一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法专利检索-浮选药剂所起的特定作用专利检索查询-专利查询网

一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法
申请号	CN202410271371.7	申请日	2024-03-11	公开(公告)号	CN118045693A	公开(公告)日	2024-05-17
申请人	云南省地质矿产勘查开发局中心实验室(自然资源部昆明矿产资源检测中心);			发明人	孙广周; 李向益; 黄斌; 杨社平;
摘要	本发明涉及一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，属于矿物加工技术领域。该高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，步骤包括：将高硫硫化铜铅锌矿进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆；将得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿；将得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿；将得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿。本方法选矿药剂绿色环保，分离效率高，生产易于控制，药剂用量少、生产成本低等，实现了高硫铜铅锌高效分离，矿产资源得到了有效利用。
权利要求	1.一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于步骤包括： S1、将高硫硫化铜铅锌矿进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆； S2、将S1得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿； S3、将S2得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿； S4、将S3得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿。 2.根据权利要求1所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S1中高硫硫化铜铅锌矿调浆过程中加入石灰调节PH＝9‑10。 3.根据权利要求1所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S1中高硫硫化铜铅锌矿中磨矿时添加硫酸锌和亚硫酸钠。 4.根据权利要求1所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S2中JC‑1铅锌组合抑制剂由CMC、腐殖酸、碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比0.8:0.2:1:1组成，JC‑1铅锌组合抑制剂添加量为80‑300g/t。 5.根据权利要求4所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S2中铜浮选为一次粗选和三次精选，粗选过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂和捕收剂Z‑200；第一次精选过程中加入捕收剂Z‑200，剩余两次精选不添加药剂，第一次粗选剩余的尾矿为铜浮选尾矿。 6.根据权利要求1所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S3中JC‑2锌组合抑制剂由碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比为1:1制成，JC‑2锌组合抑制剂添加量为50‑200g/t。 7.根据权利要求6所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S3中铅浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选和第一次精选过程中均添加JC‑2锌组合抑制剂，捕收剂为乙黄药和苯胺黑药，两次扫选后得到的尾矿为铅浮选尾矿。 8.根据权利要求1所述的高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其特征在于：所述S4中锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中添加硫酸铜和苯甲羟肟酸作为活化剂，乙黄药和苯胺黑药为捕收剂。
说明书全文	一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法技术领域 [0001] 本发明涉及一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，属于矿物加工技术领域。背景技术 [0002] 在高硫硫化铜铅锌多金属矿浮选分离技术上，主要分为优选浮选、铜铅混浮—铜铅分离—尾矿选锌两种工艺，在铅混浮—铜铅分离—尾矿选锌工艺中，目前较为成熟的方法有重铬酸钾法(抑铅浮铜)和氰化物法(抑铜浮铅)，且两种方法均存在环境污染大，且抑制黄铁矿过程中往往需要添加大量的石灰，生产过程中易造成管路堵塞，影响流程的畅通。在优先浮选工艺中，由于磨矿过程中会产生的铜离子，铅锌硫易浮难抑制，如矿石中闪锌矿中存在乳滴状或细粒状的黄铜矿，则铜铅锌的分离更加困难，针对铜铅锌浮选分离存在的问题，本发明提出一种低碱度条件下高硫铜铅锌梯级浮选分离方法，实现了难选铜铅锌多金属硫化矿的高效分离。 [0003] 专利申请号为2020101861501，一种硫化铜铅锌矿处理方法，公开了待浮选分离的硫化铜铅锌矿，通过磨矿系统，所得矿浆引入浮选机中进行铜铅混合浮选，一次粗选和两次扫选，获得铜铅混合粗精矿和扫选二尾矿；矿浆引入浮选机进行硫化锌浮选，进行一次粗选、三次精选和两次扫选，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；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，三次精选，两次扫选，最终获得硫化铜精矿和硫化铅精矿。该申请中将硫化铜铅锌矿加入锌抑制剂浮选，获得铜铅混合粗精矿和尾矿，从尾矿中浮选硫化锌精矿；铜铅混合粗精矿脱药后在加入铜抑制剂浮选得到硫化铜精矿和硫化铅精矿，该申请仍然存流程复杂、处理药剂多、成本高等问题。发明内容 [0004] 针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法。本发明处理高硫硫化铜铅锌矿过程中采用先浮铜‑后浮铅‑再浮锌的流程，在浮铜过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂，将高硫硫化铜铅锌矿中铅锌矿物得到有效抑制，高效浮选出铜精矿；然后在浮铅过程中加入JC‑2锌组合抑制剂，加强对锌的抑制，特别是对闪锌矿中包裹乳滴状或细粒状的黄铜矿有较好的抑制作用获得铅精矿，最后对铅浮选尾矿进行浮选获得锌精矿。本发明通过以下技术方案实现。 [0005] 一种高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，步骤包括： [0006] S1、将高硫硫化铜铅锌矿进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆； [0007] S2、将S1得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿； [0008] S3、将S2得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿； [0009] S4、将S3得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿。 [0010] 所述S1中高硫硫化铜铅锌矿调浆过程中加入石灰调节PH＝9‑10。 [0011] 所述S1中高硫硫化铜铅锌矿中磨矿时添加硫酸锌和亚硫酸钠。 [0012] 所述S2中JC‑1铅锌组合抑制剂由CMC、腐殖酸、碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比0.8:0.2:1:1组成，JC‑1铅锌组合抑制剂添加量为80‑300g/t。 [0013] 所述S2中铜浮选为一次粗选和三次精选，粗选过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂和捕收剂Z‑200；第一次精选过程中加入捕收剂Z‑200，剩余两次精选不添加药剂，第一次粗选剩余的尾矿为铜浮选尾矿。 [0014] 所述S3中JC‑2锌组合抑制剂由碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比为1:1制成，JC‑2锌组合抑制剂添加量为50‑200g/t。 [0015] 所述S3中铅浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选和第一次精选过程中均添加JC‑2锌组合抑制剂，捕收剂为乙黄药和苯胺黑药，两次扫选后得到的尾矿为铅浮选尾矿。 [0016] 所述S4中锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中添加硫酸铜和苯甲羟肟酸作为活化剂，乙黄药和苯胺黑药为捕收剂。 [0017] 其具体过程为： [0018] S1、将高硫硫化铜铅锌矿进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆；调浆浓度为25‑30wt％，调浆过程中添加500g/t‑1000g/t石灰调整PH＝9‑10，磨矿过程中添加硫酸锌750 ‑1000g/t、亚硫酸钠500g/t，控制溢流细度‑200目占80‑90％； [0019] S2、将S1得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿；JC‑1铅锌组合抑制剂由CMC、腐殖酸、碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比0.8:0.2:1:1组成，JC‑1铅锌组合抑制剂添加量为80‑300g/t；铜浮选为一次粗选和三次精选，粗选过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂，搅拌5‑10min，然后加入捕收剂18‑30g/tZ‑200，搅拌1‑5min；第一次精选过程中加入5g/t捕收剂Z‑200，剩余两次精选不添加药剂，第一次粗选剩余的尾矿为铜浮选尾矿； [0020] S3、将S2得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿；JC‑2锌组合抑制剂由碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比为1:1制成，JC‑2锌组合抑制剂添加量为50‑200g/t；铅浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中均添加50‑200g/t的JC‑2锌组合抑制剂，搅拌5‑10min，然后加入10g/t‑40g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药捕收剂搅拌1‑5min，粗选得到的铅粗精矿再磨至‑400目占95％后进行3次精选，精选I中加入JC‑2为50‑100g/t，精选II、精选III不添加药剂，最终产出铅精矿，两次扫选后得到的尾矿为铅浮选尾矿； [0021] S4、将S3得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿，其中锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中添加100‑200g/t硫酸铜和20g/t苯甲羟肟酸作为活化剂搅拌5‑10min，10g/t‑30g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药为捕收剂搅拌1‑5min。 [0022] 上述g/t指的是每吨高硫硫化铜铅锌矿加入的试剂为多少克。 [0023] 上述JC‑1铅锌组合抑制剂和JC‑2锌组合抑制剂中组合物为市购的试剂和产品。 [0024] 本发明的有益效果是：本方法选矿药剂绿色环保，分离效率高，生产易于控制，药剂用量少、生产成本低等，实现了高硫铜铅锌高效分离，矿产资源得到了有效利用。附图说明 [0025] 图1是本发明工艺流程示意图。具体实施方式 [0026] 下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。 [0027] 实施例1 [0028] 如图1所示，该高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其具体过程为： [0029] S1、将高硫硫化铜铅锌矿(Cu0.36％、Pb1.30％、Zn2.26％、Ag23.99g/t，S7.02％)进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆；调浆浓度为25wt％，调浆过程中添加500g/t石灰调整PH＝9‑10，磨矿过程中添加硫酸锌950g/t、亚硫酸钠500g/t，控制溢流细度‑200目占80％； [0030] S2、将S1得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿；JC‑1铅锌组合抑制剂由CMC、腐殖酸、碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比0.8:0.2:1:1组成，JC‑1铅锌组合抑制剂添加量为90g/t；铜浮选为一次粗选和三次精选，粗选过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂，搅拌5min，然后加入捕收剂18g/tZ‑200，搅拌1min；第一次精选过程中加入5g/t捕收剂Z‑200，剩余两次精选不添加药剂，第一次粗选剩余的尾矿为铜浮选尾矿； [0031] S3、将S2得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿；JC‑2锌组合抑制剂由碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比为1:1制成，JC‑2锌组合抑制剂添加量为200g/t；铅浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中均添加200g/t的JC‑2锌组合抑制剂，搅拌5min，然后加入30g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药捕收剂搅拌1min，粗选得到的铅粗精矿再磨至‑400目占95％后进行3次精选，精选I中加入JC‑2为50g/t，精选II、精选III不添加药剂，最终产出铅精矿，两次扫选后得到的尾矿为铅浮选尾矿； [0032] S4、将S3得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿，其中锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中添加120g/t硫酸铜和20g/t苯甲羟肟酸作为活化剂搅拌5min，30g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药为捕收剂搅拌5min。 [0033] 本实施例中铜精矿产率1.43％、Cu21.33％，含Pb5.48％、Zn5.49％，铜回收率83.54％；铅精矿产率1.86％、Pb51.82％，含Cu1.61％、Zn9.95％，铅回收率83.71％；锌精矿产率3.80％、Zn49.83％，含Cu0.20％、Pb0.86％，锌回收率84.15％；富集在铜精矿中Ag691g/t、银回收率43.36％；富集在铅精矿中Ag477g/t、银回收率39.13％；尾矿含Cu0.017％、Pb0.10％、Zn0.10％的技术指标。 [0034] 实施例2 [0035] 如图1所示，该高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其具体过程为： [0036] S1、将高硫硫化铜铅锌矿(Cu0.25％、Pb0.59％、Zn3.32％，Ag11.2g/t、S5.13％)进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆；调浆浓度为30wt％，调浆过程中添加500g/t石灰调整PH＝9‑10，磨矿过程中添加硫酸锌820g/t、亚硫酸钠500g/t，控制溢流细度‑200目占83％； [0037] S2、将S1得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿；JC‑1铅锌组合抑制剂由CMC、腐殖酸、碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比0.8:0.2:1:1组成，JC‑1铅锌组合抑制剂添加量为120g/t；铜浮选为一次粗选和三次精选，粗选过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂，搅拌10min，然后加入捕收剂25g/tZ‑200，搅拌5min；第一次精选过程中加入5g/t捕收剂Z‑200，剩余两次精选不添加药剂，第一次粗选剩余的尾矿为铜浮选尾矿； [0038] S3、将S2得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿；JC‑2锌组合抑制剂由碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比为1:1制成，JC‑2锌组合抑制剂添加量为180g/t；铅浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中均添加180g/t的JC‑2锌组合抑制剂，搅拌10min，然后加入40g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药捕收剂搅拌5min，粗选得到的铅粗精矿再磨至‑400目占95％后进行3次精选，精选I中加入JC‑2为100g/t，精选II、精选III不添加药剂，最终产出铅精矿，两次扫选后得到的尾矿为铅浮选尾矿； [0039] S4、将S3得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿，其中锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中添加100g/t硫酸铜和20g/t苯甲羟肟酸作为活化剂搅拌5min，25g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药为捕收剂搅拌5min。 [0040] 本实施例获得铅精矿产率0.60％，铅品位76.64％，含银1369g/t，铅回收率86.22％、银回收率69.27％；铜精矿产率1.11％，铜品位20.24％，铜回收率91.99％；锌精矿产率6.30％，锌品位51.97％，锌回收率94.40％的技术指标。 [0041] 实施例3 [0042] 如图1所示，该高硫硫化铜铅锌低碱度梯级浮选分离方法，其具体过程为： [0043] S1、将高硫硫化铜铅锌矿(Cu 0.96％、Pb 6.75％、Zn 2.49％、Ag 85.5g/t，含s10.24％)进行调浆、磨矿得到磨矿矿浆；调浆浓度为28wt％，调浆过程中添加500g/t石灰调整PH＝9‑10，磨矿过程中添加硫酸锌1000g/t、亚硫酸钠500g/t，控制溢流细度‑200目占88％； [0044] S2、将S1得到的磨矿矿浆添加JC‑1铅锌组合抑制剂，铜浮选获得铜精矿和铜浮选尾矿；JC‑1铅锌组合抑制剂由CMC、腐殖酸、碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比0.8:0.2:1:1组成，JC‑1铅锌组合抑制剂添加量为180g/t；铜浮选为一次粗选和三次精选，粗选过程中加入JC‑1铅锌组合抑制剂，搅拌8min，然后加入捕收剂20g/tZ‑200，搅拌3min；第一次精选过程中加入5g/t捕收剂Z‑200，剩余两次精选不添加药剂，第一次粗选剩余的尾矿为铜浮选尾矿； [0045] S3、将S2得到的铜浮选尾矿添加JC‑2锌组合抑制剂，铅浮选获得铅精矿和铅浮选尾矿；JC‑2锌组合抑制剂由碳化三聚氰酸钠和硫脲按照质量比为1:1制成，JC‑2锌组合抑制剂添加量为200g/t；铅浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中均添加200g/t的JC‑2锌组合抑制剂，搅拌8min，然后加入30g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药捕收剂搅拌3min，粗选得到的铅粗精矿再磨至‑400目占95％后进行3次精选，精选I中加入JC‑2为50g/t，精选II、精选III不添加药剂，最终产出铅精矿，两次扫选后得到的尾矿为铅浮选尾矿； [0046] S4、将S3得到的铅浮选尾矿进行锌浮选得到锌精矿和尾矿，其中锌浮选为一次粗选两次扫选三次精选，粗选过程中添加150g/t硫酸铜和20g/t苯甲羟肟酸作为活化剂搅拌5min，30g/t乙黄药和10g/t苯胺黑药为捕收剂搅拌5min。 [0047] 本实施例获得铜精矿产率3.66％、Cu 24.70％，Ag 928g/t、铜回收率91.54％；富集在铜精矿中银回收率为39.70％；铅精矿产率8.63％、Pb 63.45％，Ag 462g/t，铅回收率84.99％；富集在铅精矿中银回收率为46.50％；锌精矿产率4.22％、Zn 47.15％，锌回收率 77.22％；尾矿含Cu 0.02％、Pb 0.45％、Zn 0.13％的技术指标。。 [0048] 以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。

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