CN104289317B

CN104289317B - 一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法

Info

Publication number: CN104289317B
Application number: CN201410309482.9A
Authority: CN
Inventors: 黄怀国; 赖伟强; 张卿; 林鸿汉; 叶志勇; 黄思捷; 庄荣传
Original assignee: Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Current assignee: Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Priority date: 2013-07-18
Filing date: 2014-07-01
Publication date: 2017-08-25
Anticipated expiration: 2034-07-01
Also published as: CN104289317A

Abstract

本发明涉及金属硫化矿浮选分离技术，特别是一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法。所述的浮选分离方法为如下步骤：(1)在合适的磨矿细度下，采用石灰调节矿浆电位，使矿浆电位控制在‑250～‑100mV，添加硫氨酯和黄药等铜捕收剂，不添加任何闪锌矿抑制剂，优先选铜；(2)选铜尾矿添加硫酸铜活化闪锌矿，控制矿浆电位‑220～‑70mV，使用黄药和2#油进行选锌，最终获得铜精矿和锌精矿。和现有技术相比，本发明通过调整矿浆电位，改变铜、锌矿物的可浮性，从而实现无抑制剂铜锌浮选分离。工艺流程简单，容易控制；同时可以节约药剂成本，可比传统工艺降低药剂成本5～10％。

Description

一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法

技术领域

本发明涉及金属硫化矿浮选分离技术，特别是一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法。

背景技术

我国是一个铜、锌资源较为缺乏的国家，每年需要从国外进口大量的铜锌矿石，而我国的铜锌矿石资源储量较少，且多为贫、细、杂难选冶矿石。针对这些难选冶矿石，我国科技工作者进行了大量的研究，开发了一些铜锌分离的有效药剂及工艺，对部分铜锌矿石实现了有效分离及回收。

高起鹏等采用选择性好的甲基硫氨酯进行优先选铜，实现了铜、锌矿物的有效分选。铜都公司应用选择性较好的混合捕收剂甲基硫氨脂和BK301的混合液，以及锌矿物的有效抑制剂，采用快速浮选、蒸汽加温、异步浮选的工艺，实现了铜锌硫矿物的有效分离。于雪等提出了以硫化钠作为消除和固定矿浆中的铜离子，同时硫化钠也有抑制闪锌矿和黄铁矿及脱药的作用，以选择性强的SK9011为铜锌分离捕收剂，以硫酸锌和亚硫酸钠合理配比作为闪锌矿的主要抑制剂，采用部分优先-混合浮选工艺流程，成功解决了铜锌分离问题。李玉芬等应用CCE组合抑制剂+硫酸锌+亚硫酸钠，使锌矿物在铜锌分离中得到很好的抑制，从而达到铜锌分离的目的。马晶等使用组合抑制剂硫酸锌+YS-3进行铜铅锌分离，强化分选，能使铜、铅、锌矿物有效分离。

2011.10.26公开的申请号为CN201110082452.5的中国发明专利公开了一种难选硫化矿高硫铜锌矿石浮选分离方法，该方法以C6MT胶磷酸钠作为锌矿物抑制剂，分离出铜精矿和尾矿，对尾矿进行三段浮选，采用一次粗选三次精选和二次扫选工艺，分离出锌精矿和硫精矿。

2009.10.07公开的申请号为CN200910115371.3的中国发明专利公开了一种难选铜锌硫化矿浮选分离的工艺，该发明包括选铜、选锌步骤，优先浮铜，使用捕收剂LP-02，同时添加组合抑制剂LY-02，在矿浆pH为中性条件下实现铜锌分离。

以上捕收剂和抑制剂的应用往往需要在药剂过量的条件下，才能取得较好的分离效果，这样就会出现药剂浪费现象，同时，有些药剂还含有毒性，将对环境造成影响。因此，有必要开发新型环境友好铜锌分离工艺替代现有工艺。

发明内容

本发明的提供了一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，以解决现有技术中存在的上述问题。

本发明采用如下技术方案：

一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，在不添加锌矿物抑制剂的情况下依次进行铜锌的浮选分离，包括以下步骤：

(1)对该矿先进行磨矿，直径不超过0.043mm的矿石颗粒数量占总量的80％以上；

(2)采用石灰调节矿浆电位，使矿浆电位控制在-220～-180mV，添加铜捕收剂硫氨酯/丁黄药组合10-15/20-30g/t，或添加MA/丁黄药组合20-30/20-30g/t，优先选铜；

(3)第一次铜精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-200～-190mV；

(4)第二次铜精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-210～-200mV；

(5)第三次铜精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-220～-210mV；

(6)第一次铜扫选，添加硫氨酯/丁黄药组合捕收剂6-10/10-15g/t、或是添加MA/丁黄药组合捕收剂10-15/10-15g/t；

(7)第二次铜扫选，添加丁黄药10-20g/t，或是添加MA/丁黄药组合捕收剂5-10/5-10g/t；获得选铜尾矿；

(8)锌粗选，粗选控制矿浆电位-180～-170mV，添加硫酸铜400-600g/t，丁黄药20-30g/t，2#油5-15g/t；

(9)第一次锌精选，添加硫酸铜50-150g/t，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-180～-170mV；

(10)第二次锌精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-190～-180mV；

(11)第三次锌精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-200～-190mV；

(12)第四次锌精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-200～-190mV；

(13)第一次锌扫选，添加硫酸铜150-250g/t、丁黄药10-20g/t、2#油4-8g/t，

(14)第二次锌扫选，添加丁黄药5-15g/t、2#油2-5g/t。

其中，所述的难选高硫铜锌硫化矿，矿石含硫大于30％，含铜1～5％、含锌0.5～2％。

其中，步骤(1)中，优选地，直径不超过0.043mm的矿石颗粒数量占总量的85％以上。

其中，步骤(2)中，控制电位优选为-200～-190mV。

其中，在一较佳实施例中，步骤(2)中，添加硫氨酯/丁黄药组合捕收剂，用量优选为12/24g/t。

其中，在一较佳实施例中，步骤(6)中，添加硫氨酯/丁黄药组合捕收剂8/12g/t、步骤(7)中，添加丁黄药15g/t。

在另一较佳实施例中，步骤(2)中，优选添加MA/丁黄药组合24/24g/t。

在另一较佳实施例中，步骤(6)中，添加MA/丁黄药组合捕收剂12/12g/t；步骤(7)中，添加MA/丁黄药组合捕收剂7.5/7.5g/t。

本发明的又一技术方案为：

针对高海拔地区(大于4000米)，一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，在不添加锌矿物抑制剂的情况下依次进行铜锌的浮选分离，包括以下步骤：

(2)采用石灰调节矿浆电位，使矿浆电位控制在-120～-110mV，添加铜捕收剂MA/丁黄药组合30-40/30-40g/t，优先选铜；

(3)第一次铜精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-130～-120mV；

(4)第二次铜精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-140～-130mV；

(5)第三次铜精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-150～-140mV；

(6)第一次铜扫选，MA/丁黄药组合捕收剂10-20/10-20g/t、

(7)第二次铜扫选，MA/丁黄药组合捕收剂10-20/10-20g/t，获得选铜尾矿；

(8)锌粗选，粗选控制矿浆电位-100～-90mV，添加硫酸铜500-700g/t，丁黄药20-30g/t，2#油5-15g/t；

(9)第一次锌精选，添加硫酸铜50-150g/t，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-110～-100mV；

(10)第二次锌精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-120～-110mV；

(11)第三次锌精选，添加硫酸铜40-60g/t，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-130～-120mV；

(12)第四次锌精选，添加石灰调节矿浆电位，控制矿浆电位-140～-130mV；

(13)第一次锌扫选，添加硫酸铜250-350g/t、丁黄药5-15g/t、2#油4-8g/t，

(14)第二次锌扫选，添加丁黄药5-15g/t、2#油2-5g/t。。

本发明高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离工艺具有如下优点：

(1)本方法以石灰作为矿浆调整剂精确调节矿浆电位，实现无抑制剂优先选铜，选铜尾矿使用硫酸铜活化闪锌矿，同时使用石灰精确调节矿浆电位进行选锌，最终获得合格的铜精矿和锌精矿。流程简单，容易控制；

(2)节约药剂成本，可比传统工艺降低药剂成本5～10％；

(3)铜锌分离效果好，铜锌精矿互含较少，实现低品位资源的有效回收利用；

(4)使用无毒药剂，实现清洁生产。

总之，本发明通过精确控制矿浆电位，改变铜、锌矿物间的可浮性，实现无抑制剂铜锌的有效分离，铜锌选矿指标高于原工艺，且药剂成本较原工艺有一定幅度的下降。

附图说明

图1为本发明具体实施例1、2工艺流程图

图2为本发明具体实施例3工艺流程图

具体实施方式

实施例1

采用本发明方法对青海某高硫铜锌硫化矿石进行选矿试验研究，原矿元素分析见表1。

表1 原矿元素分析结果/％

*g/t

从表1数据可知，该矿可回收的主要金属元素为Cu、Zn，根据原矿性质，采用本发明工艺，具体工艺流程见附图1。主要为：

(1)优先选铜，获得合格铜精矿；

(2)再选锌，获得合格锌精矿。

如附图1所示，对该矿先进行磨矿，直径不超过0.043mm的矿石颗粒数量占总量的85.40％，再进行浮选分离，优先选铜步骤，粗选添加石灰调节矿浆电位-200～-190mV，添加硫氨酯/丁黄药组合捕收剂，用量为12/24g/t；粗精矿进行3次精选，每次精选仅添加石灰调节矿浆电位，第一次精选控制矿浆电位-200～-190mV；第二次精选控制矿浆电位-210～-200mV；第三次精选控制矿浆电位-220～-210mV；粗选尾矿进行2次扫选，每次扫选添加不同用量捕收剂，第一次扫选为硫氨酯/丁黄药组合捕收剂8/12g/t、第二次扫选为丁黄药15g/t。

选铜尾矿选锌步骤，粗选控制矿浆电位-180～-170mV，添加硫酸铜500g/t，丁黄药25g/t，2#油10g/t；粗精矿进行4次精选，仅精选Ⅰ添加100g/t硫酸铜，同时每次精选根据矿浆电位添加一定量的石灰，第一次锌精选控制矿浆电位-180～-170mV；第二次锌精选控制矿浆电位-190～-180mV；第三次锌精选控制矿浆电位-200～-190mV；第四次锌精选控制矿浆电位-200～-190mV；粗选尾矿进行2次扫选，扫选Ⅰ添加硫酸铜200g/t、丁黄药15g/t、2#油5g/t，扫选Ⅱ添加丁黄药10g/t、2#油2.5g/t。

试验结果见表2。从表2试验结果可知，经优先选铜-再选锌工艺选别后，可获得含铜18.66％、锌1.21％的铜精矿，铜回收率83.90％；含锌45.69％、铜1.47％的锌精矿，锌回收率43.90％，同时铜精矿中含金3.06g/t。由此，可说明采用本发明工艺可有效的分离回收铜锌硫化矿。同时与原工艺相比，可节约药剂成本约5％。

表2 实施例1试验结果

*g/t

实施例2

采用本发明方法对上述矿石采用MA/丁黄药组合捕收剂进行铜锌分离，具体工艺流程如附图1所示：

对该矿先进行磨矿，直径不超过0.043mm的矿石颗粒数量占总量的85.40％，再进行浮选分离，优先选铜步骤，粗选添加石灰调节矿浆电位-200～-190mV，添加MA(湖北荆江选矿药剂有限公司生产)/丁黄药组合捕收剂，用量为24/24g/t；粗精矿进行3次精选，每次精选仅添加石灰调节矿浆电位，第一次精选控制矿浆电位-200～-190mV；第二次精选控制矿浆电位-210～-200mV；第三次精选控制矿浆电位-220～-210mV；粗选尾矿进行2次扫选，每次扫选添加不同用量MA/丁黄药组合捕收剂，分别为第一次扫选12/12g/t、第二次扫选7.5/7.5g/t。

选铜尾矿选锌步骤，粗选控制矿浆电位-180～-170mV，添加硫酸铜500g/t，丁黄药20g/t、2#油8g/t；粗精矿进行4次精选，仅精选Ⅰ添加100g/t硫酸铜，同时每次精选根据矿浆电位添加一定量的石灰，第一次锌精选控制矿浆电位-180～-170mV；第二次锌精选控制矿浆电位-190～-180mV；第三次锌精选控制矿浆电位-200～-190mV；第四次锌精选控制矿浆电位-200～-190mV；粗选尾矿进行2次扫选，扫选Ⅰ添加硫酸铜200g/t、丁黄药10g/t、2#油4g/t，扫选Ⅱ添加丁黄药10g/t、2#油2g/t。

试验结果见表3。从表3试验结果可知，经优先选铜-再选锌工艺选别后，可获得含铜17.48％、锌1.33％的铜精矿，铜回收率83.71％；含锌45.22％、铜1.41％的锌精矿，锌回收率43.51％，同时铜精矿中含金3.16g/t。由此，可说明采用本发明工艺可有效的分离回收铜锌硫化矿。同时与原工艺相比，可节约药剂成本约7％。

表3 实施例2试验结果

*g/t

实施例3

采用本发明方法对上述矿石采用MA/丁黄药组合捕收剂进行现场试验，原矿元素分析见表4，具体工艺流程如附图2所示：

表4 原矿多元素分析结果/％

*g/t

由于选矿厂地处海拔4200米高原，空气稀薄，含氧量较低，仅为0.6个大气压，因此，相应的参数也需作相应的调整，具体如下：

对该矿先进行磨矿，直径不超过0.043mm的矿石颗粒数量占总量的80.25％，再进行浮选分离，优先选铜步骤，粗选添加石灰调节矿浆电位-120～-110mV，添加MA/丁黄药组合捕收剂，用量为35/35g/t；粗精矿进行3次精选，每次精选仅添加石灰调节矿浆电位，第一次铜精选控制矿浆电位-130～-120mV；第二次铜精选控制矿浆电位-140～-130mV；第三次铜精选控制矿浆电位-150～-140mV；粗选尾矿进行2次扫选，每次扫选添加不同用量MA/丁黄药组合捕收剂，分别为15/15g/t、10/10g/t。

选铜尾矿选锌步骤，粗选控制矿浆电位-100～-90mV，添加硫酸铜600g/t，丁黄药25g/t、2#油10g/t；粗精矿进行4次精选，精选Ⅰ和精选Ⅲ分别添加100、50g/t硫酸铜，同时每次精选根据矿浆电位添加一定量的石灰，第一次精选控制矿浆电位-110～-100mV；第二次控制矿浆电位-120～-110mV；第三次控制矿浆电位-130～-120mV；第四次精选控制矿浆电位-140～-130mV；粗选尾矿进行2次扫选，扫选Ⅰ添加硫酸铜300g/t、丁黄药10g/t、2#油5g/t，扫选Ⅱ添加丁黄药10g/t、2#油2.5g/t。

试验结果见表5。从表5试验结果可知，经优先选铜-再选锌工艺选别后，可获得含铜16.75％、锌1.63％的铜精矿，铜回收率80.40％；含锌43.59％、铜1.52％的锌精矿，锌回收率31.14％，同时铜精矿中含金1.14g/t。由此，可说明采用本发明工艺可有效的分离回收铜锌硫化矿。与现场原药剂制度相比，可节约药剂成本约6％。

表4 实施例3试验结果

*g/t

上述仅为本发明的具体实施例，但本发明的设计构思并不局限于此，凡利用此构思对本发明进行非实质性的改动，均应属于侵犯本发明保护范围的行为。

Claims

1.一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，在不添加锌矿物抑制剂的情况下依次进行铜锌的浮选分离，包括以下步骤：

(14)第二次锌扫选，添加丁黄药5-15g/t、2#油2-5g/t。

2.如权利要求1所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：所述的难选高硫铜锌硫化矿，矿石含硫大于30％，含铜1～5％、含锌0.5～2％。

3.如权利要求1所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：步骤(1)中，直径不超过0.043mm的矿石颗粒数量占总量的85％以上。

4.如权利要求1所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：步骤(2)中，控制电位-200～-190mV。

5.如权利要求1所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：步骤(2)中，添加硫氨酯/丁黄药组合捕收剂，用量为12/24g/t。

6.如权利要求5所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：步骤(6)中，添加硫氨酯/丁黄药组合捕收剂8/12g/t、步骤(7)中，添加丁黄药15g/t。

7.如权利要求1所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：步骤(2)中，添加MA/丁黄药组合24/24g/t。

8.如权利要求7所述的一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，其特征在于：步骤(6)中，添加MA/丁黄药组合捕收剂12/12g/t；步骤(7)中，添加MA/丁黄药组合捕收剂7.5/7.5g/t。

9.一种难选高硫铜锌硫化矿无抑制剂浮选分离方法，在不添加锌矿物抑制剂的情况下依次进行铜锌的浮选分离，包括以下步骤：

(6)第一次铜扫选，MA/丁黄药组合捕收剂10-20/10-20g/t、

(14)第二次锌扫选，添加丁黄药5-15g/t、2#油2-5g/t。