专利摘要

专利摘要

本发明公开了一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，属于矿物加工技术领域。本发明将连生型铜铅锌硫化矿进行混合浮选得到铜铅锌浮选混合精矿和浮选尾矿；铜铅锌浮选混合精矿采用氧化剂进行预处理，通过硫酸浸出其中的铜矿物和锌矿物，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；含铅浸出渣采用甲基磺酸为浸出剂，通过加温搅拌浸出其中的铅矿物，得到含铅溶液；含铜和锌浸出液通过萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液，实现了连生型铜铅锌硫化矿的高效回收和分离。本发明方法解决了连生型铜铅锌硫化矿采用单一浮选工艺分离困难，采用单一浸出方法成本高、浸出液中杂质元素高的技术难题，提高了铜铅锌资源的综合利用率。

权利要求

1.一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于，具体步骤如下：

(1)将连生型铜铅锌硫化矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占75～85％，调浆至矿浆质量百分浓度为30～40％，在矿浆中依次加入石灰、组合抑制剂、组合捕收剂和松醇油，进行一次粗选作业得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中依次加入石灰、组合抑制剂、组合捕收剂和松醇油，进行二次粗选作业得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；

(2)在二次粗选尾矿中依次加入石灰、组合抑制剂、组合捕收剂和松醇油，进行扫选作业得到扫选精矿和浮选尾矿，其中扫选精矿返回调浆并入二次粗选作业；

(3)将一次粗选精矿和二次粗选精矿合并，进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中一次精选尾矿返回调浆并入一次粗选作业；一次精选精矿进行二次精选作业得到铜铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铜铅锌浮选混合精矿调浆，通入臭氧、加入过氧化氢，在温度为40～70℃的搅拌条件下，进行硫酸浸出90～150min，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆，在温度为35～55℃的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出30～60min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；含铜和锌浸出液通过萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液。

2.根据权利要求1所述连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于：以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，步骤(1)矿浆中加入石灰1000～2000g、组合抑制剂600～1200g、组合捕收剂400～600g、松醇油30～50g；一次粗选尾矿中加入石灰500～1000g、组合抑制剂300～600g、组合捕收剂200～300g、松醇油15～25g。

3.根据权利要求1所述连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于：以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，步骤(2)二次粗选尾矿中加入石灰250～500g、组合抑制剂150～300g、组合捕收剂100～150g、松醇油15～25g。

4.根据权利要求1所述连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于：步骤(4)铜铅锌浮选混合精矿调浆浓度为矿浆的液固质量比为3:1，臭氧在矿浆中的含量为10～20mg/L，过氧化氢的含量为20～50g/L，硫酸的浓度为50～120g/L。

5.根据权利要求1所述连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于：步骤(5)含铅浸出渣调浆浓度为矿浆的液固质量比为3:1，甲基磺酸的浓度为40～90g/L。

6.根据权利要求1所述连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于：组合抑制剂包括水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素，其中水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素的质量比为5:3:2。

7.根据权利要求1所述连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，其特征在于：组合捕收剂包括乙基黄药、乙硫氮和丁铵黑药，其中乙基黄药、乙硫氮和丁铵黑药的质量比为5:4:1。

说明书

技术领域

本发明涉及一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，属于矿物加工技术领域。

背景技术

铜铅锌是有色金属工业中重要的基础原材料，在国民经济建设中的地位极其重要。从世界范围来看，铜铅锌冶炼一直以硫化矿为原料，其中工业上绝大多数的铜产量源自硫化铜矿物，铅产量源自硫化铅矿物，锌产量源自硫化锌矿物。在自然界中，单一赋存的金属硫化矿较少，多数是多金属硫化矿，通常采用优先浮选、混合浮选、部分混合浮选、等可浮等工艺进行分离与富集。优先浮选是根据矿石中不同矿物的可浮性差异依次将不同矿物浮选出来，适用于品位较高、嵌布粒度较粗的矿石；混合浮选是先将矿石中的铜铅锌硫化矿物同步浮选富集，然后再进行相互分离，适用于铜铅锌矿物总含量较低的矿石；部分混合浮选是先将矿石中的铜铅矿物混合浮选后再分离，铜铅浮选尾矿进行选锌，该工艺兼具优先浮选和混合浮选的优点；等可浮是将矿石中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。

现有技术中，多金属硫化矿具有嵌布结构复杂和嵌布粒度不均匀的特性，因此一般采用多级磨矿控制矿石中有用矿物的单体解离度，从而实现铜铅锌矿物相互分离。高硫铅锌矿的分离工艺采用一次磨矿、混合浮选、二次磨矿、铅-锌硫浮选、锌硫分离和尾矿再选锌，实现了矿石中铅锌硫的有效分离；难选铅锌硫化矿的浮选分离工艺，将矿石粗磨后进行铅锌混合浮选，然后将铅锌混合精矿细磨，通过抑锌浮铅流程实现铅锌分离；

上述方法采用再磨工艺能够将混合精矿中的有用矿物实现单体解离，从而采用浮选将混合精矿中的有用矿物相互分离，然而，上述方法仅仅适合于处理矿石中有用矿物与有用矿物、有用矿物与脉石矿物间易通过磨矿解离、连生体含量较少的矿石。目前，随着易选铜铅锌矿石的逐渐消耗，复杂难处理铜铅锌矿产资源成为开采的热点。连生型铜铅锌硫化矿是一类极难分选的多金属硫化矿，该类资源分选过程中普遍存在矿石中铜铅锌矿物分离难度大，金属互含严重，主金属及伴生金银矿物回收率偏低等问题。对于连生型铜铅锌硫化矿，即使采用细磨工艺仍然不能将矿石中的铜铅锌矿物解离，后续分选工艺难以将其分离，导致该类资源利用率较低。

发明内容

本发明针对连生型铜铅锌硫化矿采用单一浮选工艺分离困难，采用单一浸出方法成本高、浸出液中杂质元素高的技术难题，提供一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，即将连生型铜铅锌硫化矿进行混合浮选得到铜铅锌浮选混合精矿和浮选尾矿；铜铅锌浮选混合精矿采用氧化剂进行预处理，通过硫酸浸出其中的铜矿物和锌矿物，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；含铅浸出渣采用甲基磺酸为浸出剂，通过加温搅拌浸出其中的铅矿物，得到含铅溶液；含铜和锌浸出液通过萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液。

本发明通过混合浮选实现矿石中铜铅锌矿物的有效富集，抛除大量的不利于浸出工艺的脉石矿物，通过硫酸氧化浸出分离铅矿物和铜锌矿物，萃取分离铜和锌，经济高效地解决了连生型铜铅锌硫化矿采用单一浮选工艺分离困难，采用单一浸出方法成本高、浸出液中杂质元素高的技术难题，提高铜铅锌资源的综合利用率。

一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，具体步骤如下：

(1)将连生型铜铅锌硫化矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占75～85％，调浆至矿浆质量百分浓度为30～40％，在矿浆中依次加入石灰、组合抑制剂、组合捕收剂和松醇油，进行一次粗选作业得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中依次加入石灰、组合抑制剂、组合捕收剂和松醇油，进行二次粗选作业得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；

(2)在二次粗选尾矿中依次加入石灰、组合抑制剂、组合捕收剂和松醇油，进行扫选作业得到扫选精矿和浮选尾矿，其中扫选精矿返回调浆并入二次粗选作业；

(3)将一次粗选精矿和二次粗选精矿合并，进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中一次精选尾矿返回调浆并入一次粗选作业；一次精选精矿进行二次精选作业得到铜铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铜铅锌浮选混合精矿调浆，通入臭氧、加入过氧化氢，在温度为40～70℃的搅拌条件下，进行硫酸浸出90～150min，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆，在温度为35～55℃的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出30～60min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；含铜和锌浸出液通过萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液。

以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，所述步骤(1)矿浆中加入石灰1000～2000g、组合抑制剂600～1200g、组合捕收剂400～600g、松醇油30～50g；一次粗选尾矿中加入石灰500～1000g、组合抑制剂300～600g、组合捕收剂200～300g、松醇油15～25g。

以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，所述步骤(2)二次粗选尾矿中加入石灰250～500g、组合抑制剂150～300g、组合捕收剂100～150g、松醇油15～25g。

所述步骤(4)铜铅锌浮选混合精矿调浆浓度为矿浆的液固质量比为3:1，臭氧在矿浆中的含量为10～20mg/L，过氧化氢的含量为20～50g/L，硫酸的浓度为50～120g/L。

所述步骤(5)含铅浸出渣调浆浓度为矿浆的液固质量比为3:1，甲基磺酸的浓度为40～90g/L。

所述组合抑制剂包括水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素，其中水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素的质量比为5:3:2。

所述组合捕收剂包括乙基黄药、乙硫氮和丁铵黑药，其中乙基黄药、乙硫氮和丁铵黑药的质量比为5:4:1。

本发明的有益效果：

(1)本发明采用组合抑制剂对连生型铜铅锌硫化矿中的脉石矿物进行协同抑制，采用组合捕收剂对矿石中铜铅锌硫化矿物进行协同疏水，组合浮选药剂的使用简化了浮选流程结构，降低了浮选处理成本，获得了较好的分选效果；

(2)本发明采用混合浮选工艺对连生型铜铅锌硫化矿进行预处理，不仅实现了矿石中铜铅锌矿物的有效富集，而且抛除大量的不利于浸出工艺的脉石矿物，大幅减少了浸出过程中的矿石量，降低了浸出液中杂质元素的含量，降低了矿石处理成本；

(3)本发明采用硫酸氧化浸出铜铅锌浮选混合精矿，实现了矿石中铅矿物与铜矿物和锌矿物的有效分离，利用萃取进一步分离浸出液中的铜和锌，最终实现连生型铜铅锌硫化矿的高效回收和分离；

(4)本发明采用组合浮选药剂选择性富集铜铅锌硫化矿物-硫酸氧化浸出铜铅锌浮选混合精矿-甲基磺酸高效浸出铅矿物-萃取分离铜和锌，经济高效解决了连生型铜铅锌硫化矿采用单一浮选工艺分离困难，采用浸出方法成本高、浸出液杂质元素高的技术难题，提高了铜铅锌资源的综合利用率。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

本发明以下实施例中组合抑制剂包括水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素，其中水玻璃、六偏磷酸钠和羧甲基纤维素的质量比为5:3:2；组合捕收剂包括乙基黄药、乙硫氮和丁铵黑药，其中乙基黄药、乙硫氮和丁铵黑药的质量比为5:4:1。

实施例1：本实施例的连生型铜铅锌硫化矿中铜的质量百分数含量为0.5％，铅的质量百分数含量为2.0％，锌的质量百分数含量为3.0％；

如图1所示，一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，具体步骤如下：

(1)将连生型铜铅锌硫化矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占75％，调浆至矿浆质量百分浓度为40％，以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，在矿浆中依次加入1000g石灰、600g组合抑制剂、400g组合捕收剂和30g松醇油，进行一次粗选作业得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中依次加入500g石灰、300g组合抑制剂、200g组合捕收剂和15g松醇油，进行二次粗选作业得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；

(2)以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，在二次粗选尾矿中依次加入250g石灰、150g组合抑制剂、100g组合捕收剂和15g松醇油，进行扫选作业得到扫选精矿和浮选尾矿，其中扫选精矿返回调浆并入二次粗选作业；

(3)将一次粗选精矿和二次粗选精矿合并，进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中一次精选尾矿返回调浆并入一次粗选作业；一次精选精矿进行二次精选作业得到铜铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铜铅锌浮选混合精矿调浆至矿浆的液固质量比为3:1，通入臭氧、加入过氧化氢，在温度为40℃、硫酸浓度为50g/L的搅拌条件下，进行硫酸浸出150min，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；其中臭氧在矿浆中的含量为10mg/L，过氧化氢的含量为20g/L；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为35℃、甲基磺酸浓度为90g/L的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出60min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；含铜和锌浸出液通过常规萃取方法进行萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液；

本实施例中铜的回收率为87.6％，铅的回收率为86.3％，锌的回收率为85.8％。

实施例2：本实施例的连生型铜铅锌硫化矿中铜的质量百分数含量为0.8％，铅的质量百分数含量为4.5％，锌的质量百分数含量为6.0％；

如图1所示，一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，具体步骤如下：

(1)将连生型铜铅锌硫化矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占80％，调浆至矿浆质量百分浓度为35％，以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，在矿浆中依次加入1500g石灰、900g组合抑制剂、500g组合捕收剂和40g松醇油，进行一次粗选作业得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中依次加入750g石灰、450g组合抑制剂、250g组合捕收剂和20g松醇油，进行二次粗选作业得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；

(2)以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，在二次粗选尾矿中依次加入375g石灰、225g组合抑制剂、125g组合捕收剂和20g松醇油，进行扫选作业得到扫选精矿和浮选尾矿，其中扫选精矿返回调浆并入二次粗选作业；

(3)将一次粗选精矿和二次粗选精矿合并，进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中一次精选尾矿返回调浆并入一次粗选作业；一次精选精矿进行二次精选作业得到铜铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铜铅锌浮选混合精矿调浆至矿浆的液固质量比为3:1，通入臭氧、加入过氧化氢，在温度为60℃、硫酸浓度为90g/L的搅拌条件下，进行硫酸浸出120min，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；其中臭氧在矿浆中的含量为15mg/L，过氧化氢的含量为35g/L；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为45℃、甲基磺酸浓度为70g/L的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出45min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；含铜和锌浸出液通过常规萃取方法进行萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液；

本实施例中铜的回收率为86.7％，铅的回收率为87.5％，锌的回收率为84.9％。

实施例3：本实施例的连生型铜铅锌硫化矿中铜的质量百分数含量为1.2％，铅的质量百分数含量为7.0％，锌的质量百分数含量为8.5％；

如图1所示，一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法，具体步骤如下：

(1)将连生型铜铅锌硫化矿破碎、磨细至-74μm粒级的质量百分含量占85％，调浆至矿浆质量百分浓度为30％，以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，在矿浆中依次加入2000g石灰、1200g组合抑制剂、600g组合捕收剂和50g松醇油，进行一次粗选作业得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；在一次粗选尾矿中依次加入1000g石灰、600g组合抑制剂、300g组合捕收剂和25g松醇油，进行二次粗选作业得到二次粗选精矿和二次粗选尾矿；

(2)以每吨连生型铜铅锌硫化矿计，在二次粗选尾矿中依次加入500g石灰、300g组合抑制剂、150g组合捕收剂和25g松醇油，进行扫选作业得到扫选精矿和浮选尾矿，其中扫选精矿返回调浆并入二次粗选作业；

(3)将一次粗选精矿和二次粗选精矿合并，进行一次精选作业得到一次精选精矿和一次精选尾矿，其中一次精选尾矿返回调浆并入一次粗选作业；一次精选精矿进行二次精选作业得到铜铅锌浮选混合精矿和二次精选尾矿，其中二次精选尾矿返回调浆并入一次精选作业；

(4)将步骤(3)所得的铜铅锌浮选混合精矿调浆至矿浆的液固质量比为3:1，通入臭氧、加入过氧化氢，在温度为70℃、硫酸浓度为120g/L的搅拌条件下，进行硫酸浸出90min，固液分离后得到含铅浸出渣与含铜和锌浸出液；其中臭氧在矿浆中的含量为20mg/L，过氧化氢的含量为50g/L；

(5)将步骤(4)所得的含铅浸出渣调浆至矿浆的液固质量比为3:1，在温度为55℃、甲基磺酸浓度为40g/L的搅拌条件下，进行甲基磺酸浸出30min，固液分离后得到含铅溶液和浸出尾渣；含铜和锌浸出液通过常规萃取方法进行萃取分离得到含铜溶液和含锌溶液；

本实施例中铜的回收率为88.2％，铅的回收率为85.1％，锌的回收率为86.3％。

一种连生型铜铅锌硫化矿的选冶回收与分离方法专利购买费用说明

Q：办理专利转让的流程及所需资料

A：专利权人变更需要办理著录项目变更手续，有代理机构的，变更手续应当由代理机构办理。

1：专利变更应当使用专利局统一制作的“著录项目变更申报书”提出。

2：按规定缴纳著录项目变更手续费。

3：同时提交相关证明文件原件。

4：专利权转移的，变更后的专利权人委托新专利代理机构的，应当提交变更后的全体专利申请人签字或者盖章的委托书。

Q:专利著录项目变更费用如何缴交

A：（1）直接到国家知识产权局受理大厅收费窗口缴纳,（2）通过代办处缴纳，（3）通过邮局或者银行汇款,更多缴纳方式

Q：专利转让变更，多久能出结果

A：著录项目变更请求书递交后，一般1-2个月左右就会收到通知，国家知识产权局会下达《转让手续合格通知书》。