅捕收剂ZY301由如下重量份的原料组成:氢氧化钠30份,二丁基二硫代磷酸酯100份,二氯代乙硫醚70份,硫氮酯48份;所述铜铅捕收剂ZY301的制备方法具体包括如下步骤: [0113] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液,将上述比例的二丁基二硫代磷酸酯和二氯代乙硫醚混合均匀后加入氢氧化钠溶液中,加温到50℃反应1小时; [0114] 2)将上述比例的硫氮酯加入到步骤1)所得溶液中,温度保持在50℃反应0.5小时,反应完全后得到棕色至棕黑色溶液即为铜铅捕收剂ZY301。 [0115] (3)铜铅分离:将步骤2得到的铜铅精矿进行一次铜粗选、三次铜扫选和三次铜精选,得到铜精矿和铅精矿;其中,铜粗选过程中活性炭用量为450g/t,铅抑制剂T27的用量为400g/t,铜捕收剂二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为90g/t;铜一次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为40g/t,铜二次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为25g/t,铜三次扫选过程中二烷基二硫代氨基甲酸酯用量为15g/t;铜一次精选过程中铅抑制剂T27用量为50g/t,铜二次精选过程中铅抑制剂T27用量为25g/t,铜三次精选过程中铅抑制剂T27用量为20g/t。 [0116] 所述铅抑制剂T27由水玻璃、偏重亚硫酸钠及黄腐酸组成的复合抑制剂,且所述复合抑制剂中各组分的质量比为50:40:5; [0117] (4)锌浮选:将步骤2得到的铜铅扫选尾矿进行一次锌粗选、三次锌扫选和三次锌精选,得到锌精矿和锌扫尾矿,锌浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,锌粗选过程中CuSO4用量为1200g/t,锌捕收剂ZY401用量为130g/t,锌一次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为70g/t,锌二次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为40g/t,锌三次扫选过程中锌捕收剂ZY401用量为25g/t,得到锌精矿和锌扫选尾矿。 [0118] 所述锌捕收剂ZY401由如下重量份的原料组成:N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯70份,烃基二硫代磷酸硫醚酯35份,二硫化碳22份,氢氧化钠18份;锌捕收剂ZY401的制备方法具体包括如下步骤: [0119] 1)将上述比例的氢氧化钠配制成5%的水溶液; [0120] 2)将上述比例的N,N‑二烷基二硫代氨基乙酸酯与烃基二硫代磷酸硫醚酯混合均匀后升温至60℃,缓慢滴加氢氧化钠溶液,回流0.5小时; [0121] 3)降温至25℃,加入上述比例的二硫化碳,转速调至300转/min搅拌0.5小时,反应完全后分层,上层棕色透明有机物即为锌捕收剂ZY401。 [0122] (5)硫浮选:将步骤4所得的锌扫选尾矿进行一次硫粗选、两次硫扫选和一次硫精选,得到硫精矿和尾矿,硫浮选过程中产生的中矿依次循序返回上一级工序。其中,硫粗选#过程中乙黄药用量为450g/t,Z200用量为50g/t,2油用量为40g/t,硫一次扫选过程中乙黄药用量为150g/t,硫二次扫选过程中乙黄药用量为100g/t,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0123] 对比例4 [0124] (1)磨矿:将原矿磨至细度为‑0.075mm占85%,得到原矿矿浆; [0125] (2)铜铅浮选:将步骤(1)获得的矿浆加入浮选机,加入石灰4000g/t、ZnSO4 2000g/t和捕收剂乙硫氮300g/t、Z200 150g/t和2#油50g/t进行铜铅一次粗选,加入捕收剂乙硫氮130g/t、Z200 60g/t进行铜铅一次扫选,加入捕收剂乙硫氮65g/t、Z200 30g/t进行铜铅二次扫选,加入捕收剂乙硫氮30g/t、Z200 15g/t进行铜铅三次扫选,加入抑制剂石灰 1200g/t、ZnSO4 900g/t进行铜铅一次精选,加入抑制剂石灰600g/t、ZnSO4 450g/t进行铜铅二次精选,加入抑制剂石灰300g/t、ZnSO4 200g/t进行铜铅三次精选,得到铜铅精矿和铜铅扫选尾矿; [0126] (3)铜铅分离:将步骤(2)得到的铜铅精矿加入活性炭500g/t、铅抑制剂重铬酸钾600g/t和铜捕收剂Z200 100g/t进行铜一次粗选,加入Z200 50g/t进行铜一次扫选,加入Z200酯25g/t进行铜二次扫选,加入Z200 18g/t进行铜三次扫选,加入抑制剂重铬酸钾 200g/t进行铜一次精选,加入抑制剂重铬酸钾100g/t进行铜二次精选,加入抑制剂重铬酸钾50g/t进行铜三次精选,得到铜精矿和铅精矿; [0127] (4)锌浮选:将步骤(2)得到的铜铅扫尾矿加入石灰2500g/t、CuSO4 1300g/t和丁黄药350g/t、2#油45g/t进行锌一次粗选,加入丁黄药230g/t进行锌一次扫选,加入丁黄药110g/t进行锌二次扫选,加入丁黄药50g/t进行锌三次扫选,加入石灰1200g/t锌一次精选,加入石灰600g/t两次锌二次精选,得到锌精矿和锌扫选尾矿; [0128] (5)硫浮选:将步骤(4)所得的锌扫选尾矿加入H2SO49000g/t、丁黄药650g/t、2#油60g/t进行硫一次粗选,加入丁黄药300g/t进行硫一次扫选,加入丁黄药150g/t进行硫二次扫选,进行一次硫空白精选,得到硫精矿和尾矿。 [0129] 表2试验结果 [0130] [0131] 从试验结果可看出,本发明针对含磁黄铁矿复杂铜铅锌矿可有效提高铜精矿的铜品位和铜回收率、铅精矿的铅品位和铅回收率、锌精矿的锌品位和锌回收率以及硫精矿的硫品位和硫回收率,且在矿浆自然pH下,进行(铜铅)锌硫顺序浮选,浮选效果较好,避免了添加强酸强碱对环境以及设备的影响。随着国家环保政策的日趋严格,此类高效环保铅矿物的研发及应用具有重大理论和实践意义。 |