一种微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿选矿方法，原矿碎磨后进行铜铅硫化矿浮选获得铜铅混合精矿和铜铅混合浮选尾矿；铜铅混合精矿分级后粗粒再磨，溢流进行选择性调整降低硫化铅矿表面的疏水性，在无需抑制剂的条件下浮选回收硫化铜矿获得硫化铜精矿和硫化铅精矿；铜铅混合浮选尾矿进行硫化锌浮选得到硫化锌精矿和硫化锌浮选尾矿；硫化锌尾矿中进行硫化混合浮选得到氧化矿粗精矿和氧化矿粗尾矿，氧化矿粗精矿精选得氧化矿精矿；氧化矿精矿经高梯度粗选扫选后回收部分弱磁性的氧化铜矿，扫选尾矿通过浸出获得浸出液，浸出液通过萃取电积回收铜和锌；残余固相作为铅精矿，本发明专利技术实现了铜铅锌多金属硫氧混合矿中多种金属的高效分离回收

【技术实现步骤摘要】
一种微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿选矿方法


[0001]本专利技术涉及一种微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿选矿方法，属于矿物加工

。

技术介绍

[0002]铜铅锌矿产资源被广泛应用于工农业生产
、
国防建设
、
医疗卫生等诸多领域，铜铅锌矿产资源是我国重要的战略性矿产资源
。
地壳中的矿石在长期的分化侵蚀过程中部分硫化矿金属矿床受氧化作用后，形成的氧化带中的矿石
。
在氧化过程中它的矿物组分和结构
、
构造均产生了明显的变化，因而在加工利用时也必须采用不同于原生矿石的方法和工艺流程
。
世界铜铅锌矿产资源中有相当部分的氧化矿和硫氧混合矿床，它们也是构成铜铅锌资源的重要组成部分
。
我国铜铅锌硫氧混合矿的金属品位普遍较低
、
氧化率高
、
矿物组成复杂，随着硫化矿资源的不断消耗
、
氧化矿和硫氧混合矿的开发利用意义重大
。
[0003]硫氧混合矿中硫化矿和氧化矿的表面性质差异大，氧化矿的表面天然可浮性差，表面性质复杂，是较难回收的部分，为实现矿石中金属的高效回收，氧化矿部分金属的高效综合回收具有重要的意义，开发适合于硫氧混合矿中金属高效综合回收的工艺技术可避免金属的流失和产生重要的经济效益
。

技术实现思路

[0004]针对上述现有技术存在的问题及不足，本专利技术提供一种微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿选矿方法
。
该方法具有较低的生产成本和较高的回收率，尤其适用于微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿的选别加工
。
本专利技术通过以下技术方案实现
。
[0005]该微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿，其具体步骤如下：（1）微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿经破碎磨矿至
‑
0.074mm 75%~85%
，调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，向矿浆中添加
500~3000g
抑制剂，添加
10~50g
捕收剂和
5~20g
起泡剂，进行铜铅硫化矿的混合浮选，获得铜铅混合粗精矿和铜铅混合粗尾矿；（2）将步骤（1）得到的铜铅混合粗精矿调浆至矿浆浓度为
30~50wt%
，进行空白精选，精选次数为
1~3
次，每次精选尾矿按顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合精矿；（3）将步骤（1）得到的铜铅混合粗尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（1）混合浮选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为
1~3
次，每次扫选精矿按顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合浮选尾矿；（4）将步骤（2）得到的铜铅混合精矿经过水力旋流器分级，得到旋流器沉砂和旋流器溢流，旋流器沉砂再磨后返回分级，形成闭路循环，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到
‑
0.074mm
占比
80%~90%
；（5）将步骤（4）得到的旋流器溢流添加调整剂，通过调整剂选择性降低硫化铅表面的疏水性同时对硫化铜矿表面的疏水性不产生影响；
（6）向步骤（5）中加入调整剂后的矿浆中添加
10~50g
硫化矿捕收剂和
5~20g
起泡剂，选择性浮选其中的硫化铜矿进行铜铅硫化矿的分离，分别得到硫化铜精矿和硫化铅尾矿；（7）将步骤（3）中获得的铜铅混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按照每吨矿石量加入
800~1500g
调整剂，加入
100~200g
活化剂，加入
10~50g
硫化矿捕收剂和
5~20g
起泡剂，进行硫化锌矿的粗选获得硫化锌粗精矿和初选尾矿；（8）将步骤（7）得到的硫化锌粗精矿调浆至矿浆浓度为
30~50wt%
，进行空白精选，精选次数为
1~3
次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得硫化锌精矿；（9）将步骤（7）得到的硫化锌初选尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（7）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为
1~3
次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得硫化锌浮选尾矿；（
10
）将步骤（9）得到的硫化锌浮选尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，加入
100~800g
硫化剂，加入
100~300g
捕收剂，加入
10~20g
起泡剂进行氧化矿的硫化浮选得到氧化矿粗精矿和粗尾矿；（
11
）将步骤（
10
）得到的氧化矿粗精矿调浆至
30~50wt%
，进行空白精选，精选次数为
1~3
次，每次精选尾矿按顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得氧化矿精矿；（
12
）将步骤（
10
）得到的氧化矿粗尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（
10
）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为
1~3
次，每次扫选精矿按顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得氧化矿浮选尾矿；（
13
）将步骤（
11
）得到的氧化矿精矿进行一次高梯度磁选和一次高梯度扫选得到部分弱磁性氧化铜精矿和高梯度磁选尾矿；（
14
）将步骤（
13
）得到的高梯度磁选尾矿进行酸浸得到浸出液，浸出液可通过萃取电积工艺分别回收铜和锌，浸出后的固相则作为铅精矿
。
[0006]所述步骤（1）
、
步骤（6）
、
步骤（7）和步骤（
10
）中的捕收剂为黄药和丁铵黑药中的一种或两种任意比例组合
。
[0007]步骤（1）中的抑制剂为亚硫酸钠或硫酸锌
。
或是二者的任意比例的组合
。
[0008]步骤（1）
、
步骤（6）
、
步骤（7）和步骤（
10
）中的起泡剂为松油醇；步骤（7）中的调整剂为石灰
。
[0009]步骤（7）中的活化剂为硫酸铜或硝酸铅
。
[0010]步骤（
10
）中的硫化剂为硫化钠
。
[0011]步骤（
13
）中高梯度的磁场强度为
1~1.5T。
[0012]本专利技术的有益效果是：本专利技术通过选矿的方法从硫氧混合矿中高效回收其中的硫化矿金属的同时也实现氧化矿部分的金属的高效分离回收，可避免金属资源的流失浪费
。
...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.
一种微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿选矿方法，其特征在于具体步骤如下：（1）微细粒嵌布硫氧混合铜铅锌矿经破碎磨矿至
‑
0.074mm 75%~85%
，调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，向矿浆中添加
2000~2500g
抑制剂，添加
10~50g
捕收剂和
5~20g
起泡剂，进行铜铅硫化矿的混合浮选，获得铜铅混合粗精矿和铜铅混合粗尾矿；（2）将步骤（1）得到的铜铅混合粗精矿调浆至矿浆浓度为
30~50wt%
，进行空白精选，精选次数为
1~3
次，每次精选尾矿按顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合精矿；（3）将步骤（1）得到的铜铅混合粗尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（1）混合浮选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为
1~3
次，每次扫选精矿按顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合浮选尾矿；（4）将步骤（2）得到的铜铅混合精矿经过水力旋流器分级，得到旋流器沉砂和旋流器溢流，旋流器沉砂再磨后返回分级，形成闭路循环，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到
‑
0.074mm
占比
80%~90%
；（5）将步骤（4）得到的旋流器溢流添加调整剂，通过调整剂选择性降低硫化铅表面的疏水性同时对硫化铜矿表面的疏水性不产生影响；（6）向步骤（5）中加入调整剂后的矿浆中添加
10~50g
硫化矿捕收剂和
5~20g
起泡剂，选择性浮选其中的硫化铜矿进行铜铅硫化矿的分离，分别得到硫化铜精矿和硫化铅尾矿；（7）将步骤（3）中获得的铜铅混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按照每吨矿石量加入
800~1500g
调整剂，加入
100~200g
活化剂，加入
10~50g
硫化矿捕收剂和
5~20g
起泡剂，进行硫化锌矿的粗选获得硫化锌粗精矿和初选尾矿；（8）将步骤（7）得到的硫化锌粗精矿调浆至矿浆浓度为
30~50wt%
，进行空白精选，精选次数为
1~3
次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得硫化锌精矿；（9）将步骤（7）得到的硫化锌初选尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（7）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为
1~3
次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得硫化锌浮选尾矿；（
10
）将步骤（9）得到的硫化锌浮选尾矿调浆至矿浆浓度为
25~45wt%
，按每吨矿石计，加入

【专利技术属性】
技术研发人员：田小松，饶兵，唐艺源，梁泽跃，戴惠新，杨斌，高利坤，郦超，王飞旺，章旭福，
申请(专利权)人：云南迪庆有色金属有限责任公司，
类型：发明
国别省市：