CN107583765A - 一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的方法，该方法是通过添加浮选速率调整剂和pH调整剂，降低黄铜矿和未活化闪锌矿的浮选速率，提高已活化闪锌矿的浮选速率，通过差速浮选获得以已活化闪锌矿为主的混合精矿；再通过浮选速率调整剂和pH调整剂，提高黄铜矿与未活化部分闪锌矿的浮选速率差，优先浮选分离出高品位铜精矿，浮选尾矿中可继续回收闪锌矿和少量的方铅矿。该方法实现了矿物个性化、差异性地浮选分离，不仅可获得高品位的铜精矿，同时提高了矿样中铜锌的综合回收率，且流程工艺操作简单、经济效益显著，有效地实现了对该类型难选复杂铜铅锌硫化矿资源的综合回收。

Description

一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的 方法

技术领域

本发明涉及一种部分闪锌矿活化复杂铜铅锌硫化矿的选矿方法，特别涉及一种通过差速浮选分离黄铜矿与闪锌矿的方法，属于选矿领域。

背景技术

铜铅锌复杂多金属硫化矿的分离一直是选矿较难的课题之一。造成这种现象的主要原因是铜铅锌多金属硫化矿矿物组分较多，结构构造多样化，矿物嵌布特征复杂，包裹交代等特征明显，往往有用矿物致密共生，嵌布粒度不一，氧化程度较大导致泥化。铜铅锌等多金属硫化矿中含有部分次生铜矿物，同时在磨矿过程中会使矿浆中Cu²⁺浓度增大，必然会活化闪锌矿等矿物。而活化后的闪锌矿可浮性与黄铜矿相近，很难将两者浮选分离。

目前国内外对硫化铜铅锌矿的浮选流程主要有优先浮选，混合浮选，分支浮选，等可浮浮选等。混合浮选，即将铜铅锌作为一个整体浮选，再依次进行铜铅锌的分离，该流程适用于硫化矿物总含量较低的硫化矿；优先浮选，即根据金属可浮性依次将不同矿物浮选出来，该流程适用于品位较高、嵌布粒度较粗的原生硫化矿，流程稳定可靠、指标稳定，是目前国内的主流工艺；部分混合浮选，即先将铜铅矿物作为整体浮选出来，再进行铜铅分离，浮铜铅尾矿再浮锌，该流程结合了混合浮选与优先浮选的优点，在国内外有较广泛的运用；等可浮流程，即将可浮性相近的各种硫化矿物一起浮出获得不同的混合精矿，然后依次浮选分离，但是该流程的作业长且过程不易调控。这些流程由于对矿物的“强拉强压”，普遍存在铜品位低，铅锌互含高，铜铅锌回收率低，药剂用量大，设备腐蚀严重等问题。因此急需一种高效浮选分离黄铜矿与部分活化闪锌矿的工艺流程。

发明内容

针对现有的部分闪锌矿活化铜铅锌复杂多金属硫化矿选矿技术存在的缺陷，本发明的目的是在于提供了一种通过调节部分闪锌矿活化的铜铅锌复杂多金属硫化矿中各矿物的上浮速率，通过分步差速浮选高效分离黄铜矿与部分活化闪锌矿的方法，该方法工艺简单、操作方便，克服了现有技术中主要通过对矿物“强拉强压”，导致铜品位低，铅锌互含高，铜铅锌回收率低，药剂用量大，设备腐蚀严重等问题。

为了实现上述技术目的，本发明提供了一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的方法，该方法包括以下步骤：

1)在部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌硫化矿中添加浮选速率调整剂进行磨矿，调节矿浆pH至6～8，添加活化闪锌矿捕收剂及起泡剂，浮选得到含活化闪锌矿的混合精矿及含闪锌矿和黄铜矿的尾矿；

2)在含闪锌矿和黄铜矿的尾矿中添加浮选速率调整剂，黄铜矿捕收剂及起泡剂，同时调节pH至9～11，浮选得到低铅锌的铜精矿及含闪锌矿的尾矿；

所述浮选速率调整剂为硫化钠、亚硫酸钠、硫酸锌中至少一种。

优选的方案，所述浮选速率调整剂为硫化钠和/或亚硫酸钠与硫酸锌组合。

较优选的方案，硫化钠和/或亚硫酸钠与硫酸锌的质量比为1:2～5。

优选的方案，步骤1)中，活化闪锌矿捕收剂为丁黄药、乙硫氮、Z200、Z105中至少一种。较优选的方案，活化闪锌矿捕收剂的用量为30～300g/t。

优选的方案，步骤1)中，起泡剂为2号油。较优选的方案，起泡剂的用量为10～30g/t。

优选的方案，步骤1)中，调节pH采用的pH调整剂为石灰、碳酸钠、氢氧化钠、硫酸中至少一种。

优选的方案，步骤1)中，浮选速率调整剂的用量为1000～6000g/t。

优选的方案，步骤1)中，浮选时间为2～8min。

优选的方案，步骤2)中，黄铜矿捕收剂为丁黄药、乙硫氮、Z200、Z105中至少一种。较优选的方案，黄铜矿捕收剂的用量为10～50g/t。

优选的方案，步骤2)中，起泡剂为2号油。较优选的方案，起泡剂的用量为5～15g/t。

优选的方案，步骤2)中，浮选速率调整剂的用量为500～3000g/t。

优选的方案，步骤2)中，浮选时间为5～15min。

优选的方案，步骤2)中，调节pH采用的调整剂为石灰、碳酸钠、氢氧化钠、硫酸中至少一种。

优选的方案，磨矿细度为-0.074mm粒级质量百分比含量占80％～90％。大量研究表明粒度对浮选速率存在一定的影响，从物理性质上看，细粒矿物质量小、动量低，会导致颗粒间碰撞能量小从而降低碰撞几率，进而影响浮选速率，所以当粒度小于最佳值时，随着粒度增加，浮选速率常数会随着粒度的增大而增大，当粒度超过最佳粒度范围后，由于惯性力的増加使气泡和矿粒附着面积减小，导致其浮选速率减小。因此，将复杂铜铅锌硫化矿磨矿至适当粒度，根据各种矿物本身的物化性质不同，有利于对各种矿物的浮选速率进行调控。

优选的方案，含闪锌矿的尾矿采用浮选或重选分离和回收闪锌矿和方铅矿。

本发明的技术方案关键在于采用特殊浮选速率调整剂，同时调控pH，在两个条件协同控制作用下，能够很好地调控复杂铜铅锌硫化矿中各矿物的上浮速率，从而可以通过分步差速浮选的方法实现各种矿物的分离。

本发明的难选复杂铜铅锌硫化矿，其中有用矿物主要包括黄铜矿和闪锌矿，可能包含方铅矿。其包含的闪锌矿容易被活化，是造成传统方法难以实现黄铜矿和闪锌矿浮选分离最大的问题所在。闪锌矿在地下开采过程中易受到离子影响而意外活化的，在原矿堆放场过程中矿石易发生氧化造成意外活化，在浮选过程中易受到浮选回水影响而活化。在现有技术中主要采取“强拉强压”，如先抑锌浮铜，再活化闪锌矿浮锌，或者先抑铜浮锌，再活化黄铜矿浮铜，这些方法普遍存在铜品位低，铅锌互含高，铜铅锌回收率低，药剂用量大，设备腐蚀严重等问题。在本发明申请技术方案中，通过调控复杂铜铅锌硫化矿中各矿物的上浮速率，从而可以通过分步差速浮选的方法实现各种矿物的分离，首先控制条件，提高活化闪锌矿的上浮速率，降低黄铜矿和未活化闪锌矿等的上浮速率，增大速差，使活化闪锌矿优先被选择性浮选分离，再控制条件，提高黄铜矿上浮速率，降低未活化闪锌矿等的上浮速率，实现较大速差，使其优先被选择性浮选分离，浮选出高品位的铜精矿，余下的闪锌矿和方铅矿可以根据现有的常规方法分离。因此，本发明技术方案通过分步差速可以实现铜铅锌复杂多金属硫化矿综合回收。

本发明浮选含活化闪锌矿的混合精矿过程中，在球磨过程中加入浮选速率调整剂，球磨促进调整剂与矿物表面的充分作用同时延长作用的时间，以此可以在一定程度上增大已活化的闪锌矿与黄铜矿及未活化闪锌矿的浮选速率差异。在此基础上，磨矿至-0.074mm占80％～90％，同时加入pH调整剂调节pH至6～8，在此pH条件下被活化的闪锌矿浮选速率大幅提高，而黄铜矿及未活化闪锌矿的浮选速率基本不变。因此通过条件的控制可以降低大部分黄铜矿和未活化闪锌矿的浮选速率，提高已活化闪锌矿的浮选速率，拉宽浮选速率差距，并利用差速浮选首先获得以已活化闪锌矿为主的混合精矿。这一过程既要保证大部分已活化的闪锌矿浮出，又要尽可能减少的黄铜矿的上浮，第一步差速浮选优选浮选的时间为2～8min。

本发明浮选黄铜矿过程中，第一步已经浮选出绝大部分的已活化的闪锌矿，以及极少一部分浮选速率较快的黄铜矿和方铅矿。在差速浮选尾矿中添加浮选速率调整剂，同时加入pH调整剂调节pH至9～11，抑制剩余闪锌矿和方铅矿的可浮性，使闪锌矿和方铅矿的浮选速率下降，同时提高黄铜矿的可浮性与浮选速率。进一步通过差速浮选优先浮选分离出低铅锌互换的高品位铜精矿。这一过程要在保证铜精矿品位的前提下尽可能多的浮出黄铜矿，第二步差速浮选优选浮选时间为5～15分钟。

相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术效果：

本发明技术方案，通过控制浮选条件，实现不同矿物可浮性与浮选速率的差异，实现矿物个性化、差异性的浮选。通过分步骤的在不同作业创造黄铜矿、方铅矿和闪锌矿各自的最佳浮选条件，有效的避免了对矿物的“强拉强压”，铜精矿提高从而有效地实现了对该难选复杂铜铅锌硫化矿资源的综合回收利用。

与传统工艺相比，本发明技术方案具有以下绝对优势：

(1)提高选矿指标。与一般浮选工艺相比，铜精矿的品位提高2％～4％，铅锌互含降低8％～15％，铜铅锌的总回收率提高5％～10％，选矿指标大幅度提升。

(2)减少药剂消耗与生产成本。本发明技术方案通过调控矿物浮选速率差异进行浮选分离，不需要像传统工艺一样先抑锌浮铜，再活化闪锌矿浮锌或者先抑铜浮锌，在再活化黄铜矿浮铜，减少了抑制剂与活化剂的使用量，降低了药剂使用成本；

(3)简化流程结构。本发明技术方案先将活化的闪锌矿以及浮选速率较快的黄铜矿和方铅矿浮出，再在差速浮选尾矿中浮选出高品位的黄铜矿，采用两步浮选流程即可获得高品位的铜精矿，减少了浮选工段，节约了设备投资和能耗。最终不仅可以获得高品位的铜精矿，同时提高了铜铅锌元素的回收率，流程工艺操作简单、经济效益显著。

附图说明

【图1】为本发明工艺流程图。

具体实施方式

以下实施例旨在进一步说明本发明内容，而非限制本发明权利要求保护范围。

实施例1

江西某硫化铜铅锌矿含铜2.62％，锌4.12％，铅0.71％。采用本发明流程，在原矿中添加300g/t硫化钠、500g/t亚硫酸钠、3200g/t硫酸锌磨矿至-0.074mm占88％，采用氢氧化钠调节pH至7，添加100g/tZ105，15g/t2号油，差速浮选6分钟得到铜铅锌混合精矿。再在尾矿中加入150g/t硫化钠，250g/t亚硫酸钠，1600g/t硫酸锌，用氢氧化钠调节pH至10～11，添加50g/tZ105和7g/t2号油，浮选8分钟选出高品位铜精矿。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为5.32％，3.45％，20.16％。铜精矿中铜品位为19.09％，铅锌的含量为5.54％(1.73％Pb+3.81％Zn)。铜铅锌元素的总回收率分别为83.32％，72.36％，76.94％。

对照组1

对实施例1中的矿石，其它操作条件与实施例1一致，不同在于采用硫化钠作为浮选速率调整剂，进行浮选。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为5.74％，3.02％，19.85％。铜精矿中铜品位为16.43％，铅锌的含量为9.04％(3.58％Pb+5.46％Zn)。铜铅锌元素的总回收率分别为76.52％，73.23％，78.23％。

对照组2

对实施例1中的矿石，其它操作条件与实施例1一致，不同在于两次差速浮选均调节pH至10～11，进行浮选分离。最终选矿指标：铜铅锌的品位分别为混合精矿中铜铅锌的品位分别为6.76％，2.54％，17.65％。铜精矿中铜品位为15.58％，铅锌的含量为13.21％(4.63％Pb+8.58％Zn)。铜铅锌元素的总回收率分别为85.25％，78.28％，77.25％。

对照组3

对实施例1中的矿石，其它操作条件与实施例2一致，不同在于磨矿粒度为-0.074mm占94％，进行浮选分离。最终选矿指标：铜铅锌的品位分别为混合精矿中铜铅锌的品位分别为4.76％，5.38％，17.41％。铜精矿中铜品位为12.60％，铅锌的含量为8.55％(2.73％Pb+5.82％Zn)。铜铅锌元素的总回收率分别为73.29％，76.33％，74.81％。

实施例2

采用本发明方法对云南某硫化铜铅锌矿石进行浮选试验。原矿含铜1.88％，锌3.36％。流程如下：在原矿中添加1000g/t亚硫酸钠、4000g/t硫酸锌磨矿至-0.074mm占80％，采用石灰调节pH至8，添加50g/t丁黄药，30g/t2号油，差速浮选2分钟得到铜铅锌混合精矿。再在尾矿中加入500g/t亚硫酸钠，2000g/t硫酸锌，用氢氧化钠调节pH至9～10，添加25g/t丁黄药和15g/t2号油，浮选10分钟选出高品位铜精矿。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为4.15％，18.18％。铜精矿中铜品位为16.67％，锌的含量为6.98％。铜锌元素的总回收率分别为84.65％，82.21％。

对照组1

对实施例2中的矿石，其它操作条件与实施例2一致，不同在于采用硫酸锌作为浮选速率调整剂，进行浮选。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为4.24％，17.29％。铜精矿中铜品位为14.73％，锌的含量为9.04％。铜锌元素的总回收率分别为82.25％，84.36％。

对照组2

对实施例2中的矿石，其它操作条件与实施例2一致，不同在于两次差速浮选均调节pH至9～10，进行浮选分离。最终选矿指标：铜铅锌的品位分别为混合精矿中铜锌的品位分别为6.26％，18.96％。铜精矿中铜品位为13.28％，锌的含量为8.29％。铜铅锌元素的总回收率分别为84.30％，83.26％。

对照组3

对实施例2中的矿石，其它操作条件与实施例2一致，不同在于磨矿粒度为-0.074mm占70％，进行浮选分离。最终选矿指标：铜铅锌的品位分别为混合精矿中铜锌的品位分别为4.53％，19.02％。铜精矿中铜品位为11.73％，锌的含量为5.89％。铜铅锌元素的总回收率分别为67.31％，75.41％。

实施例3

采用本发明方法对硫化铜铅锌矿石进行浮选试验。原矿含铜3.65％，锌3.92％，铅1.79％，流程如下：在原矿中添加500g/t硫化钠、1800g/t硫酸锌磨矿至-0.074mm占90％，采用石灰调节pH至6，添加100g/t乙硫氮，20g/t2号油，差速浮选8分钟得到铜铅锌混合精矿。再在尾矿中加入250g/t硫化钠、亚硫酸钠，900g/t硫酸锌，用石灰调节pH至10～11，添加50g/t乙硫氮和10g/t2号油，浮选15分钟选出高品位铜精矿。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为7.65％，12.37％，19.24％。铜精矿中铜品位为22.09％，铅锌的含量为5.96％(2.33％+3.63％)。铜铅锌元素的总回收率分别为76.65％，82.52％，85.36％。

对照组1

对实施例3中的矿石，其它操作条件与实施例3一致，不同在于采用硫化钠作为浮选速率调整剂，进行浮选。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为6.92％，11.39％，20.39％。铜精矿中铜品位为19.43％，铅锌的含量为10.12％(4.66％Pb+5.46％Zn)。铜铅锌元素的总回收率分别为74.92％，82.89％，87.76％。

对照组2

对实施例3中的矿石，其它操作条件与实施例3一致，不同在于两次差速浮选均调节pH至10～11，进行浮选分离。最终选矿指标：铜铅锌的品位分别为混合精矿中铜铅锌的品位分别为8.26％，10.39％，17.96％。铜精矿中铜品位为18.73％，铅锌的含量为13.22％(4.64％Pb+8.58％Zn)。铜铅锌元素的总回收率分别为77.18％，82.40％，86.36％。

实施例4

采用本发明方法对湖南某硫化铜铅锌矿石进行浮选工业试验。原矿含铜3.62％，锌2.32％，铅3.93％，日处理量1000吨/天，流程如下：在原矿中添加1000g/t亚硫酸钠、3000g/t硫酸锌磨矿至-0.074mm占83％，采用碳酸钠调节pH至8，添加组合捕收剂10g/t丁黄药和20g/tZ200，18g/t2号油，差速浮选3分钟得到铜铅锌混合精矿。再在尾矿中加入320g/t亚硫酸钠，1000g/t硫酸锌，用碳酸钠调节pH至10～11，添加组合捕收剂5g/t丁黄药和10g/tZ200，9g/t2号油，浮选5分钟选出高品位铜精矿。最终选矿指标：混合精矿中铜铅锌的品位分别为7.88％，19.19％，16.54％。铜精矿中铜品位为25.79％，铅锌的含量为8.77％(5.39％+3.38％)。铜铅锌元素的总回收率分别为79.59％，80.36％，81.64％。

Claims (9)

1.一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿差速浮选分离的方法，其特征在于：包括以下步骤：

1)在部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿中添加浮选速率调整剂进行磨矿，调节矿浆pH至6～8，添加活化闪锌矿捕收剂及起泡剂，浮选得到含活化闪锌矿的混合精矿及含闪锌矿和黄铜矿的尾矿；

2)在含闪锌矿和黄铜矿的尾矿中添加浮选速率调整剂，黄铜矿捕收剂及起泡剂，同时调节pH至9～11，浮选得到低铅锌的铜精矿及含闪锌矿的尾矿；

所述浮选速率调整剂为硫化钠、亚硫酸钠、硫酸锌中至少一种。

2.根据权利要求1所述的一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿差速浮选分离的方法，其特征在于：所述浮选速率调整剂为硫化钠和/或亚硫酸钠与硫酸锌组合。

3.根据权利要求2所述的一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿差速浮选分离的方法，其特征在于：硫化钠和/或亚硫酸钠与硫酸锌的质量比为1:2～5。

4.根据权利要求1～3任一项所述的一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿差速浮选分离的方法，其特征在于：

步骤1)中，

活化闪锌矿捕收剂为丁黄药、乙硫氮、Z200、Z105中至少一种；

起泡剂为2号油；

调节pH采用的pH调整剂为石灰、碳酸钠、氢氧化钠、硫酸中至少一种。

5.根据权利要求1～3任一项所述的一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿差速浮选分离的方法，其特征在于：

步骤1)中，

活化闪锌矿捕收剂的用量为30～300g/t；

起泡剂的用量为10～30g/t；

浮选速率调整剂的用量为1000～6000g/t；

浮选时间为2～8min。

6.根据权利要求1～3任一项所述的一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌矿差速浮选分离的方法，其特征在于：

步骤2)中，

黄铜矿捕收剂为丁黄药、乙硫氮、Z200、Z105中至少一种；

起泡剂为2号油；

调节pH采用的调整剂为石灰、碳酸钠、氢氧化钠、硫酸中至少一种。

7.根据权利要求1～3任一项所述的一种部分闪锌矿活化的复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的方法，其特征在于：

步骤2)中，

黄铜矿捕收剂的用量为10～50g/t；

起泡剂的用量为5～15g/t；

浮选速率调整剂的用量为500～3000g/t；

浮选时间为5～15min。

8.根据权利要求1～3任一项所述的一种部分闪锌矿活化复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的方法，其特征在于：磨矿细度为-0.074mm粒级质量百分比含量占80％～90％。

9.根据权利要求1～3任一项所述的一种部分闪锌矿活化复杂铜铅锌硫化矿差速浮选分离的方法，其特征在于：含闪锌矿的尾矿采用浮选或重选分离和回收闪锌矿和方铅矿。