一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法 |
|||||||
| 申请号 | CN202311666413.9 | 申请日 | 2023-12-06 | 公开(公告)号 | CN117619562A | 公开(公告)日 | 2024-03-01 |
| 申请人 | 鹤庆北衙矿业有限公司; | 发明人 | 庄世明; 祁磊; 乔天强; 刘海强; 施瀚彬; 殷燕林; 和少龙; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种复杂 铜 铅锌混合精矿处理方法，主要采用“硫化钠和 活性炭 解吸 脱药‑铜、锌、铅顺序浮选”的处理方法，解吸混合精矿表面黏附的大量浮选残留药剂和矿浆中的杂质离子，消除了对分选的不利影响，通过铜、锌、铅顺序浮选，解决了现有混合浮选再分离工艺存在的铜铅分离困难、铜精矿铅锌互含高的问题，可以产出合格的铅富集矿，铜、铅、锌各金属回收率得到大幅度升高，各精矿产品中对 冶炼 影响大的有害杂也明显降低。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法，其特征在于，包括如下步骤： |
||||||
| 说明书全文 | 一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法技术领域[0001] 本发明属于选矿方法中的浮选技术领域，具体涉及一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法。 背景技术[0002] 选矿是将矿山采出的原矿进行加工，富集有用矿物及抛弃无用的脉石，富集的有用矿物称为精矿，供冶炼金属之用，脉石作为尾矿抛弃。浮选是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同，按矿物可浮性的差异进行分选的选矿方法，是通过使用各种药剂来调节各种矿物颗粒表面和浮选介质的物理化学特性，以扩大各种矿物间的疏水、亲水性(即可浮性)差异，提高浮选效率。矿石的浮选过程包括矿浆准备、加药调整和充气浮选三段作业，矿浆准备包括磨矿、分级、调浆，目的是得到所需粒度的颗粒及适宜浓度的矿浆。实际应用中，矿浆的浮选是一个连续地过程，由若干浮选机构成，根据矿石特性分多个循环，每个循环由粗选及若干个精选、扫选作业组成。矿石的浮选效果由矿石浮选特性、设备配置流程及浮选药剂制度共同决定。 [0003] 到目前为止，低品位铜铅锌混合精矿分离一直是一个难题，主要有以下几个原因：①混合精矿中铜、铅和锌的硫化矿物常致密共生，嵌布粒度细且不均匀，在磨矿中难以达到单体解离；②浮选得到的混合精矿表面黏附有大量浮选残留药剂，导致分选指标差；③铜铅锌混合精矿的矿物组成复杂，其中有价组分的含量波动范围大，构造多种多样，嵌布粒度变化范围大，不同精矿适应不同的处理流程；④药剂制度对分选指标影响较大；⑤在浮选过程中，回水使用对指标影响较大；⑥采用混合浮选再分离工艺，铜铅分离困难，导致铜精矿铅锌互含高，且无法产出合格的铅精矿。 [0004] 因此，已有的硫化铜铅锌浮选工艺往往存在精矿中金属回收率低、生产成本高、对不同矿石适应性差、铜铅抑制剂毒性大、污染环境严重等问题，本发明主要提供一种能有效提高金属回收率、降低生产成本、提高对不同性质矿石的适应性、降低环境污染的复杂铜铅锌混合精矿处理方法。 发明内容[0005] 针对上述问题，本发明提供一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法。 [0006] 具体技术方案是：一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法，包括如下步骤： [0007] (1)将待浮选分离的铜铅锌混合精矿输送至磨矿系统进行磨矿，在磨矿过程中添加Na2S和碳粉，在矿浆浓度为70％～75％的条件下磨至粒度‑0.019mm占85％以上后，通过过滤去除混合精矿中的碳粉； [0008] (2)将步骤(1)过滤所得精矿送入1#搅拌桶，加入硫化锌的抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠，调浆3分钟后，流入2#搅拌桶，添加铜的捕收剂Z‑200 40g/t，调浆3分钟，引入浮选机中进行铜锌顺序浮选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿； [0009] 步骤(2)所述硫化锌的抑制剂为硫酸锌10000g/t+亚硫酸钠10000g/t。 [0010] (3)将步骤(2)所得铜粗选精矿矿浆引入浮选机中进行铜精选一，添加抑制剂硫酸锌2000g/t+亚硫酸钠2000g/t，调浆3分钟后，得到铜精矿和中矿； [0011] (4)将步骤(2)所得铜粗选尾矿矿浆引入浮选机中进行两次铜扫选，第一次扫选添加抑制剂硫酸锌5000g/t+亚硫酸钠5000g/t+捕收剂Z‑200 20g/t，调浆3分钟；第二次扫选添加抑制剂硫酸锌2500g/t+亚硫酸钠2500g/t+捕收剂Z‑200 10g/t，调浆3分钟后，铜扫选一和铜扫选二精矿合并进入中矿铜粗选，铜扫选二尾矿进入锌粗选； [0012] (5)将步骤(3)所得中矿进行一次铜粗选、一次铜扫选、一次铜精选，中矿铜粗选添加抑制剂硫酸锌4000g/t+亚硫酸钠4000g/t，调浆3分钟，中矿铜扫选添加抑制剂硫酸锌2000g/t+亚硫酸钠2000g/t+捕收剂Z‑200 20g/t，调浆3分钟，中矿铜粗选精矿和中矿铜扫选精矿合并进入中矿铜精选，中矿铜精选精矿和铜精选一精矿合并为最终铜精矿，中矿铜粗选尾矿和中矿铜扫选尾矿合并进入锌粗选； [0013] (6)将步骤(4)所得铜扫选二尾矿和步骤(5)所得矿铜粗选尾矿、中矿铜扫选尾矿合并进入3#搅拌桶，将pH值调整为5.5，在4#搅拌桶中添加硫化锌的活化剂硫酸铜500g/t+起泡剂2号油10g/t+捕收剂丁黄药50g/t，调浆3分钟，进行锌粗选，得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿； [0014] (7)将步骤(6)所得锌粗选精矿引入浮选机中进行两次锌精选，第一次锌精选添加起泡剂2号油5g/t，调浆3分钟，第二次锌精选不添加药剂，调浆3分钟，得到最终产品锌精矿，第一次锌精选尾矿返回锌粗选，第二次锌精选尾矿返回第一次锌精选； [0015] (8)将步骤(6)所得锌粗选尾矿引入浮选机中进行锌扫选，锌扫选添加起泡剂2号油5g/t+丁黄药25g/t，调浆3分钟，得到锌扫选精矿和锌扫选尾矿，锌扫选精矿进入锌粗选； [0016] (9)将步骤(8)所得锌扫选尾矿引入浮选机中进行铅粗选，添加石灰3000g/t+Na2S1000g/t+水玻璃600g/t+丁黄药60g/t+油酸钠60g/t+2号油4g/t进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿； [0017] (10)将步骤(9)所得铅粗选精矿引入浮选机中进行两次铅精选，第一次铅精选添加水玻璃100g/t，调浆3分钟，第二次精选不添加药剂，调浆3分钟，得到最终产品铅富中矿，第一次铅精选尾矿返回铅粗选，第二次铅精选尾矿返回第一次铅精选； [0018] (11)将步骤(9)所得铅粗选尾矿引入浮选机中进行铅扫选，添加Na2S 400g/t+水玻璃300g/t+丁黄药30g/t+油酸钠30g/t+2号油1g/t进行铅扫选，铅扫选精矿返回铅粗选，铅扫选尾矿为最终尾矿。 [0019] 进一步，步骤(1)中磨矿过程中Na2S和碳粉的添加量均为1000g/t。 [0020] 进一步，步骤(6)中pH值的调节通过添加稀硫酸。 [0021] 本发明的有益效果： [0022] (1)本发明采用“硫化钠和活性炭解吸脱药‑铜、锌、铅顺序浮选”的处理方法，解吸混合精矿表面黏附的大量浮选残留药剂和矿浆中的杂质离子，消除了对分选的不利影响，通过铜、锌、铅顺序浮选，解决了现有混合浮选再分离工艺存在的铜铅分离困难、铜精矿铅锌互含高的问题，可以产出合格的铅富集矿，铜、铅、锌各金属回收率得到大幅度升高，各精矿产品中对冶炼影响大的有害杂也明显降低。 [0023] (2)本发明取消了有剧毒性的化学药剂，特别是取缔抑制铜而浮选铅方案时必须使用的硫化铜抑制剂氰化钠，所用药剂毒性低，降解比较快，对环境污染甚微，安全可控性高。而且所选用的药剂价格低，能够很好地降低生产成本。附图说明 [0024] 图1是本发明一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法的工艺流程图； [0025] 图2是本发明一种复杂铜铅锌混合精矿处理方法的设备关联图； [0026] 图3是现有复杂铜铅锌混合精矿处理方法的工艺流程图。 具体实施方式[0027] 为了使本发明所解决的技术问题、技术方案更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明，并不用于限定本发明。 [0028] 实施例1 [0029] 本实施例选用的复杂铜铅锌混合精矿主要化学成分构成见表1所示。 [0030] 表1复杂铜铅锌混合精矿主要化学成分 [0031] 元素 Cu Pb Zn S Au Ag含量(％) 10.50 8.38 16.17 29.50 29.68 540.19 元素 TFe Fe2O3 As Bi Mo SiO2 含量(％) 21.43 30.64 0.20 0.15 0.20 1.57 元素 Al2O3 P2O5 TiO2 CaO MgO K2O 含量(％) 0.46 0.01 0.03 0.63 0.39 0.06 [0032] 如图1图2所示，采用本发明的处理方法对该矿石实施，具体步骤如下： [0033] (1)将待浮选分离的铜铅锌混合精矿输送至磨矿系统进行磨矿，在磨矿过程中添加Na2S1000g/t和碳粉1000g/t，在矿浆浓度为70％～75％的条件下磨至粒度‑0.019mm占85％以上后，通过过滤去除混合精矿中的碳粉； [0034] (2)将步骤(1)过滤所得精矿送入1#搅拌桶，加入硫化锌的抑制剂硫酸锌10000g/t+亚硫酸钠10000g/t，调浆3分钟后，流入2#搅拌桶，添加铜的捕收剂Z‑200 40g/t，调浆3分钟，引入浮选机中进行铜锌顺序浮选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿； [0035] (3)将步骤(2)所得铜粗选精矿矿浆引入浮选机中进行铜精选一，添加硫酸锌2000g/t+亚硫酸钠2000g/t，调浆3分钟后，得到铜精矿和中矿； [0036] (4)将步骤(2)所得铜粗选尾矿矿浆引入浮选机中进行两次铜扫选，第一次扫选添加硫酸锌5000g/t+亚硫酸钠5000g/t+捕收剂Z‑200 20g/t，调浆3分钟；第二次扫选添加硫酸锌2500g/t+亚硫酸钠2500g/t+捕收剂Z‑200 10g/t，调浆3分钟后，铜扫选一和铜扫选二精矿合并进入中矿铜粗选，铜扫选二尾矿进入锌粗选； [0037] (5)将步骤(3)所得中矿进行一次铜粗选、一次铜扫选、一次铜精选，中矿铜粗选添加硫酸锌4000g/t+亚硫酸钠4000g/t，调浆3分钟，中矿铜扫选添加硫酸锌2000g/t+亚硫酸钠2000g/t+捕收剂Z‑200 20g/t，调浆3分钟，中矿铜粗选精矿和中矿铜扫选精矿合并进入中矿铜精选，中矿铜精选精矿和铜精选一精矿合并为最终铜精矿，中矿铜粗选尾矿和中矿铜扫选尾矿合并进入锌粗选； [0038] (6)将步骤(4)所得铜扫选二尾矿和步骤(5)所得矿铜粗选尾矿、中矿铜扫选尾矿合并进入3#搅拌桶，添加稀硫酸将pH值调整为5.5，在4#搅拌桶中添加硫酸铜500g/t+2号油10g/t+丁黄药50g/t，调浆3分钟，进行锌粗选，得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿； [0039] (7)将步骤(6)所得锌粗选精矿引入浮选机中进行两次锌精选，第一次锌精选添加2号油5g/t，调浆3分钟，第二次锌精选不添加药剂，调浆3分钟，得到最终产品锌精矿，第一次锌精选尾矿返回锌粗选，第二次锌精选尾矿返回第一次锌精选； [0040] (8)将步骤(6)所得锌粗选尾矿引入浮选机中进行锌扫选，锌扫选添加2号油5g/t+丁黄药25g/t，调浆3分钟，得到锌扫选精矿和锌扫选尾矿，锌扫选精矿进入锌粗选； [0041] (9)将步骤(8)所得锌扫选尾矿引入浮选机中进行铅粗选，添加石灰3000g/t+Na2S1000g/t+水玻璃600g/t+丁黄药60g/t+油酸钠60g/t+2号油4g/t进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿； [0042] (10)将步骤(9)所得铅粗选精矿引入浮选机中进行两次铅精选，第一次铅精选添加水玻璃100g/t，调浆3分钟，第二次精选不添加药剂，调浆3分钟，得到最终产品铅富中矿，第一次铅精选尾矿返回铅粗选，第二次铅精选尾矿返回第一次铅精选； [0043] (11)将步骤(9)所得铅粗选尾矿引入浮选机中进行铅扫选，添加Na2S 400g/t+水玻璃300g/t+丁黄药30g/t+油酸钠30g/t+2号油1g/t进行铅扫选，铅扫选精矿返回铅粗选，铅扫选尾矿为最终尾矿。 [0044] 采用该方法实施后，获得的浮选结果具体如表2所示。 [0045] 表2浮选结果 [0046] [0047] 实施例2 [0048] 本实施例选用的一种复杂硫化铜铅锌混合精矿中铜矿物主要为黄铜矿，另有微量黝铜矿、辉铜矿和蓝铜矿；铅矿物是方铅矿；锌矿物是铁闪锌矿；铁矿物是磁铁矿、菱铁矿，其次有少量的赤铁矿和褐铁矿，其他金属矿物有黄铁矿，少量白铁矿和毒砂；脉石矿物主要为石英和白云石，其次为方解石、高岭石，少量黑云母、正长石、斜长石、绿泥石。其多元素分析见表3。 [0049] 表3复杂铜铅锌混合精矿主要化学成分 [0050] 元素 Cu Pb Zn S Au Ag含量(％) 8.96 7.94 15.21 29.50 28.68 440.19 元素 TFe Fe2O3 As Bi Mo SiO2 含量(％) 21.43 30.64 0.20 0.15 0.20 1.57 元素 Al2O3 P2O5 TiO2 CaO MgO K2O 含量(％) 0.46 0.01 0.03 0.63 0.39 0.06 [0051] 采用本发明对该矿石实施，具体步骤如下： [0052] (1)将待浮选分离的铜铅锌混合精矿输送至磨矿系统进行磨矿，在磨矿浓度为70％～75％条件下将其磨至粒度‑0.074mm达85％后，再调节矿浆浓度为28％～35％，磨矿时必须在第一台磨机进料口添加调整剂石灰1000g/t和铜、铅离子的高效沉淀剂YJ‑1 600g/t； [0053] (2)将步骤(1)所得矿浆引入1#搅拌桶，加入硫化锌的抑制剂硫酸锌2000g/t+亚硫酸钠1000g/t调浆3分钟后，流入2#搅拌桶，分别添加铜、铅的捕收剂Z‑200 18g/t和YK90610g/t调浆2分钟； [0054] (3)将步骤(2)所得矿浆引入浮选机中进行铜铅混合浮选。在此过程中，进行一次粗选(浮选5分钟)和两次扫选(扫选一、二各分别浮选4分钟)，其中扫选一添加硫化锌的抑制剂硫酸锌800g/t+亚硫酸钠400g/t，调浆3分钟后，添加铜铅的捕收剂Z‑200 5g/t+YK9065g/t，调浆2分钟后进行浮选，扫选二添加硫化锌的抑制剂硫酸锌400g/t+亚硫酸钠200g/t(调浆3分钟)和铜铅捕收剂Z‑200 2g/t+YK906 2g/t(调浆2分钟)后进行浮选。获得铜铅混合粗精矿和扫选二尾矿； [0055] (4)将步骤(3)所得扫选二尾矿引入3#搅拌桶，添加硫化锌的活化剂硫酸铜100g/t调浆3分钟，然后流入4#搅拌桶，添加硫化锌的捕收剂YK906 35g/t和起泡剂2#油10g/t调浆2分钟； [0056] (5)将步骤(4)的矿浆引入浮选机进行硫化锌浮选。在此过程中，进行一次粗选(浮选5分钟)、三次精选(精选一、二、三分别浮选4分钟、3分钟和3分钟)和两次扫选(扫选一、二分别浮选4分钟)，其中精选一、精选二分别添加石灰300g/t和100g/t，调浆3分钟；扫选一添加硫化锌的活化剂硫酸铜50g/t，调浆3分钟后，添加硫化锌的捕收剂YK90615g/t，调浆2分钟；扫选二添加硫化锌的活化剂硫酸铜25g/t，调浆3分钟后加硫化锌的捕收剂YK906 10g/t，调浆2分钟。获得硫化锌精矿和尾矿； [0057] (6)将步骤(4)所得铜扫选二尾矿和步骤(5)所得矿铜粗选尾矿、中矿铜扫选尾矿合并进入3#搅拌桶，添加稀硫酸将pH值调整为5.5，在4#搅拌桶中添加硫酸铜500g/t+2号油10g/t+丁黄药50g/t，调浆3分钟，进行锌粗选，得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿； [0058] (7)将步骤(6)所得铜铅粗精矿浆引入浮选机进行铜铅混合精选，共进行三次混合精选(精选一、二、三分别浮选4分钟、3分钟和3分钟)。在此过程中，精选二添加硫化锌的抑制剂硫酸锌100g/t+亚硫酸钠50g/t，调浆3分钟。其中精选一尾矿和步骤(2)中2#搅拌桶矿浆合并流入铜铅混合粗选作业，而将铜铅混合精矿浓缩至浓度为60％。 [0059] (8)预处理中的铜铅混合精矿(60％)脱药，用三段搅拌来实现(7#搅拌桶、8#搅拌桶及9#搅拌桶)。将步骤(7)所得铜铅混合精矿送入7#搅拌桶，添加硫化钠1200g/t和活性炭2800g/t搅拌10分钟，然后依次流入8#、9#搅拌桶再各搅拌10分钟； [0060] (9)将步骤(8)所得矿浆引入10#搅拌桶，加入硫化铜的抑制剂YK520 5000g/t高浓度调浆3分钟后，在11#搅拌桶添加硫化铅的捕收剂YK902 450g/t和起泡剂2#油100g/t高浓度搅拌2分钟，然后添加清水，调浆至矿浆浓度为10％～20％； [0061] (10)将步骤(9)所得矿浆送入铜铅分离浮选机进行分离，在此过程中，进行一次粗选(浮选3分钟)，三次精选(精选一、二、三分别浮选3分钟、2分钟和2分钟)，两次扫选(扫选一、二各浮选2分钟)。精选一、二分别添加硫化铜的抑制剂YK520为600g/t和300g/t(各调浆3分钟)；扫选一、二分别添加硫化铜抑制剂YK520为2000g/t和1000g/t(各调浆3分钟)及扫选一、二分别添加硫化铅捕收剂YK902为150g/t和100g/t(各调浆2分钟)；同时，扫选一添加起泡剂2#油50g/t(调浆2分钟)。最终获得硫化铜精矿和硫化铅精矿。 [0062] 采用该方法实施后，获得的浮选结果具体如表4所示。 [0063] 表4浮选结果 [0064] [0065] 对比例 [0066] 如图3所示，现有复杂铜铅锌混合精矿处理方法是采用“再磨脱药‑铜铅混浮‑铜铅分离‑尾矿选锌”的方法进行处理。 [0067] (1)将待浮选分离的铜铅锌混合精矿输送至磨矿系统进行磨矿，在磨矿过程中添加Na2S2000g/t和炭粉2000g/t，磨至粒度‑0.019mm占80％以上后，通过过滤去除混合精矿中的碳粉； [0068] (2)将步骤(1)过滤所得精矿送入1#搅拌桶，加入硫化锌的抑制剂硫酸锌30000g/t+亚硫酸钠30000g/t，调浆3分钟后，流入2#搅拌桶，添加铜铅的捕收剂Z‑200 40g/t+乙硫氮80g/t，调浆3分钟，引入浮选机中进行铜铅混合浮选，得到铜铅精矿和铜铅粗选尾矿； [0069] (3)将步骤(2)所得铜铅精矿矿浆引入浮选机中进行铜铅精选一，添加抑制剂硫酸锌5000g/t+亚硫酸钠5000g/t，调浆3分钟后，得到铜铅精矿和中矿1； [0070] (4)将步骤(2)所得铜铅粗选尾矿矿浆引入浮选机中进行铜铅扫选，添加抑制剂硫酸锌15000g/t+亚硫酸钠15000g/t+捕收剂Z‑200 20g/t+乙硫氮40g/t，调浆3分钟，铜铅扫选精矿进入铜铅精选一，铜铅扫选尾矿进入锌粗选； [0071] (5)将步骤(3)所得铜铅精矿进行一次铅粗选、一次铅扫选、一次铅精选，铅粗选添加pH值调整剂CaO 2000g/t，添加捕收剂BK520 1000g/t+乙硫氮100g/t+2号油10g/t，调浆3分钟，铅扫选添加捕收剂BK520 500g/t+乙硫氮50g/t+2号油5g/t，调浆3分钟，铅粗选精矿进入铅精选，铅粗选尾矿进入铅扫选，铅精选精矿为最终铅精矿，铅精选尾矿为中矿2，铅扫选精矿进入铅精选，铅扫选尾矿为最终铜精矿； [0072] (6)将步骤(4)所得铜铅扫选尾矿进行锌粗选，粗选前添加Na2S1000g/t和炭粉1000g/t，过滤去除其中的碳粉，添加pH值调整剂CaO 2000g/t，添加铜抑制剂CuSO42000g/t，捕收剂丁基黄药50g/t+2号油10g/t，进行锌粗选； [0073] (7)将步骤(6)所得锌粗选精矿引入浮选机中进行锌精选，锌精选不添加药剂，调浆3分钟，得到最终产品锌精矿，锌粗选尾矿为尾矿。 [0074] 采用该方法实施后，获得的浮选结果具体如表5所示。 [0075] 表5“再磨脱药‑铜铅混浮‑铜铅分离‑尾矿选锌”浮选结果 [0076] [0077] 铜铅锌混合精矿采用再磨脱药‑铜铅混浮‑铜铅分离‑尾矿选锌工艺，产出的铜精矿Cu品位20.23％，Cu回收率63.06％，铅精矿Pb品位28.83％，Pb回收率36.47％，锌精矿Zn品位37.56％，Zn回收率45.48％。由于铅氧化程度深，嵌布粒度细，单体解离度差，铜铅分离困难，导致铜精矿铅锌互含高，且无法产出合格的铅精矿。故该方法对该铜铅锌混合精矿不适用。 [0078] 以上通过具体的和优选的实施例详细的描述了本发明，但本领域技术人员应该明白，本发明并不局限于以上所述实施例，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换等，均应包含在本发明的保护范围之内。 |
||||||
QQ群二维码
意见反馈
意见反馈