一种铜铅矿铜铅分离浮选方法技术

本发明专利技术属于矿物加工处理技术领域，具体公开了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，本发明专利技术的分离浮选方法先进行铜优先浮选，获得铜精矿；铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮，获得铜铅等浮精矿；所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿，所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。本发明专利技术方法可有效降低铜精矿中的铅含量，解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题，并保证铜精矿中铜的回收率，适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。

【技术实现步骤摘要】
一种铜铅矿铜铅分离浮选方法


[0001]本专利技术涉及矿物加工处理
，特别是涉及一种从铜铅矿中分选铜和铅的浮选方法。

技术介绍

[0002]铅是铜精矿中最常见的有害组分，其存在会导致铜精矿冶炼过程中出现含铅烟尘等污染问题，铅冶炼进入粗铜也会影响后续铜的电解作业。硫化铜矿常伴生有铅矿物，“铜铅难分离”是一个生产时经常会面临的技术难题。就矿物性质而言，原生硫化铜矿(黄铜矿、方黄铜矿)的可浮性优于方铅矿，在矿物解离状况理想的前提下，通过适当的药剂制度可有效地达成抑铅浮铜的技术目的。但部分硫化铜矿除了原生铜矿，还常伴生有大量次生铜矿(铜蓝、辉铜矿及斑铜矿等)。次生铜矿可浮性相对较差，常规药剂条件下，次生铜矿可浮性与方铅矿相近，甚至要劣于方铅矿。因此，分选过程中这部分铜易进入铅精矿或硫精矿，造成铜金属的损失。若强行将这种含铅或硫的铜矿回收到铜精矿，则会导致铜精矿含铅增高、铜品位降低，精矿品质变差。当铜精矿中含铅时，一般遵从“抑多浮少”的分选思路，“抑铜浮铅”是合理的铜精矿除铅方式。传统的抑铜浮铅工艺主要用氰化物作铜矿物的抑制剂，但氰化物有剧毒，会对生态环境造成严重污染；此外，氰化物还会造成金、银等贵金属易损失的问题。
[0003]因此，针对次生铜矿含量较高的硫化铜矿，有必要开发一种高效、低毒、易实施的分选铜矿和铅矿的方法，对解决“铜铅难分离”问题具有积极意义。

技术实现思路

[0004]本专利技术主要解决的技术问题是提供一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，本专利技术方法可有效降低铜精矿中的铅含量，解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题，并保证铜精矿中铜的回收率，适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。
[0005]为解决上述技术问题，本专利技术提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，所述铜铅矿中含有较多的次生铜矿，次生铜矿中铜的占有率≥30％，即次生铜矿中所含铜质量为处理的铜铅矿中总铜质量的30％以上，本专利技术所述分离浮选方法先进行铜优先浮选，获得铜精矿；铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮，获得铜铅等浮精矿；所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿，所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。
[0006]作为本专利技术一种优选的实施方案，所述铜铅矿原矿经磨矿后再进行铜优先浮选作业，所述磨矿包括：铜铅矿原矿在60～70％质量百分比浓度下进行磨矿，磨矿过程中添加调整剂A，磨矿产品细度控制为
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0.074mm粒级占60～70％；
[0007]其中，所述调整剂A为硫化钠，用量按每吨铜铅矿原矿计，添加600～800g/t。
[0008]作为本专利技术一种优选的实施方案，所述铜优先浮选作业包括1～2次铜优先浮选，优选包括2次铜优先浮选。
[0009]进一步优选地，所述铜优先浮选作业包括以下步骤：
[0010]一次铜优先浮选：将所述磨矿产品调浆至浓度为30～35％，之后添加2500～3500g/t调整剂B和2000～2800g/t调整剂C，作用2～4min，然后再添加1000～1500g/t调整剂D和500～700g/t调整剂E，作用2～4min，之后再加入20～30g/t捕收剂A和40～60g/t起泡剂A，作用2～3min，然后浮选3～5min，获得铜精矿1和一次铜优先浮选尾矿；
[0011]二次铜优先浮选：一次铜优先浮选尾矿添加500～700g/t调整剂E，作用1.5～2.5min，之后加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，作用2～3min，浮选3～5min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿；
[0012]其中，所述调整剂B为硫酸，调整剂C为亚硫酸钠，调整剂D为硫酸亚铁，调整剂E为水玻璃，捕收剂A为丁铵黑药，起泡剂A为2#油。
[0013]作为本专利技术一种优选的实施方案，所述铜铅等浮作业包括：向所述铜优先浮选尾矿中添加1500～2500g/t调整剂F，作用3～5min，再加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，作用2～3min，浮选3～5min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿；
[0014]其中，所述调整剂F为碳酸钠。
[0015]作为本专利技术一种优选的实施方案，所述铜铅分离浮选包括：所述铜铅等浮精矿中添加500～800g/t调整剂A，作用2～4min，再加入100～200g/t吸附剂A，作用4～6min，然后加入100～200g/t调整剂G，作用2～4min，之后再加入100～200g/t捕收剂B，作用1～2min，浮选3～4min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
[0016]其中，所述吸附剂A为活性炭粉，调整剂G为铁氰化钾(化学式K3[Fe(CN)6])，捕收剂B为乙硫氮。
[0017]作为本专利技术一种优选的实施方案，所述扫选作业包括1～2次扫选，优选包括2次扫选。
[0018]进一步优选地，所述扫选作业包括：
[0019]一次扫选：所述铜铅分离浮选尾矿中添加50～100g/t捕收剂B，作用1～2min，之后浮选2～3min，获得铅中矿1和铅一次扫选尾矿，铅中矿1返回上一段分选作业；
[0020]二次扫选：所述铅一次扫选尾矿中添加50～100g/t捕收剂B，作用1～2min，之后浮选2～3min，获得铅中矿2和铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
[0021]本专利技术提供的铜铅矿铜铅分离浮选方法，针对次生铜矿含量高的铜铅矿，采用分步回收原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺，优先浮选原生铜矿，获得铅含量低的铜精矿；之后采用铜铅等浮的方式回收次生铜矿，以保证铜的回收率；再采用抑铜浮铅的方式分离次生铜矿与方铅矿，获得铅精矿和次生铜精矿。本专利技术方法可有效降低铜精矿中的铅含量，解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题，并保证铜精矿中铜的回收率，适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿，提升资源利用效率。
[0022]本专利技术提供的分步选别原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺，按照铜铅矿的矿物性质依次分步选别铜精矿。通过弱酸性亚硫酸抑制剂体系进行原生铜矿的浮选，这一过程需严格控制捕收剂的用量，采用分步添加捕收剂、分步浮选的方式回收原生铜矿。选别原生铜矿后，使用碳酸钠可以适当活化被亚硫酸抑制的硫化矿，有利于次生铜矿的浮选。浮选次生铜矿时，浮选精矿难免会带有方铅矿；若采用优先浮选的思路强行抑制方铅矿，会导致次生铜矿的损失，并影响方铅矿的回收。因此，次生铜矿选别采用了等浮再分的技术路线。铜铅分离作业中，对铜铅等浮精矿使用硫化钠和活性炭完成捕收剂脱药后，通过添加铁氰化钾可
以实现次生铜矿的有效抑制，随后通过对等浮精矿进行铅浮选即可获得铅精矿，铅浮选的尾矿即为以次生铜矿为主的铜精矿。本专利技术方法通过采用合理的浮选工艺设计，配合合适的药剂制度，提高了铜的回收率，有效解决了铜铅难分离的问题。
[0023]本专利技术提供的分步选别原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺，特别适合应用于原矿铜品位高、含次生铜矿较多的铜铅多金属矿选别。对于原生铜矿，分步浮选可以有效减少铜精矿的含铅量；对于次生铜矿，通过“铜铅等浮
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等浮精矿抑铜浮铅”可本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，其特征在于，所述铜铅矿中含有次生铜矿，所述分离浮选方法先进行铜优先浮选，获得铜精矿；铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮，获得铜铅等浮精矿；所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿，所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。2.根据权利要求1所述的分离浮选方法，其特征在于，所述铜铅矿原矿经磨矿后再进行铜优先浮选作业，所述磨矿包括：铜铅矿原矿在60～70％质量百分比浓度下进行磨矿，磨矿过程中添加调整剂A，磨矿产品细度控制为
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0.074mm粒级占60～70％；所述调整剂A为硫化钠，用量按每吨铜铅矿原矿计，添加600～800g/t。3.根据权利要求2所述的分离浮选方法，其特征在于，所述铜优先浮选作业包括1～2次铜优先浮选，优选包括2次铜优先浮选；进一步优选所述铜优先浮选作业包括以下步骤：一次铜优先浮选：将所述磨矿产品调浆至浓度为30～35％，之后添加2500～3500g/t调整剂B和2000～2800g/t调整剂C，然后再添加1000～1500g/t调整剂D和500～700g/t调整剂E，之后再加入20～30g/t捕收剂A和40～60g/t起泡剂A，然后浮选3～5min，获得铜精矿1；二次铜优先浮选：一次铜优先浮选的尾矿添加500～700g/t调整剂E，之后加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，浮选3～...

【专利技术属性】
技术研发人员：吕昊子，陈志强，刘超，胡红喜，饶金山，张颖，
申请(专利权)人：广东省科学院资源利用与稀土开发研究所，
类型：发明
国别省市：