CN106622641B - 低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法 - Google Patents

低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法，该方法可解决高碱条件下富铟铁闪锌矿可浮性差、活化困难、精矿金属互含高、铟锌回收率低的技术难题，原矿石经破碎磨矿加药剂调浆后，进行铜锌硫等可浮，等可浮粗精矿经分级后粗粒进行再磨，然后加抑制剂调节矿浆及pH后进行铜精选，获得铜精矿和铜精选尾矿，铜精选尾矿与铜锌硫等可浮尾矿合并后加入活化剂调浆后，进行锌硫混浮，锌硫混浮粗精矿经分级后粗粒进行再磨，然后加石灰调节矿浆pH后进行锌精选，获得锌精矿和锌精选尾矿；该发明可减少铜锌选别作业中抑制剂用量，降低浮选矿浆pH和精矿金属互含，提高铟锌回收率，同时简化浮选流程，提高浮选效率。

Description

低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法
技术领域
本发明属于矿物加工领域，涉及一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法。
背景技术
铟作为一种战略性稀贵金属资源，在计算机、能源、电子、通讯、光电、医药、卫生、国防军事、航空航天、核工业和现代信息产业等领域得到了极其广泛的应用。我国的铟资源储量居世界首位，但单独的铟矿床较少，铟主要伴生在铜铅锌锡等有色金属矿床中，如云南文山都龙矿区的铜锌锡共伴生多金属矿、广西大厂锡石多金属硫化矿、云南蒙自白牛厂铅锌银多金属硫化矿中都共伴生有丰富的铟资源。在这些多金属硫化矿床中，铟主要赋存于铁闪锌矿中，形成富铟铁闪锌矿，选矿过程中随锌一起富集。
与普通闪锌矿相比，由于富铟铁闪锌矿中铁原子和铟原子取代了闪锌矿晶格中的锌原子，水分子和氢氧根离子更容易吸附在表面铁原子和铟原子上，导致富铟铁闪锌矿的天然浮性降低，且在高碱性条件下受到更强烈的抑制，常规活化剂硫酸铜难以实现高效活化，造成选矿过程中铟和锌回收率降低。此外，由于富铟铁闪锌矿多与黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和锡石等矿物共生，选矿过程中为提高锌精矿的品位和精矿铟含量，分选多在pH>12的高碱环境中进行，高碱环境容易对部分可浮性较差的富铟铁闪锌矿及微细粒矿物产生抑制作用，影响锌铟的回收。因此，如何在低碱条件下实现富铟铁闪锌矿的高效回收，一直是选矿工作者研究的热点与难点。
提高复杂共伴生多金属矿中主金属及稀贵金属的回收率，主要需解决好两个方面的问题，一是提高磨矿细度，增加矿物间的解离程度；二是降低矿浆pH，高pH条件虽有利于精矿品位的提高，但pH越高，稀贵金属的回收率就越低。实际矿石浮选过程中多通过改变药剂制度及浮选流程来提高主金属及共伴生稀贵金属的回收率。如覃文庆等发明了一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿的浮选方法（ZL200610136736.7），通过控制浮选电化件学条，首先在较高矿浆电位和低pH条件下进行粗粒易浮的方铅矿和银矿物的分支浮选，然后再在较低矿浆电位和高pH条件下进行细粒难浮铅矿物的常规浮选，浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12以上再进行铁闪锌矿的浮选。该方法虽然铅银回收效果较好，但铁闪锌矿的浮选在pH>12的高碱环境中进行，回收效果较差，锌回收率较低。
富铟铁闪锌矿作为一种铟的主要载体矿物，其浮选行为与普通闪锌矿存在较大差异，同时锌回收效果的好坏还直接影响到铟的回收效果。如广西大厂锡石多金属硫化矿中铟广泛分布于铁闪锌矿中，铁闪锌矿平均含铟421g/t，现场主要采用“重选-浮选-重选”流程来回收铅锌锡锑等金属，但由于铁闪锌矿、锡石等矿物嵌布粒度较细难以解离，以重选工艺为主导的选矿流程对铟及微细粒矿物的回收效果较差，经过多年技术攻关，锌铟回收率仅分别为84.13%和61.35%。因此，如何通过选矿工艺流程、浮选药剂制度和选矿设备的革新，提高富铟铁闪锌矿的选矿回收率，对于保障我国的铟资源供给，具有重要意义。
发明内容
本发明提供一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法，该发明有助于减少铜锌分选过程中抑制剂用量，降低浮选矿浆pH，简化浮选流程，提高浮选效率和锌铟的选矿回收率。
本发明是按以下技术方案实现的：
（1）矿石经破碎磨矿后，使粒度小于0.074mm的含量为62%~65%（重量百分比），然后加水调节矿浆重量百分比浓度为29%~32%，按每吨原矿计，加入300g/t~500g/t硫酸锌、Z-200捕收剂100g/t~140g/t、乙硫氮捕收剂60g/t~100g/t、起泡剂30g/t~50g/t，搅拌调浆后进行铜锌硫等可浮一次粗选，获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入Z-200捕收剂50g/t~80g/t、乙硫氮捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮一次扫选，获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业，一次扫选尾矿添加Z-200捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮二次扫选，获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业；
（2）铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机进行再磨至-0.038mm占87%~90%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并后按每吨原矿计，加入硫酸锌600g/t~800g/t、石灰800g/t~1000g/t调浆后进行一次铜精选，铜精选矿浆pH为10~11，获得一次铜精选精矿和一次铜精选尾矿，一次铜精选精矿作为最终铜精矿；
（3）一次铜精选尾矿与铜锌硫等可浮二次扫选尾矿合并，按每吨原矿计，依次加入富铟铁闪锌矿活化剂600g/t~900g/t、丁黄药120g/t~160g/t和起泡剂40g/t~60g/t，调浆后进行锌硫混浮一次粗选，获得锌硫混浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入富铟铁闪锌矿活化剂300g/t~500g/t、丁黄药60g/t~80g/t调浆后进行锌硫混浮一次扫选，获得锌硫混浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至锌硫混浮一次粗选作业；
（4）锌硫混浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机进行再磨至-0.038mm占82%~85%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并后按每吨原矿计，加入石灰600g/t~800g/t调浆后进行一次锌精选，锌精选矿浆pH为9.5~10，获得一次锌精选精矿和一次锌精选尾矿，一次锌精选精矿作为最终锌精矿。
（5）一次锌精选尾矿与锌硫混浮一次扫选尾矿合并后废弃或进入选硫作业。
所述的富铟铁闪锌矿活化剂为硫酸铜与碳酸氢氨的混合物，质量比为1:1~1.5:1。
所述的铜锌硫等可浮粗选和扫选、锌硫混浮粗选和扫选均采用充气搅拌式浮选机，铜精和锌精选均采用浮选柱，浮选柱型号为Φ3.0×10m。
所述起泡剂为BK-206。
本发明与公知技术相比存在的优点：
1、铜锌硫等可浮粗选磨矿细度较低，减少了目的矿物的过粉碎现象，而精矿再磨采用立式螺旋搅拌磨进行，降低了磨矿成本，提高了磨矿效率和目的矿物的解离度；
2、浮选过程中石灰用量较少，矿浆pH较低，有利于减少活化剂用量及后续选硫作业硫酸用量；
3、采用硫酸铜和碳酸氢氨对富铟铁闪锌矿进行活化，提高了富铟铁闪锌矿的活化效果；
4、采用浮选柱进行铜精选和锌精选，简化了浮选流程，提高了浮选效率及微细粒矿物的回收效果；
本发明方法抑制剂用量低，流程短、浮选效率高，可减少了铟锌等在浮选作业中的损失，提高铟锌回收率。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明的方法作进一步详细说明，但本发明保护范围不局限于所述内容。
实施例1
矿石取自云南文山都龙矿区，矿石平均含铜0.22%、锌3.42%、硫12.4%、锡0.32%、铁15.4%、铟86.5g/t、二氧化硅23.8%，矿石中主要金属矿物黄铜矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂和锡石等，非金属矿物主要为石英、绿泥石、滑石、绢云母和长石等。其中，90%以上的铟赋存在铁闪锌矿中，形成富铟铁闪锌矿。将原矿石磨至-0.074mm占63%（重量百分比），加水调节矿浆为32%浓度，按每吨原矿计，依次加入硫酸锌400g/t、Z-200捕收剂120g/t、乙硫氮捕收剂60g/t、BK-206起泡剂40g/t调浆后，泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮一次粗选，获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入Z-200捕收剂60g/t、乙硫氮捕收剂40g/t搅拌调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮一次扫选，获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业，一次扫选尾矿添加Z-200捕收剂40g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮二次扫选，获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业。
铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机再磨至-0.038mm含量占88%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并调节矿浆浓度后，按每吨原矿计加入硫酸锌650g/t和石灰1000g/t调节矿浆pH为10.5后，泵入型号为Φ3.0×10m的浮选柱进行一次铜精选，获得一次铜精选精矿和一次铜精选尾矿，一次铜精选精矿作为最终铜精矿；一次铜精选尾矿与铜锌硫等可浮二次扫选尾矿合并后按每吨原矿计，依次加入硫酸铜400g/t、碳酸氢氨300g/t、丁黄药140g/t、BK-206起泡剂40g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行锌硫混浮一次粗选，获得锌硫混浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入硫酸铜200g/t、碳酸氢氨200g/t、丁黄药60g/t调浆后，泵入充气搅拌式浮选机进行锌硫混浮一次扫选，获得锌硫混浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，锌硫混浮一次扫选精矿返回至锌硫混浮一次粗选；
锌硫混浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机进行再磨至-0.038mm含量占83%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并调节矿浆浓度后，按每吨原矿计，加入石灰700g/t调节矿浆pH为9.8后，泵入型号为Φ3.0×10m的浮选柱进行一次锌精选，获得一次锌精选精矿和一次锌精选尾矿，一次锌精选精矿作为最终锌精矿，一次锌精选尾矿与锌硫混浮一次扫选尾矿合并后进入下一道选别作业；
最终获得的锌精矿含锌48.76%，锌回收率92.16%，锌精矿含铟802.7g/t，铟回收率72.62%。可见，采用该发明，不仅可以简化浮选流程，降低石灰用量，提高浮选效率，同时高效回收了锌铟等资源。
实施例2
矿石取自云南个旧，矿石平均含铜0.55%、锌2.86%、硫15.4%、锡0.26%、砷0.18%、铁9.56%、铟34.7g/t、二氧化硅36.46%。将矿石磨至-0.074mm占65%（重量百分比），加水调节矿浆为31%浓度后按每吨原矿计，加入硫酸锌500g/t、Z-200捕收剂100g/t、乙硫氮捕收剂80g/t、BK-206起泡剂50g/t搅拌调浆后，泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮一次粗选，获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入Z-200捕收剂50g/t、乙硫氮捕收剂50g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮一次扫选，获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业，一次扫选尾矿添加Z-200捕收剂30g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮二次扫选，获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业；
铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机再磨至-0.038mm含量占89%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并调节矿浆浓度后，按每吨原矿计加入硫酸锌700g/t和石灰900g/t调节矿浆pH为11后，泵入型号为Φ3.0×10m的浮选柱进行一次铜精选，获得一次铜精选精矿和一次铜精选尾矿，一次铜精选精矿作为最终铜精矿；一次铜精选尾矿与铜锌硫等可浮二次扫选尾矿合并后按每吨原矿计，依次加入硫酸铜500g/t、碳酸氢氨400g/t、丁黄药120g/t、BK-206起泡剂50g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行锌硫混浮一次粗选，获得锌硫混浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入硫酸铜250g/t、碳酸氢氨250g/t、丁黄药80g/t调浆后，泵入充气搅拌式浮选机进行锌硫混浮一次扫选，获得锌硫混浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，锌硫混浮一次扫选精矿返回至锌硫混浮一次粗选；
锌硫混浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机进行再磨至-0.038mm含量占84%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并调节矿浆浓度后，按每吨原矿计，加入石灰800g/t调节矿浆pH为10后，泵入型号为Φ3.0×10m的浮选柱进行一次锌精选，获得一次锌精选精矿和一次锌精选尾矿，一次锌精选精矿作为最终锌精矿，一次锌精选尾矿与锌硫混浮一次扫选尾矿合并后进入选锡作业。
最终获得的锌精矿锌品位45.39%，锌回收率89.72%，锌精矿含铟696.5g/t，铟回收率66.3%。
实施例3
矿石取自云南蒙自地区某铜锌矿，矿石平均含铜0.76%、锌2.18%、铅0.09%、硫9.68%、铁19.14%、铟31.8g/t、银15.6g/t、二氧化硅23.8%，矿石中金属矿物主要为黄铜矿、铁闪锌矿、黄铁矿、方铅矿、白铅矿等，非金属矿物主要为石英、云母和长石等。将原矿石磨至-0.074mm占64%（重量百分比），加水调节矿浆为29%浓度，按每吨原矿计，依次加入硫酸锌300g/t、Z-200捕收剂140g/t、乙硫氮捕收剂100g/t、BK-206起泡剂30g/t搅拌调浆后，泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮一次粗选，获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入Z-200捕收剂70g/t、乙硫氮捕收剂30g/t搅拌调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮一次扫选，获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业，一次扫选尾矿添加Z-200捕收剂50g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行铜锌硫等可浮二次扫选，获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业；
铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机再磨至-0.038mm含量占90%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并调节矿浆浓度后，按每吨原矿计加入硫酸锌800g/t和石灰800g/t调节矿浆pH为10.0后，泵入型号为Φ3.0×10m的浮选柱进行一次铜精选，获得一次铜精选精矿和一次铜精选尾矿，一次铜精选精矿作为最终铜精矿；一次铜精选尾矿与铜锌硫等可浮二次扫选尾矿合并后按每吨原矿计，依次加入硫酸铜450g/t、碳酸氢氨400g/t、丁黄药150g/t、BK-206起泡剂60g/t调浆后泵入充气搅拌式浮选机进行锌硫混浮一次粗选，获得锌硫混浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入硫酸铜200g/t、碳酸氢氨200g/t、丁黄药70g/t调浆后，泵入充气搅拌式浮选机进行锌硫混浮一次扫选，获得锌硫混浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，锌硫混浮一次扫选精矿返回至锌硫混浮一次粗选作业；
锌硫混浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，旋流器沉砂泵入立式螺旋搅拌磨机进行再磨至-0.038mm含量占85%（重量百分比），再磨产品与旋流器溢流合并后按每吨原矿计，加入石灰600g/t调节矿浆pH为9.5后，泵入型号为Φ3.0×10m的浮选柱进行一次锌精选，获得一次锌精选精矿和一次锌精选尾矿，一次锌精选精矿作为最终锌精矿，一次锌精选尾矿与锌硫混浮一次扫选尾矿合并后作为尾矿废弃。
最终获得的锌精矿锌品位45.39%，锌回收率90.86%，锌精矿含铟568.4g/t，铟回收率73.58%。

Claims (4)

1.一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法，其特征在于具体步骤如下：
（1）原矿石经破碎磨矿后，使矿石中粒度小于0.074mm占62%~65%，然后加水调节矿浆重量百分比浓度为29%~32%，以每吨原矿计，依次加入300g/t~500g/t硫酸锌、Z-200捕收剂100g/t~140g/t、乙硫氮捕收剂60g/t~100g/t、起泡剂30g/t~50g/t，搅拌调浆后进行铜锌硫等可浮一次粗选，获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入Z-200捕收剂50g/t~80g/t、乙硫氮捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮一次扫选，获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业，一次扫选尾矿添加Z-200捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮二次扫选，获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业；
（2）铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，对旋流器沉砂进行再磨，再磨产品与旋流器溢流合并后，以每吨原矿计，加入硫酸锌600g/t~800g/t和石灰800g/t~1000g/t调浆后进行一次铜精选，一次铜精选矿浆pH为10~11，获得一次铜精选精矿和一次铜精选尾矿，一次铜精选精矿作为最终铜精矿；
（3）一次铜精选尾矿与铜锌硫等可浮二次扫选尾矿合并，以每吨原矿计，依次加入富铟铁闪锌矿活化剂600g/t~900g/t、丁黄药120g/t~160g/t和起泡剂40g/t~60g/t，调浆后进行锌硫混浮一次粗选，获得锌硫混浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿加入富铟铁闪锌矿活化剂300g/t~500g/t、丁黄药60g/t~80g/t调浆后进行锌硫混浮一次扫选，获得锌硫混浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回至锌硫混浮一次粗选作业；
（4）锌硫混浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后，对旋流器沉砂进行再磨，在再磨产品与旋流器溢流合并后，以每吨原矿计，加入石灰600g/t~800g/t调浆后进行一次锌精选，一次锌精选矿浆pH为9.5~10，获得一次锌精选精矿和一次锌精选尾矿，一次锌精选精矿作为最终锌精矿；
（5）一次锌精选尾矿与锌硫混浮一次扫选尾矿合并后废弃或进入选硫作业；
所述富铟铁闪锌矿的活化剂为硫酸铜与碳酸氢氨的混合物，质量比为1.5:1~1:1。
2.根据权利要求1所述的低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法，其特征在于：铜锌硫等可浮一次粗选精矿和锌硫混浮一次粗选精矿的再磨均采用立式螺旋搅拌磨机进行，再磨细度分别为-0.038mm占重量比87%~90%和-0.038mm占重量比82%~85%。
3.根据权利要求1所述的低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法，其特征在于：粗选和扫选均采用充气搅拌式浮选机，精选均采用浮选柱，浮选柱型号为Φ3.0×10m。
4.根据权利要求1所述的低碱下从复杂共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法，其特征在于：起泡剂为BK-206。
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