多金属铅锌矿石选矿分离方法_矿产百科_中国百科网
多金属铅锌矿石选矿分离方法
    &&& 1.铅―锌分选&&& 铅―锌分离方法较简单的是使用硫酸锌就取得满意的结果。然而，这种情况很少见到。这是因为铅锌矿石除了闪锌矿有时被铅和钙离子污染之外，还常常伴生有黄铁矿。特别是一种黄铁矿类型的铅锌矿石的硫锌矿石，硫化铁含量达60～70%以上。这样，仅用硫酸锌难以将铅与锌、硫矿物分离而取得较好的分选效果。此外，在外理铅―锌～铜或铅―锌―铜～硫矿石时，当矿石中含有次生硫化铜矿物时，矿浆中大量铜离子活化闪锌矿，在这种情况下更难用上述方法使之抑制。从国外选矿实践来看，铅锌分离仍以抑锌选铅的氰化工艺为主，其中以氰化钠―硫酸锌法更为普遍，其次是氰化钠―亚硫酸法。后者对次生铜含量较高，含泥较多的矿石往往能获得较好的分选效果。&&& 加拿大诺娃士柯蒂亚新建的盖斯河铅锌选厂（日处理矿石量为1500吨）。处理碳酸盐型铅锌矿石（含2.8%铅、4.2%锌），在铅、锌分选作业中，采用硫酸锌―氰化钠工艺，铅精矿品位达72%，铅回收率为94%，锌精矿品位达62%，锌回收率为92%，锌精矿中氧化镁含量仅0.35%。苏联一个铅、锌氧化率高，并含有较多次生铜的萨拉伊尔斯克铅锌选厂在采用氰化工艺（硫酸锌―硫化钠―氰化钠）的基础上补加硫酸铵和硅酸钠，对提高铅、锌回收率，尤其是氧化铝的回收率特别有效。&&& 铅锌分选的无氰工艺除了在日本各选厂中普遍使用的亚硫酸法（包括SO3）和亚硫酸钠（澳大利亚北布罗肯―希尔）外，苏联米苏尔铅―锌选厂则采用氮化物―硫酸锌的分选工艺，近一、两年来，日本和苏联分别报导了两种铅―锌分选新工艺。日本中广吉孝等人指出，将铅―锌混合精矿在30℃条件下，用17%H2SO4溶液酸化 搅拌7～10分钟，使方铅矿表面受到H2SO4作用后生成PbSO4而受到抑制，为铅―锌分选创造了抑铅选锌的新工艺。苏联克瓦幸斯克铅―
锌选厂采用高锰钾完全取代氰化钠、不仅提高了铅精矿品位，降低了铅精矿中含锌量，而且还大大简化了药剂制度。&&& 2.铜―铅分选&&& 铅―锌―铜（硫）矿石的分选工艺中，除了铜―铅与锌―（硫）分离工艺基本与铅―锌分离工艺相同外，主要问题集中在铜―铅混合精矿的分离工艺上。铜―铅分离工艺基本上有三种，即抑铜选铅的氰化法，抑铅选铜的重铬酸盐和亚硫酸（及其盐）法。目前，各国铅锌多金属矿石选厂逐渐抛弃传统的氰化法和重铬酸盐法，以防止贵金属被氰化物溶解，避免含氰、含铬的污水。&&& 亚硫酸对黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿不具抑制作用。由于其对铜矿物表面的清洗，因而有活化铜矿物的作用。亚硫酸盐对未被氰化的纯净方铅矿，在矿浆pH值5以后受到强烈抑制。在相同亚硫酸盐1.5公斤/吨用量的情况下，随着方铅矿表面氧化程度的加深，方铅矿被抑制得更厉害。&&& 亚硫酸盐对铜、铅矿物的上述选择性抑制作用，广泛地应用于铜铅分离工业生产，由于铜铅分离前，矿浆经搅拌、浮选充气等过程，方铅矿表面都不同程序地被氧化，因而可被亚硫酸盐抑制。在生产实践中，亚硫酸盐（或亚硫酸）多与其它抑制剂组合，有利于提高分选效果和稳定性。几种主要的组合方式如下：&& （1）二氧化硫、淀粉法&&& 美国圣桥矿物公司、旧金山矿、麦格芒物和加拿大布伦兹维克选厂均采用此法。圣桥矿物公司所属勃拉息―克里喀、弗菜圈，洼衣畔纳姆等选厂所处理的铜铅锌矿石，其铜铅比例一般为30：1～50：1，甚至达到10：1～100：1。铜铅分离采用二氧化硫和淀粉法。分离前加荷性化淀粉0.25～0.5公斤/吨混精，二氧化硫1.5～3公斤/吨混精，控制矿浆pH值4.5～5，搅拌3～5分，可以抑铅选铜。二氧化硫和淀粉的用量要适当，若二氧化硫不够 ，淀粉将抑制铜。&nbsp
;& （2）亚硫酸、矿浆加温法&&& 在弱酸性回路中，吸附于方铅矿表面的捕收剂随矿浆加热到60℃以上而优先解吸，而吸附于黄铜矿上的捕收剂甚至将矿浆加热到70℃也不解吸。日本花岗堂屋敷和松峰等选厂均采用矿浆加温法。铜铅混合精矿吹入蒸汽，矿浆温度升至60℃后进行铜铅分离。小坂内之岱选厂原矿品位铜1.5%铅1.6%、锌4.9%。采用二氧化矿和氢氧化钙控制矿浆pH为5.5，进行铜铅混合浮选。其铜铅混合精矿加温至70℃，矿浆pH为5.5，浮铜、抑铅。获得铅精矿品位26%、铜回收率81.8%；铅精矿品位58.1%，铅回收率70%。&& （3）亚硫酸――硫化钠法该法对含黄铁矿高、泥多、次生硫化铜高的矿石，可得到较好的结果。&& （4）硫代硫酸钠（Na2S2O3）―三氯化铁法&&& 该法能抑制被铜离子强烈活化的方铅矿、对成分复杂的矿石进行有效分离。苏联捷略诺夫斯克选厂原矿成分复杂，含有原生、次生硫化铜和氧化铜矿物，方铅矿受铜离子强烈活化。为取代氰化物，用一般亚硫酸盐法均未取得成效。米哈诺布尔研究院提出了用Fe3+―S2O32-法可以对混合精矿取得稳定的分选效果，1977年在捷略诺夫斯克选厂进行了抑铅选铜的工业试验，取得了较好指标：铜精矿品位30.27%、分离作业回收率90%；铅精矿品位68.5%、作业回收率97%。年经改进后，用硫代硫酸钠、三氯化铁作方铅矿抑剂又进行了一系列半工业和工业试验，证明对含次生铜和氧化铜为20～25%的硫化矿石，可以进行有效分离，取得较高指标。&& （5）Nuchar 分离方法&&& 此法为十四届国际选矿会议上提出的新分离方法，当处理难选的、低品位的铜铅混合精矿时，采用亚硫酸―加热法或重铬酸盐等抑制剂的抑制效果，随分离给矿中闪锌矿和黄铁矿含量的增加而急剧降低。当采用亚硫酸―加热法时，脉石矿泥的存在，
则降低铜的浮游速度。新的分离方法是将铜铅混合精矿用活性炭脱药，加重铬酸钠和水玻璃的等量混合物搅拌，再加CMC抑铅选铜。与二氧化硫―加温法相比，半工业试验铜精矿品位由27.8%提高到28.7%，分离作业铜回收率由92.9%提高到94.7%，铜精矿含铅由3.71%降到0.6%，分离作业铅的回收率由79.7%提高到97.4%。&&& 其他方法不家南朝鲜第二莲花矿业的NaHSO3与普遍水泥配合的抑铅选铜工艺。苏联别洛乌索夫铜―铅混合精矿的分离采用H2SO4（800克/吨）抑铅选铜的工艺。以及印度拉贾斯坦的拉杰普拉―达里博矿床的铜含量较低的铜铅混合精矿（铅34.8%和铜5.5%），分选试验提出方铅矿的有效抑制剂组合是碳酸锶、硅氟酸和柠檬酸的混合物的工艺等。&&& 3.锌―硫分选&&& 铅锌多金属矿石浮选工艺中，锌硫分离方法，从国内外选矿实践来看，大多采用石灰抑制硫化铁矿物（黄铁矿和磁黄铁矿）。硫酸铜活化闪锌矿。个别选厂在锌硫分离时还采用少量氰化物。值得注意的是加拿大布伦兹威克12号选矿厂处理铜―铅―锌矿石使用二氧化硫降低pH值（4.5～4.8），并用蒸汽加温方法从含铅、锌、铜和FeS2的混合精矿中仅浮选黄铁矿（浮选pH为5.0～5.3），改善了分选效果，使铅精矿品位提高8%。西德梅根选厂使用类似的方法，将锌―硫混合精矿矿浆加温至80℃，用二氧化硫在pH为4.6条件下处理，抑制闪锌矿，浮选黄铁矿，使锌精矿品位提高7%，达到55%。
Copyright by ；All rights reserved.铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺的制作方法
专利名称铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺的制作方法
技术领域本发明涉及复杂多金属硫化矿浮选分离铜、铅、锌的选矿技术，特别是铜铅锌硫化矿电 位调控优先浮选工艺。
背景技术由于铜-铅分离、铜-锌分离的难度较大，因为多数铜铅锌多金属共生矿个别金属元素含 量偏低，同时因硫化铜、铅、锌矿物属热力学性质相近的矿物，彼此分离时难度较大，这样 导致硫化铜矿物与硫化铅锌矿物难以有效分离，表现在生产上是铜、铅、锌精矿中主金属的 回收率偏低，同时杂质含量高。对于这些铜、铅、锌共生或伴生的多金属硫化矿，多数矿山 要么只分选出单一的铜精矿(如含铜23%左右、含铅2%以上、含锌4.5%以上)，要么分选 出铅精矿与锌精矿(如铅精矿含铜4~20%)，要么因选矿难度大而未有效开发，只有少数矿 山进行了铜-铅-锌的分选。即使如此，已进行铜-铅-锌分选的选矿厂多采用铜铅混浮-铜铅分 离-再浮锌工艺与铜-铅-锌优先浮选工艺，由于硫化铜矿物与硫化铅矿物可浮性相近，而硫化 锌矿物可浮性较差， 一般在处理铜铅锌多金属硫化矿时，常将铜铅选为混合精矿，然后再进 行铜铅分离，最后浮锌。这样尽管可获得单一的铜精矿，但在铜-铅分离时要采用对环境污染 的重铬酸钾等抑制铅矿物，同时铜-铅分离效果也较差，所获得的铜精矿铅、锌含量高，也会 影响铅、锌的回收率；而传统的铜-铅-锌优先浮选工艺，多采用黄原酸盐作铜矿物捕收剂， 难以将铜矿物与铅锌矿物有效分离，会影响到铅、锌主金属的回收率，同时铜精矿的质量也 不高，这使得此类资源的整体综合利用率不高。目前使用较多的铜-铅-锌优先浮选工艺，是较简单和指标较好的流程，但也存在不能同 时实现铜、铅、锌回收率都最高和铜、铅、锌主品位都最好的问题，也存在精矿质量较差和 成本较高的缺陷。中国发明专利"铅锌硫化矿电位调控浮选工艺"，专利号0公开了一种电 位调控浮选工艺，它只解决了硫化矿中铅锌的浮选分离，无法适用于铜铅锌硫化矿中多金属 浮选分离。铅锌的浮选分离相对于铜-铅分离、铜-锌分离要容易得多，因为硫化铜、铅、锌 矿物属热力学性质相近的矿物，彼此分离时难度较大，因此该专利适用范围较窄。 发明内容本发明的目的是解决现有的浮选工艺铜-铅、铜-锌分离难度大、精矿质量差、成本较高 的问题，提供一种经济、适用、简单、分离效果很好的铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺。本发明实现发明目的采取技术方案铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，包括选铜、 铅、锌步骤，优先浮铜，矿浆电位Eh为—15 一35mV、矿浆pH值为7.50-8.50，使用捕收 剂为LP-Ol，抑制剂为YN+ZnS04;其次浮铅，矿浆电位Eh为一250~_320mV、矿浆pH值为11.00~12.00，使用捕收剂为 SN-9#，抑制剂为YN+ZnS04;选锌步骤中矿浆电位Eh为一260-—330mV、矿浆pH值为11.00~12.00，使用活化剂为CuS04，捕收剂为丁黄药；浮铜时使用起泡剂为LQ-01; 浮铅时使用起泡剂为2#油； 浮铅前加入石灰调节矿浆电位Eh和矿浆pH值； 浮锌前加入石灰调节矿浆电位Eh和矿浆pH值； 选矿废水经PAM及明巩处理，活性炭吸附循环使用。从表1中可见，电位及pH值对优先浮铜影响较大，综合比较优先浮铜粗精矿中铜的回 收率与品位、杂质含量等因素，选择电位Eh为-15 -35mv， pH值为7.50-8.50。表l铜粗选电位与pH值条件试验结果&table&table see original document page 4&/column&&/row&&table&采用高选择性的LP-01作铜矿物捕收剂，(YN+ZnS04)作铅锌硫矿物的电位调整剂与 抑制剂，在矿浆电位Eh为一15 —35mV、矿浆pH值为7.50~8.50区间优先浮选硫化铜矿物； 在选铅循环中强行抑锌，即在矿桨电位Eh为一250 —320mV、矿浆pH值为11.00~12.00的 条件下，通过YN与ZnS04组合抑制剂强化抑制闪锌矿与黄铁矿等硫化矿，采用在此条件下 对铅矿物有良好捕收能力的SNY药剂浮铅;浮铅后尾矿衆在矿浆电位Eh为一260 一330mV、 矿浆pH值为11.00~12.00的条件下，采用硫酸铜作活化剂，丁黄药作捕收剂浮选硫化锌矿物。 选铅循环要把握的操作要点在于保证铅粗选矿浆电位Eh为一250 一320mV，矿浆pH 值为11.00~12.00 (不是泡沫pH值)，不得低于11.00，铅最后一次精选不得断石灰，同样要 保证矿浆pH值不得低于12.00。操作时要注意铅粗选要"勤刮泡、浅刮泡"，如有锌矿物上 浮， 一要注意矿桨电位Eh与矿浆pH值是否到位，二要注意捕收剂SN-W用量是否太大(太 大可适当减小其用量)。选锌循环要把握的操作要点在于 一般来说，选锌矿浆电位Eh为一260 一320mV，矿浆 pH值不宜超过12.5,如选锌矿浆pH较高，可通过增大CuS04与黄药用量来解决。本发明采用高选择性的LP-01作铜矿物捕收剂，(YN+ZnS04)组合药剂为抑制剂，选 用对铅矿物具有良好选择性与捕收能力的SN-9^故铅矿物捕收剂，采用石灰与(YN+ZnS04)组合药剂调节矿浆电位Eh与矿浆pH值，在矿桨电位Eh为—15~—35mV、矿浆pH值为 7.50-8.50区间优先浮选硫化铜矿物，在矿浆电位Eh为一250 一320mV、矿浆pH值为 11.00-12.00的条件进行抑锌浮铅，浮铅后尾矿桨在矿浆电位Eh为一260 一330mV、矿桨pH 值为11.00~12.00的条件下，采用CuS04作活化剂，丁黄药作捕收剂浮选硫化锌矿物，实现 了铜、铅、锌多金属硫化矿的高效分离。本发明采用的硫化铜矿物捕收剂LP-Ol对铅锌硫化矿以及硫铁矿等硫化矿选择性差，而 (YN+ZnS04)组合药剂可有效消除矿石因氧化而存在于矿浆中的PP+离子的影响，加强对 锌、硫矿物的抑制，使复杂铜铅锌多金属硫化矿的电位调控优先浮选分离变得容易进行；采 用矿浆电位Eh与矿浆pH值两个参数精密调浆，避免了采用单纯矿浆pH值作指示参数时难 以精密掌握的缺陷；实现了选矿废水厂内100%循环利用，减少了选矿废水的外排，与当前 "节能减排"的要求相符合；实现了铜铅锌的快速优先分选，目的矿物在各自的浮选循环中 快速彻底浮出，避免了中矿的恶性循环与浮选药剂的无谓消耗，属于短流程选矿，符合节能 的需要；采用的浮选药剂高效清洁，符合清洁生产的要求；工艺过程稳定，对矿石适应性强， 季节温差对指标影响小。本发明适应性强，生产指标稳定，不仅可回收铜，而且能显著提高铜、铅、锌精矿的质 量与铜、铅、锌的回收率，并大幅降低生产成本，提高盈利水平，不污染自然环境。按本发明生产铜精矿主要考核指标可达到十级品要求(YB112-82)，而采用传统的工艺 获得的铜精矿主要考核指标只能达到十三级品要求(YB112-82)，相差三个级别。某公司按本发明不公开试产半年，新增利润近七千万元，经济效益显著。
具体实施方式
以下实施例中均符合浮铜时矿浆电位Eh为一15~—35mV、矿浆pH值为7.50-8.50，浮 铅时矿浆电位Eh为一250 一320mV、矿浆pH值为11.00 12.00，选锌时矿浆电位Eh为一260~ 一330mV、矿浆pH值为11.00-12.00条件。实施例一原矿是一种以黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、并含有伴生银(金)贵金属的铜铅锌硫化矿， 银与铜矿物相关性较强，其原矿品位为Cu0.91%、 Pb0.95%、 Znl0.63%、 Agl71g/t。在球磨时加入抑制剂ZnSO4l000g/t和YN 1000g/t ，磨矿细度-200目为83%，加入捕收剂 LP-01 21g/t,起泡剂LQ-01 7 g/t，优先浮出铜矿物，浮出的铜粗精矿加入石灰对矿浆调控电位， 并进行两次精选，每次石灰用量100g/t;铜粗选之后进行两次铜扫选，每次加入LP-01 7g/t。 选铜之后，在矿桨中加入石灰6000g/t对电位进行调控，加入抑制剂ZnSO41000g/t和YN 1000g/t，加入捕收剂乙硫氮20g/t，加入起泡剂2#油7 g/t进行铅矿物浮选，对浮出的铅粗精 矿进行五次精选，其中第二、第四次精选加入石灰500g/t调控矿浆电位，并加入抑制剂 ZnSO4300g/t和YN300g/t;铅粗选之后进行两次铅扫选，每次加入乙硫氮5g/t。选铅之后根据 矿浆具体情况判断是否要加石灰调控矿浆电位，实例一选铅之后矿浆不用加石灰调控电位， 加入活化剂CuSO4600g/t，捕收剂丁黄药130g/t进行锌矿物浮选，对选出的锌粗精矿进行一次 空白精选；锌粗选之后进行两次扫选，第一次扫选药剂用量为粗选的1/3，第二次扫选药剂用量为第一次扫选的1/3。闭路选别结果见表2:表2:&table&table see original document page 6&/column&&/row&&table&实施例二对另一不同品位的原矿，与实例一相比原矿性质不同主要体现在铜品位上升，形成铜铅锌多金属复杂难选硫化矿。在球磨时加入抑制剂ZnSO41000g/t和YN 1000g/t ，磨矿细度-200 目为83%，加入捕收剂LP-01 49g/t,起泡剂LQ-Ol 14 g/t,优先浮出铜矿物，浮出的铜粗精矿 加入石灰对矿浆调控电位，并进行两次精选，每次石灰用量100g/t;铜粗选之后进行两次铜 扫选，扫选一药剂用量为LP-01 14g/t，扫选二药剂用量为LP-01 7g/t。选铜之后，在矿浆 中加入石灰8000g/t对电位进行调控，加入抑制剂ZnSO42000g/t和YN 2000g/t，加入捕收剂 乙硫氮20g/t，加入起泡剂2#油7 g/t进行铅矿物浮选，对浮出的铅粗精矿进行五次精选，其 中第二、第四次精选加入石灰500g/t调控矿浆电位，第二次精选加入抑制剂ZnSO4300g/t和 YN300g/t，第四次精选加入抑制剂ZnSO4200g/t和YN200g/t;铅粗选之后进行两次铅扫选， 每次加入乙硫氮5g/t。选铅之后根据矿浆具体情况判断是否要加石灰调控矿桨电位，实例三 选铅之后矿浆不用加石灰调控电位，加入活化剂CuSO4900g/t，捕收剂丁黄药210g/t，起泡剂 2#油63g/t进行锌矿物浮选，对选出的锌粗精矿进行一次空白精选；锌粗选之后进行两次扫选， 第一次扫选药剂用量为粗选的1/3，第二次扫选药剂用量为第一次扫选的1/3。闭路选别结果 见表3:表3:&table&table see original document page 6&/column&&/row&&table&10.跳OO磨.00跳OO*注Ag的单位为g/t。从表2、表3中可看出采用本发明的实施例一、二，即在磨机中加入适量抑制剂ZnS04 和YN，选别时加入捕收能力较弱但选择性很好的捕收剂LP-Ol，同时配套使用起泡剂LQ-01, 优先浮出铜矿物；选铅时加入适量石灰对矿浆电位进行调控，再加入捕收剂乙硫氮，以浮出铅矿物；选锌时，根据具体情况判断是否要加入石灰对矿浆电位进行调控，再加入捕收剂丁 黄药，以浮出锌矿物。通过本发明最终实现了铜、铅、锌的有效分离，最主要的是实现了铜 铅、铜锌的分离，从而达到了产品高质量高回收率的目的。该发明具有处理成本低、适用范 围广的优点，是一种经济、简单、适用、分离效果很好的铜铅锌复杂硫化矿的浮选工艺流程。 本说明书中未作详细描述之内容为本领域专业技术人员公知现有技术。
1、铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，包括选铜、铅、锌步骤，其特征是优先浮铜，矿浆电位Eh为-15～-35mV、矿浆pH值为7.50～8.50，使用捕收剂为LP-01，抑制剂为YN+ZnSO4。
2、 根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其特征是 其次浮铅，矿浆电位Eh为一250 一320mV、矿浆pH值为11.00-12.00，使用捕 收剂为SN-9#，抑制剂为YN+ZnS04。
3、 根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其特征是 选锌步骤中矿浆电位Eh为一260~—330mV、矿桨pH值为11.00~12.00，使用活 化剂为CuS04，捕收剂为丁黄药。
4、 根据权利要求1所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其特征是 浮铜时使用起泡剂为LQ-Ol。
5、 根据权利要求2所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其特征是 浮铅时使用起泡剂为2#油。
6、 根据权利要求2所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其特征是 浮铅前加入石灰调节矿浆电位Eh和矿浆pH值。
7、 根据权利要求3所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其特征是 浮锌前加入石灰调节矿浆电位Eh和矿浆pH值。
8、 根据权利要求1或2或3所述铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，其 特征是选矿废水经PAM及明矾处理，活性炭吸附循环使用。
本发明涉及复杂多金属硫化矿浮选分离铜、铅、锌的选矿技术，特别是铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺。铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选工艺，包括选铜、铅、锌步骤，优先浮铜，矿浆电位Eh为-15～-35mV、矿浆pH值为7.50～8.50，使用捕收剂为LP-01，抑制剂为YN+ZnSO&sub&4&/sub&。本发明解决了现有的浮选工艺铜-铅、铜-锌分离难度大、精矿质量差、成本较高的问题。
文档编号B03D101/04GKSQ
公开日日 申请日期日 优先权日日
发明者群 严, 何丽萍, 罗仙平 申请人:罗仙平