一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法 |
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| 申请号 | CN202111545834.7 | 申请日 | 2021-12-17 | 公开(公告)号 | CN114377859B | 公开(公告)日 | 2024-01-05 |
| 申请人 | 乌拉特后旗紫金矿业有限公司; | 发明人 | 张千新; 孙忠梅; 马洁珍; 师彬; 邬东; 梁治安; 姚鹏; 魏转花; 李国尧; 范少春; 高剑超; 梁婷; 陈渊; 李先明; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种复杂含 碳 铅锌矿协同选矿方法，采用部分 脱碳 —优先选铅—铅中矿再磨—铅精矿高效提 铜 —铅尾快速及异步锌浮选的低 碱 盐 水 协同选矿工艺流程。本发明具有回收率高、成本低、技术线路简单而易于工业应用的优点，有利于提升有色金属行业科技含量和综合竞争 力 。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法，其特征在于，采用部分脱碳—优先选铅—铅中矿再磨—铅精矿高效提铜—铅尾快速及异步锌浮选的低碱盐水协同选矿工艺流程，包括以下步骤: |
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| 说明书全文 | 一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及矿冶技术领域，本发明涉及一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法。 背景技术[0002] 我国复杂含碳铅锌矿分布地区主要有四川、内蒙古以及广西地区等，含碳铅锌多金属矿石中的碳大部分从矿质板岩中产生，有的从泥碳质白云岩中产生，还有从灿岩一次灿岩中产生。其矿石性质具有如下特点:①含碳矿石要回收的矿物种类多，多数矿石中硫铁矿含量高，锌矿物多数是铁闪锌矿。②矿石中含碳量高，碳化程度不一样，碳的可浮性各异，碳和有用矿物及脉石紧密连生。③含碳铅锌多金属矿石嵌布粒度细，有用矿物共生关系密切，结构复杂，各种矿物互相交错，形成密集连生关系。在一种矿物中可以见到另一种矿物的包体和熔离体，且包体粒度很小。因此，含碳铅锌多金属矿石属典型复杂难选矿石，如何选择选矿工艺及浮选药剂是提高选矿指标的关键。 [0003] 处理复杂含碳铅锌硫化矿矿石，大多采用脱碳后铅锌优先浮选或脱碳后铅锌混浮再分离流程，由于矿石中碳含量较高，一般在粗磨条件下进行粗扫选，获得的粗精矿进行再磨或精选中矿再磨以强化精选效果，再磨工艺根据矿石嵌布粒度及浮选特性确定，合理的再磨工艺不仅可提高目的矿物的单体解离度，还可有效避免己解离单体矿物过磨，提高选别指标。铅锌矿石中伴生元素较多，当闪锌矿中含福.铜等杂质时，闪锌矿的可浮性较好，选别过程中难以抑制;当闪锌矿中含铁等杂质时，其可浮性随着含铁量增加而变差，浮游速度慢，对石灰等药剂敏感等，选矿过程中应选择捕收能力较强的捕收剂以提高铁闪锌矿的回收指标。当铅锌矿石中伴生有低品位铜矿资源，由于铜含量较低且多数与方铅矿复杂共生，很难获得单独的铜精矿产品，往往在铅精矿中强化回收。对于铅精矿中仅含有少量铜矿物时，大部分采用抑铅浮铜工艺。抑铅浮铜的传统方法是采用重铬酸盐作为方铅矿的抑制剂，但是重铬酸盐对人体具有强致癌的风险性，且铜铅分离后的尾矿废水存在环境污染的问题。抑铅浮铜方案中的无铬工艺主要是利用组合药剂来抑制方铅矿，例如:水玻璃合剂法(羧甲基纤维素‑水玻璃)、亚硫酸‑淀粉法、亚硫酸‑硫化钠法等及其相互组合，这些无铬工艺的抑制剂用量很高，分选效果往往有限。 [0004] 内蒙古乌拉特后旗地区年蒸发量大于降雨量，地下水含盐分较高，缺少淡水资源。2+ 2+ ‑ 部分矿山不得不利用盐水选矿。地下盐水中主要含Ca , Mg , Cl等离子，经研究发现矿物接触角和疏水作用力都随着离子浓度的增加和pH值的增加而减小，这是由于在碱性条件 2+ 2+ 下，Ca , Mg 离子水解生成亲水性的经基络合物或氢氧化物表面沉淀罩盖在矿物颗粒表面造成其疏水性下降，从而导致硫化矿物在盐水中可浮性下降。 [0005] 可见，开发高效环保的复杂含碳铅锌矿石资源选矿创新技术，对实现该类矿石资源的清洁回收与综合利用具有重要意义，亟待一种高效环保的复杂含碳铅锌矿石资源选矿方法。 发明内容[0006] 本发明针对复杂含碳铅锌矿盐水选矿过程中经常存在的脱碳作业铅锌损失大；盐水条件下铅、锌精矿品质差，铅、锌回收率低；再磨作业效率低、铅锌矿物解离差；铅精矿提铜抑制剂毒性大、对环境污染严重，分选指标差等技术难点；以及生铜资源品位低无法有效综合回收、生产用水盐度高等技术难题；通过对新技术、新工艺、新药剂的综合研究与应用，开发出“部分脱碳—优先选铅—铅中矿再磨—铅精矿高效提铜—铅尾快速‑异步锌浮选”低碱盐水协同选矿工艺，形成复杂含碳铅锌矿绿色资源化开发的集成创新技术。 [0007] 本发明公开了一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法，采用部分脱碳—优先选铅—铅中矿再磨—铅精矿高效提铜—铅尾快速及异步锌浮选的低碱盐水协同选矿工艺流程,具体包括以下步骤: [0008] S1、预先半脱碳作业： [0009] 添加石灰500g/t进行磨矿，添加煤油用量 40g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，得到脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入优先选铅作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业，还得到碳精矿进行优先选铅作业；在可选的实施例中，碳粗选也可以分为多次进行，如分三次进行， 每次的适宜用量分别为40g/t、30g/t和30g/t。 [0010] 本发明采用部分脱碳工艺，主要是针对原矿石铅锌品位低、含碳高且嵌布粒度微细，碳主要赋存在石墨中，其分布率为67.16%，而采用部分脱碳‑铅锌优先浮选工艺，相比不脱碳工艺及全脱碳工艺，具有铅、锌精矿品位高、回收率高、工艺流程简单、生产成本低等优势。 [0011] 目前除碳主要方法存在以下弊端：“三粗一精”全脱碳工艺，缺点碳精矿铅锌损失大，工艺流程长；而不脱碳会造成碳在作业中累积，精矿品质差；本发明所采用的半脱碳，工艺流程简单，药剂制度简单，碳精矿铅锌损失小。 [0012] 作为本发明实施方式的进一步改进，鉴于矿石中闪锌矿、方铅矿等主要金属矿物嵌布粒度较细，黄铁矿、磁黄铁矿等较粗，S1之前还可以包括：原矿石磨矿，经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠用量200‑250g/t和石灰用量500g/t，至磨矿产品磨矿细度为‑74μm占75%‑85%。 [0013] S2、铅优先浮选：低碱条件下盐水协同选矿新工艺，仅加入乙硫氮40‑60g/t和煤油10‑20g/t，降低石灰及锌抑制剂用量，确定生产用水盐度为4.5g/L左右; 降低石灰用量（pH为8‑ 9），减弱了盐水中离子对选矿的不利应用，提高铅锌回收指标； [0014] 本发明采用低碱条件下盐水协同选矿新工艺，利用盐水中电解质离子能够减小气2+ 2+ 泡尺寸、增强泡沫稳定性及减弱矿泥罩盖的优势，结合盐水中Mg 、Ca 离子在高碱度的矿浆中水解生成亲水性的羟基络合物或氢氧化物沉淀黏附在矿物表面造成矿物可浮性降低的缺点，对铅锌浮选药剂制度进行优化，适当降低石灰及锌抑制剂用量，实现低碱环境下复杂含碳铅锌矿盐水协同选矿工艺。在铅精矿、锌精矿品质不降低的条件下，铅回收率提高4个百分点以上、锌回收提高3个百分点以上。 [0015] S3、选择性磨矿，提高铅回收指标；本发明采用“铅中矿再磨”工艺替代原有“铅粗精矿再磨”工艺，通过将锌精‑排和扫‑泡合并进入铅再磨，强化铅锌连生体的再磨解离；同时减小研磨介质的尺寸，加强研磨作用，提高方铅矿解离度，从而降低铅锌互含，在保证铅精矿品质不降低的条件下，提高铅回收率约1个百分点以上；中矿再磨强化连生体的再磨解离，避免铅过磨；生产中减小研磨介质的尺寸，使用 φ40，加强研磨作用，改善铅再磨效果。 [0016] S4、快速‑异步锌浮选工艺，提高锌回收指标。本发明采用“快速‑异步锌浮选”工艺替代原有“锌粗精矿再磨”工艺。通过异步粗选将易浮锌矿物快速浮选，难浮(连生体)锌矿物选择性再磨后强化精选工艺以提高连生体的解离度，同时避免已解离闪锌矿过磨，从而提高锌硫分离效率，提高锌综合回收指标。 [0017] 具体的快速‑异步锌浮选工艺具体包括： [0018] 对于铅尾矿，添加150g/t的硫酸铜和40g/t的异丁基黄药进行快浮，然后有两个阶段的锌粗选+再磨工艺，分别用去80g/t的硫酸铜、8g/t的异丁基黄药和20g/t的硫酸铜、5g/t的异丁基黄药，得到尾矿；粗选得到的固体颗粒经过加入石灰再磨的工艺；分别使用500g/t、160g/t和100g/t的石灰，得到锌精矿。 [0019] 本发明采用快浮将易浮锌矿物快速浮选，避免流程中循环，同时避免过磨；两段锌粗选+再磨，强化连生体再磨解离；采用异丁基黄药加强对锌的捕收，降低尾矿锌损失；从而提高锌回收指标；采用快浮‑异步锌浮选工艺闭路，以异丁基黄药替代现场黄药，相比现场工艺，精矿品位相当条件下，锌回收率提升了8个多百分点。 [0020] S5、铅精矿提铜工艺： [0021] 对得到的中间产物铜铅混合精矿进行提铜作业，添加药剂为硫酸10000g/t，ZJ201 6000g/t，Z200 16g/t，经过第一步粗选后得到铜粗矿和铅粗矿，在铜粗矿种加入ZJ201 1000 g/t进行第一步精选，再加入ZJ201 1000 g/t和Z200 4 g/t进行第二次精选，再加入ZJ201 500 g/t和Z200 4 g/t进行第三次精选；在铅粗矿加入ZJ201 3000 g/t和Z200 8g/t，进行第一步扫选，再加入ZJ201 1000 g/t和Z200 4g/t，进行第二步扫选，得到铅精矿。 [0022] 本发明采用有机抑制剂ZJ201强化回收超低品位伴生铜资源（原矿含铜＜0.05%），该抑制剂具有环保无毒、成本低廉、添加安全、使用方便、在水中容易自然降解等特点。铅（铜）精矿提铜试验得到铜精矿铜品位＞20%，含铅＜5%，铜回收率＞92%，铅损失率＜1%的作业指标。 [0023] 本发明为复杂含碳铅锌矿开发提供了一种回收率高、成本低、技术线路简单而易于工业应用的回收方案，为实现复杂含碳铅锌矿石资源清洁选矿和高效综合回收，提高企业的经济效益和社会效益，保护环境提供了一条新的途径。附图说明 [0024] 为了更为清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术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，对于本领域普通技术人员而言，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它附图。 [0025] 图1为本发明涉及的一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法的流程示意图。 具体实施方式[0026] 为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。需要说明的是，在不冲突的情况下，本发明中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。 [0027] 本发明针对复杂含碳铅锌矿盐水选矿过程中经常存在的脱碳作业铅锌损失大；盐水条件下铅、锌精矿品质差，铅、锌回收率低；再磨作业效率低、铅锌矿物解离差；铅精矿提铜抑制剂毒性大、对环境污染严重，分选指标差等技术难点；以及生铜资源品位低无法有效综合回收、生产用水盐度高等技术难题；通过对新技术、新工艺、新药剂的综合研究与应用，开发出“部分脱碳—优先选铅—铅中矿再磨—铅精矿高效提铜—铅尾快速‑异步锌浮选”低碱盐水协同选矿工艺，形成复杂含碳铅锌矿绿色资源化开发的集成创新技术。 [0028] 本发明公开了一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法，采用部分脱碳—优先选铅—铅中矿再磨—铅精矿高效提铜—铅尾快速及异步锌浮选的低碱盐水协同选矿工艺流程,如图1所示，具体包括以下步骤: [0029] S1、预先半脱碳作业： [0030] 添加石灰500g/t进行磨矿，添加煤油用量 40g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，得到脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入优先选铅作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业，还得到碳精矿进行优先选铅作业； [0031] 本发明采用部分脱碳工艺，主要是针对原矿石铅锌品位低、含碳高且嵌布粒度微细，碳主要赋存在石墨中，其分布率为67.16%，而采用部分脱碳‑‑铅锌优先浮选工艺，相比不脱碳工艺及全脱碳工艺，具有铅、锌精矿品位高、回收率高、工艺流程简单、生产成本低等优势。 [0032] 目前除碳主要方法存在以下弊端：“三粗一精”全脱碳工艺，缺点碳精矿铅锌损失大，工艺流程长；而不脱碳会造成碳在作业中累积，精矿品质差；本发明所采用的半脱碳，工艺流程简单，药剂制度简单，碳精矿铅锌损失小。 [0033] 作为本发明实施方式的进一步改进，鉴于矿石中闪锌矿、方铅矿等主要金属矿物嵌布粒度较细，黄铁矿、磁黄铁矿等较粗，S1之前还可以包括：原矿石磨矿，经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠用量200‑250g/t和石灰用量500g/t，至磨矿产品磨矿细度为‑74μm占75%‑85%。 [0034] 表1 脱碳石灰用量试验结果 [0035] [0036] 从表1可以看出：随着石灰用量的增加，碳粗精矿的碳品位和回收率基本不变，碳粗精矿中的铅锌损失率略有降低。根据浮选现象来看，石灰的添加有利于脱碳作业泡沫的稳定，用量在500g/t时现象较好，故选择碳粗选石灰用量为500g/t。 [0037] 脱碳作业捕收剂种类及用量试验结果列于表2。 [0038] 表2碳粗选捕收剂种类及用量试验结果 [0039] [0040] 从表2可以看出：（1）脱碳作业使用单一2号油作为碳的捕收剂时，随着2号油用量的增加，碳粗精矿和碳中矿产率增加，碳品位降低，铅锌损失率增加；脱碳作业以乳化煤油配合2号油作为碳捕收剂时，对碳的品位和铅锌损失率的降低均没有明显效果，故选择使用单一的2号油作为碳的捕收剂，碳粗选1、2、3的适宜用量分别为40g/t、30g/t和30g/t。 [0041] S2、铅优先浮选：低碱条件下盐水协同选矿新工艺，仅加入乙硫氮40‑60g/t和煤油10‑20g/t，降低石灰及锌抑制剂用量，确定生产用水盐度为4.5g/L左右; 降低石灰用量（pH为8‑ 9），减弱了盐水中离子对选矿的不利应用，提高铅锌回收指标； [0042] 本发明采用低碱条件下盐水协同选矿新工艺，利用盐水中电解质离子能够减小气2+ 2+ 泡尺寸、增强泡沫稳定性及减弱矿泥罩盖的优势，结合盐水中Mg 、Ca 离子在高碱度的矿浆中水解生成亲水性的羟基络合物或氢氧化物沉淀黏附在矿物表面造成矿物可浮性降低的缺点，对铅锌浮选药剂制度进行优化，适当降低石灰及锌抑制剂用量，实现低碱环境下复杂含碳铅锌矿盐水协同选矿工艺。在铅精矿、锌精矿品质不降低的条件下，铅回收率提高4个百分点以上、锌回收提高3个百分点以上。 [0043] 表3铅粗选捕收剂用量试验结果 [0044] [0045] 从表3可以看出：随着乙硫氮用量的增加，铅粗精矿铅品位有降低趋势；铅回收率有增加趋势，综合考虑选择铅粗选乙硫氮用量为40g/t。 [0046] S3、选择性磨矿，提高铅回收指标；本发明采用“铅中矿再磨”工艺替代原有“铅粗精矿再磨”工艺，通过将锌精‑排和扫‑泡合并进入铅再磨，强化铅锌连生体的再磨解离；同时减小研磨介质的尺寸，加强研磨作用，提高方铅矿解离度，从而降低铅锌互含，在保证铅精矿品质不降低的条件下，提高铅回收率约1个百分点以上；中矿再磨强化连生体的再磨解离，避免铅过磨；生产中减小研磨介质的尺寸，使用 φ40，加强研磨作用，改善铅再磨效果。 [0047] S4、快速‑异步锌浮选工艺，提高锌回收指标。本发明采用“快速‑异步锌浮选”工艺替代原有“锌粗精矿再磨”工艺。通过异步粗选将易浮锌矿物快速浮选，难浮(连生体)锌矿物选择性再磨后强化精选工艺以提高连生体的解离度，同时避免已解离闪锌矿过磨，从而提高锌硫分离效率，提高锌综合回收指标。 [0048] 具体的快速‑异步锌浮选工艺具体包括： [0049] 对于铅尾矿，添加150g/t的硫酸铜和40g/t的异丁基黄药进行快浮，然后有两个阶段的锌粗选+再磨工艺，分别用去80g/t的硫酸铜、8g/t的异丁基黄药和20g/t的硫酸铜、5g/t的异丁基黄药，得到尾矿；粗选得到的固体颗粒经过加入石灰再磨的工艺；分别使用500g/t、160g/t和100g/t的石灰，得到锌精矿。 [0050] 表4 锌扫选及精选条件试验结果 [0051] [0052] 从表4可知：（1）锌精选石灰用量增加，锌精矿品位先大幅度增加，回收率小幅度降低，适宜用量为100g/t；（2）锌扫选尾矿品位和损失率基本不变，故只添加捕收剂TX‑Zn 50g/t，2号油5g/t。 [0053] 本发明采用快浮将易浮锌矿物快速浮选，避免流程中循环，同时避免过磨；两段锌粗选+再磨，强化连生体再磨解离；采用异丁基黄药加强对锌的捕收，降低尾矿锌损失；从而提高锌回收指标；采用快浮‑异步锌浮选工艺闭路，以异丁基黄药替代现场黄药，相比现场工艺，精矿品位相当条件下，锌回收率提升了8个多百分点。 [0054] S5、铅精矿提铜工艺： [0055] 对得到的中间产物铜铅混合精矿进行提铜作业，添加药剂为硫酸10000g/t，ZJ201 6000g/t，Z200 16g/t，经过第一步粗选后得到铜粗矿和铅粗矿，在铜粗矿种加入ZJ201 1000 g/t进行第一步精选，再加入ZJ201 1000 g/t和Z200 4 g/t进行第二次精选，再加入ZJ201 500 g/t和Z200 4 g/t进行第三次精选；在铅粗矿加入ZJ201 3000 g/t和Z200 8g/t，进行第一步扫选，再加入ZJ201 1000 g/t和Z200 4g/t，进行第二步扫选，得到铅精矿。 [0056] 本发明采用有机抑制剂ZJ201强化回收超低品位伴生铜资源（原矿含铜＜0.05%），该抑制剂具有环保无毒、成本低廉、添加安全、使用方便、在水中容易自然降解等特点。铅（铜）精矿提铜试验得到铜精矿铜品位＞20%，含铅＜5%，铜回收率＞92%，铅损失率＜1%的作业指标。 [0057] 本发明为复杂含碳铅锌矿开发提供了一种回收率高、成本低、技术线路简单而易于工业应用的回收方案，为实现复杂含碳铅锌矿石资源清洁选矿和高效综合回收，提高企业的经济效益和社会效益，保护环境提供了一条新的途径。 [0058] 综上所示，本发明具有以下有益效果： [0059] 1、本发明采用的半脱碳工艺结合铅锌优先浮选工艺，相比不脱碳工艺及全脱碳工艺，具有铅、锌精矿品位高、回收率高、工艺流程简单、生产成本低等优势； [0060] 2、本发明采用低碱环境下盐水协同选矿新工艺，利用盐水中电解质离子能够减小2+ 2+ 气泡尺寸、增强泡沫稳定性及减弱矿泥罩盖的优势，结合盐水中Mg 、Ca 离子在高碱度的矿浆中水解生成亲水性的羟基络合物或氢氧化物沉淀黏附在矿物表面造成矿物可浮性降低的缺点，对铅锌浮选药剂制度进行优化，在铅精矿、锌精矿品质不降低的条件下，铅回收率提高4个百分点以上、锌回收提高3个百分点以上； [0061] 3、本发明采用采用“铅中矿再磨”工艺替代原有“铅粗精矿再磨”工艺，在保证铅精矿品质不降低的条件下，提高铅回收率约1个百分点以上； [0062] 4、本发明采用“快速‑异步锌浮选”工艺替代原有“锌粗精矿再磨”工艺，通过异步粗选将易浮锌矿物快速浮选，难浮(连生体)锌矿物选择性再磨后强化精选工艺以提高连生体的解离度，同时避免已解离闪锌矿过磨，从而提高锌硫分离效率，提高锌综合回收指标。 [0063] 5、本发明采用有机抑制剂ZJ201强化回收超低品位伴生铜资源（原矿含铜＜0.05%），该抑制剂具有环保无毒、成本低廉、添加安全、使用方便、在水中容易自然降解等特点。铅（铜）精矿提铜试验得到铜精矿铜品位＞20%，含铅＜5%，铜回收率＞92%，铅损失率＜ 1%的作业指标。 [0064] 6、本发明还具有显著的经济效益，应用该工艺后，2017～2019年，企业年均处理矿石量362.77万t/a，原矿含铅0.61%、含锌2.34%，新增铅金属0.05wt/a，锌金属0.54wt/a，2019年新增铜金属约0.07 wt，年均新增产值8600多万元，新增利润4000多万元元。 |
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