一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法技术

技术编号:14651326 阅读:202 留言:0更新日期:2017-02-16 12:14
一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法,所述方法包括浮选矿浆制备及铜铅混合粗选、铜矿物与铅矿物分离浮选、铅粗精矿精选等步骤。本发明专利技术的有益效果在于:采用在低碱度条件下进行铜、铅矿物的混合粗选,避免了因混合粗选作业碱度高导致矿泥上浮量大、粗精矿富集比低、铅矿物回收率低的问题;铜铅混合粗精矿直接进行铜、铅矿物分离,分离尾矿再选铅的工艺,有效提高了铜铅分选效率,避免了铜、铅矿物在混合精选过程中不易上浮的问题,有效解决了矿泥在高泥氧化铜铅矿石闭路浮选循环过程中对铜铅分离矿化环境的恶化。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及矿物浮选分离工艺
,具体是一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法
技术介绍
常见的高泥氧化铜铅矿石具备两个特点:首先矿石在破碎磨矿过程中易泥化、浮选矿浆中含泥量大,浮选矿浆中-0.074mm粒级占80%,其中-0.010mm粒级占35%以上,泥化严重;其次矿石中氧化铜含量高、铜矿物种类较多,主要包括孔雀石、硅孔雀石、辉铜矿,铜氧化率在50%~70%;铅矿物以方铅矿为主,铅氧化率20%~40%。如果采用传统硫化钠、重铬酸盐或亚硫酸盐法均无法实现该氧化铜铅矿石中铜矿物与铅矿物的高效富集及分离。存在的问题具体表现为:1抑制剂用量范围较窄,难以控制,且在抑制铅矿物时氧化铜矿物也较易被抑制;2重金属离子不易降解,对环境污染严重;3铜矿物与铅矿物分离过程中添加大量浮选药剂,药剂成本较大;4精矿中铜、铅互含严重超标,氧化铜铅矿物难以实现有效分选。
技术实现思路
本专利技术所要解决的技术问题是提供高泥氧化铜铅多金属矿分选方法,以解决现有技术无法实现该氧化铜铅矿石中铜矿物与铅矿物的高效富集及分离的问题。本专利技术解决技术问题的技术方案为:一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法,所述方法包括如下步骤。浮选矿浆制备及铜铅混合粗选:向原矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为500克/吨原矿,硫化钠加入量为1000克/吨原矿。将混合有石灰、硫化钠的原矿石与同质量在水送入球磨机研磨,研磨至-0.074mm粒级占全粒级的75%~80%。向研磨好的矿浆中补水,直至矿浆质量浓度为30%~33%。在制备好的矿浆中加入丁基黄药、酯-112原液,丁基黄药加入量为100~150克/吨原矿,酯-112原液加入量为50~60克/吨原矿。搅拌2min后进行铜、铅矿物混合粗选,获得铜铅混合粗精矿。铜矿物与铅矿物分离浮选:向铜铅混合粗精矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为1500~2000克/吨原矿,硫化钠加入量为100~150克/吨原矿。搅拌5分钟后加入硫化钠、焦亚硫酸钠,硫化钠加入量为50~100克/吨原矿,焦亚硫酸钠加入量为200~300克/吨原矿。搅拌3分钟后加入乙硫氨酯(O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯),乙硫氨酯的加入量为5~10克/吨原矿。搅拌2分钟后进行铜、铅矿物分离浮选作业,获得铜粗精矿和铅粗精矿。铅粗精矿精选:向铅粗精矿中加入六偏磷酸钠,六偏磷酸钠加入量为200~300克/吨原矿。搅拌3分钟加入丁基黄药,丁基黄药加入量为40~60克/吨原矿。搅拌2分钟进行铅矿物浮选,获得铅精矿,选铅尾矿返回铜铅混合扫选作业。上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。本专利技术的有益效果在于:采用在低碱度条件下进行铜、铅矿物的混合粗选,避免了因混合粗选作业碱度高导致矿泥上浮量大、粗精矿富集比低、铅矿物回收率低的问题;铜铅混合粗精矿直接进行铜、铅矿物分离,分离尾矿再选铅的工艺,有效提高了铜铅分选效率,避免了铜、铅矿物在混合精选过程中不易上浮的问题,有效解决了矿泥在高泥氧化铜铅矿石闭路浮选循环过程中对铜铅分离矿化环境的恶化。具体实施方式以下结合对本专利技术做进一步说明。实施例1。一种高泥氧化铜铅多金属矿分选工艺,它包括以下步骤:浮选矿浆制备及铜铅混合粗选:向原矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为500克/吨原矿,硫化钠加入量为1000克/吨原矿;将混合有石灰、硫化钠的原矿石与同质量在水送入球磨机研磨,研磨至-0.074mm粒级占全粒级的80%;向研磨好的矿浆中补水,直至矿浆质量浓度为30%;在制备好的矿浆中加入丁基黄药、酯-112原液,丁基黄药加入量为100克/吨原矿,酯-112(原液)加入量为50克/吨原矿;搅拌2min后进行铜、铅矿物混合粗选,获得铜铅混合粗精矿。铜矿物与铅矿物分离浮选:向铜铅混合粗精矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为1500克/吨原矿,硫化钠加入量为100克/吨原矿;搅拌5分钟后加入硫化钠、焦亚硫酸钠,硫化钠加入量为50克/吨原矿,焦亚硫酸钠加入量为200克/吨原矿;搅拌3分钟后加入乙硫氨酯,乙硫氨酯的加入量为5克/吨原矿;搅拌2分钟后进行铜、铅矿物分离浮选作业,获得铜粗精矿和铅粗精矿。铅粗精矿精选:向铅粗精矿中加入六偏磷酸钠,六偏磷酸钠加入量为200克/吨原矿;搅拌3分钟加入丁基黄药,丁基黄药加入量为40克/吨原矿;搅拌2分钟进行铅矿物浮选,获得铅精矿,选铅尾矿返回铜铅混合扫选作业。经检测本实施例1所述的原矿中铜品位为1.24%、铅品位2.14g/t、氧化铜占总铜重量的52.34%;经本专利技术所获得铜粗精矿中铜品位为19.25%、铅品位4.12%、铜回收率71.24%,铅粗精矿中铅品位46.24%、铜品位1.12%、铅回收率84.34%。对照例1。采用传统硫氧铜铅混合浮选-铜铅混合精选-铜铅分离工艺,对同一高泥氧化铜铅原矿中加入石灰1500克/吨原矿、硫化钠1000克/吨原矿后,通过球磨机磨细制得质量浓度为30%的矿浆,在矿浆中加入丁基黄药120克/吨原矿、酯-112(原液)50克/吨原矿搅拌2min后进行铜、铅矿物混合粗选,获得铜铅混合粗精矿,在铜铅混合粗精矿中加入六偏磷酸钠200克/吨原矿、丁基黄药30克/吨原矿经过三次铜铅混合精选,获得铜铅混合精矿,在铜铅混合精矿中加入硫化钠200克/吨、活性炭200克/吨搅拌5min,再加入硫化钠50克/吨原矿、焦亚硫酸钠300克/吨、硫酸锌200克/吨搅拌3min,然后加入Z-200(原液)5克/吨搅拌2min进行铜铅分离,获得铜精矿和铅精矿。经检测本对照例1所述的原矿中铜品位为1.24%、铅品位2.14g/t、氧化铜占总铜重量的58.34%;获得铜精矿中铜品位18.24%、铅品位16.34%、铜回收率32.34%,铅精矿中铜品位8.23%、铅品位38.24%、铅回收率55.23%。与实施例1相比,铜精矿、铅精矿中铜、铅回收率均较低,且精矿中铜、铅互含较高,浮选过程中矿泥量较大,影响铅精矿品位。对照例2。采用铜铅依次优先浮选工艺,对同一高泥氧化铜铅原矿中加入石灰1500克/吨原矿、硫化钠1000克/吨原矿后,通过球磨机磨细制得质量浓度为30%的矿浆,在矿浆中加入硫酸锌1500克/吨原矿、焦亚硫酸钠1500克/吨原矿搅拌3分钟,然后加入Z-200(原液)60克/吨原矿搅拌2min后进行铜粗选作业,获得铜粗精矿,经3次精选获得铜精矿,铜粗选尾矿中加入乙基黄药60克/吨原矿、乙硫氮60克/吨原矿、松醇油20克/吨原矿搅拌2分钟后进行铅粗选作业,获得铅粗精矿经2次精选得到铅精矿。经检测本对照例2所述的原矿中铜品位为1.24%、铅品位2.14g/t、氧化铜占总铜重量的58.34%;获得铜精矿中铜品位22.43%、铅品位10.34%、铜回收率45.12%,铅精矿中铜品位4.46%、铅品位43.74%、铅回收率62.23%。与实施例1相比,铜精矿、铅精矿中铜、铅回收率均较低,且精矿中铜、铅互含较高,选矿回水应用后浮选环境急剧恶化,铜精矿、铅精矿中金属互含升高,导致产品质量不合格。实施例2。浮选矿浆制备及铜铅混合粗选:向原矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为500克/吨原矿,硫化钠加入量为1000克/吨原矿本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法,所述方法包括如下步骤:浮选矿浆制备及铜铅混合粗选:向原矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为500克/吨原矿,硫化钠加入量为1000克/吨原矿;将混合有石灰、硫化钠的原矿石与同质量在水送入球磨机研磨,研磨至‑0.074mm粒级占全粒级的75%~80%;向研磨好的矿浆中补水,直至矿浆质量浓度为30%~33%;在制备好的矿浆中加入丁基黄药、酯‑112原液,丁基黄药加入量为100~150克/吨原矿,酯‑112(原液)加入量为50~60克/吨原矿;搅拌2min后进行铜、铅矿物混合粗选,获得铜铅混合粗精矿;铜矿物与铅矿物分离浮选:向铜铅混合粗精矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为1500~2000克/吨原矿,硫化钠加入量为100~150克/吨原矿;搅拌5分钟后加入硫化钠、焦亚硫酸钠,硫化钠加入量为50~100克/吨原矿,焦亚硫酸钠加入量为200~300克/吨原矿;搅拌3分钟后加入乙硫氨酯,乙硫氨酯的加入量为5~10克/吨原矿;搅拌2分钟后进行铜、铅矿物分离浮选作业,获得铜粗精矿和铅粗精矿;铅粗精矿精选:向铅粗精矿中加入六偏磷酸钠,六偏磷酸钠加入量为200~300克/吨原矿;搅拌3分钟加入丁基黄药,丁基黄药加入量为40~60克/吨原矿;搅拌2分钟进行铅矿物浮选,获得铅精矿,选铅尾矿返回铜铅混合扫选作业;上述操作中“克/吨原矿”指每吨原矿中添加药剂的克数。...

【技术特征摘要】
1.一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法,所述方法包括如下步骤:浮选矿浆制备及铜铅混合粗选:向原矿中加入石灰、硫化钠,石灰加入量为500克/吨原矿,硫化钠加入量为1000克/吨原矿;将混合有石灰、硫化钠的原矿石与同质量在水送入球磨机研磨,研磨至-0.074mm粒级占全粒级的75%~80%;向研磨好的矿浆中补水,直至矿浆质量浓度为30%~33%;在制备好的矿浆中加入丁基黄药、酯-112原液,丁基黄药加入量为100~150克/吨原矿,酯-112(原液)加入量为50~60克/吨原矿;搅拌2min后进行铜、铅矿物混合粗选,获得铜铅混合粗精矿;铜矿物与铅矿物分离浮选:向铜铅混合粗精矿中加入石灰、硫化钠,石灰...

【专利技术属性】
技术研发人员:郭海宁王李鹏任琳珠杨俊龙王志丰彭贵熊李福兰许素敏袁艳何海涛
申请(专利权)人:西北矿冶研究院
类型:发明
国别省市:甘肃;62

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