CN102513214A - 从废弃微细粒锌尾矿中再选铜的工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明从废弃微细粒锌尾矿中再选铜的工艺采用的技术方案是根据微细粒铜矿物的浮游速率特性，首先在浮选粗选阶段通过高效浮选药剂方案的选择有效活化微细粒铜矿物，加强对单体解离的铜矿物和铜矿物连生体的回收；再将粗精矿细磨至-0.02mm 80～90％，破坏铜矿物连生体，提高铜矿物单体解离度；然后在低浓度、高抑制剂用量、高分散剂用量条件下，经过2～3次精选作业剔除杂质和回收铜矿物，最终获得合格的铜精矿。

Description

从废弃微细粒锌尾矿中再选铜的工艺
一.技术领域
本发明涉及一种尾矿再选工艺，具体说是一种从铜锌分离的选锌尾矿中再回收微细粒难选铜的浮选工艺。
二.背景技术
我国属于人均资源贫乏的发展中国家，我国矿产资源80％为共伴生矿，由于我国矿业起步晚，技术发展不平衡，不同时期的选冶技术差距很大，大量有价值资源存留于尾矿之中。随着技术的进步其潜在价值将远远超过金属元素的价值，这些尾矿资源如不能综合回收利用，将造成巨大浪费。铜锌硫多金属矿石的浮选及其分离一直是选矿界较为棘手的问题，尤其致密状铜锌高硫矿石的铜锌分离一直是世界性的难题。在处理铜锌硫多金属矿矿石时，多采用铜锌混选，混合精矿经多段细磨后，分别应用亚硫酸法(SO2法)、加温浮选分离、混合精矿堆存氧化法、分级浮选等技术，基本可实现铜锌分离和大部分铜锌金属的回收。但在铜锌分离后的选锌尾矿中仍含有铜品位在1.0％左右的一部分微细粒难选铜矿物，针对该类锌尾矿，开发出一种技术先进、分选效果好、适应性强、经济环保的选矿工艺，进一步加强锌尾矿中难选铜矿物的回收，对于提高企业经济效益，提高矿产资源利用率，促进矿产资源的可持续开发，保护生态环境很有必要。
三.发明内容
本发明的目的是寻求一种技术先进、分选效果好、适应性强、清洁无毒，能有效地再回收锌尾矿中微细粒难选铜矿物的选矿工艺。
为了达到以上目的，本发明采用的技术方案是根据微细粒铜矿物的浮游速率特性，首先在浮选粗选阶段通过高效浮选药剂方案的选择有效活化微细粒铜矿物，加强对单体解离的铜矿物和铜矿物连生体的回收；再将粗精矿细磨至-0.02mm 80～90％，破坏铜矿物连生体，提高铜矿物单体解离度；然后在低浓度、高抑制剂用量、高分散剂用量条件下，经过2～3次精选作业剔除杂质和回收铜矿物，最终获得合格的铜精矿。
为实现上述目的，本发明采用以下顺序工艺步骤和条件：
1)粗选：按每吨锌尾矿干重计，将铜锌分离后的选锌尾矿加入调整剂石灰用量4～5kg/t调pH值至10～11，再加入组合抑制剂硫酸锌用量2～2.5kg/t+亚硫酸钠用量2～2.5kg/t，然后加入高效强力组合捕收剂丁基黄药用量100～120g/t+乙硫氮用量50～60g/t+Z-200用量100～120g/t和起泡剂松醇油用量25～30g/t，进行浮选粗选；
2)扫选I：加入组合捕收剂丁基黄药用量50～60g/t+乙硫氮用量25～30g/t+Z-200用量50～60g/t和起泡剂松醇油用量10～15g/t，进行第一次扫选；
3)扫选II：进行第二次空白扫选；
4)精选I：将粗精矿采用球磨机细磨至细度-0.02mm 80～90％，先加新水调浆至矿浆浓度10％～12％，再加入分散剂水玻璃用量1～1.5kg/t，然后加入混合抑制剂硫酸锌用量1～1.5kg/t+亚硫酸钠用量1～1.5kg/t，进行第一次精选；
5)精选II：加入水玻璃用量400～500g/t，再加入硫酸锌用量400～500g/t+亚硫酸钠用量400～500g/t，进行第二次精选；
6)精选III：进行第三次空白精选；
7)通过中矿依次返回的闭合循环流程，最终得到合格铜精矿和尾矿。
该方法分选效果好、适应性强、指标稳定、经济环保，根据微细粒铜矿的浮游速率特性，采用高效浮选药剂组合强化对铜矿物的活化回收，在低浓度、高抑制剂用量、高分散剂用量条件下进一步剔除杂质，可成功实现对锌尾矿中微细粒铜矿物的再回收。
四.附图说明
图1是本发明从废弃微细粒锌尾矿中再选铜的工艺的流程图。
附图标记：①工业石灰②硫酸锌+亚硫酸钠③丁基黄药+乙硫氮+Z-200④松醇油⑤水玻璃。
五.具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。所用选锌尾矿主要化学组成：Cu 0.98％，Zn 1.08％，S 45.99％。
实施例1：按每吨锌尾矿干重计，将该选锌尾矿加入工业石灰4kg/t调pH值至10左右，同时加入硫酸锌用量2.0kg/t+亚硫酸钠用量2.0kg/t，搅拌3分钟，然后同时加入丁基黄药用量100g/t+乙硫氮用量50g/t+Z-200用量100g/t和起泡剂松醇油用量25g/t，搅拌2分钟，进行浮选粗选；同时加入丁基黄药用量50g/t+乙硫氮用量25g/t+Z-200用量50g/t和起泡剂松醇油用量15g/t，搅拌2分钟，进行第一次扫选；第二次扫选不添加任何药剂；将粗选精矿采用球磨机细磨至细度-0.02mm 80％，加新水调浆至矿浆浓度为10％，加入水玻璃用量1kg/t，搅拌2分钟，同时加入硫酸锌用量1kg/t+亚硫酸钠用量1kg/t，搅拌2分钟，进行第一次精选；加入水玻璃用量400g/t，再同时加入硫酸锌用量400g/t+亚硫酸钠用量400g/t，进行第二次精选；第三次精选采用空白精选。采用中矿依次返回的闭路流程，最终得到合格的铜精矿和尾矿。
实施例2：实施例2(最优条件药剂用量上限)只有个别工艺参数和药剂用量与实施例1(最优条件药剂用量下限)不同，其它条件与实施过程二者基本相同。按每吨锌尾矿干重计，将该选锌尾矿加入工业石灰4.5kg/t调pH值至11左右，同时加入硫酸锌用量2.5kg/t+亚硫酸钠用量2.5kg/t，搅拌3分钟，然后同时加入丁基黄药用量120g/t+乙硫氮用量60g/t+Z-200用量120g/t和起泡剂松醇油用量30g/t，搅拌2分钟，进行浮选粗选；同时加入丁基黄药用量60g/t+乙硫氮用量30g/t+Z-200用量60g/t和起泡剂松醇油用量15g/t，搅拌2分钟，进行第一次扫选；第三次扫选不添加任何药剂；将粗选精矿采用球磨机细磨至细度-0.02mm 90％，加新水调浆至矿浆浓度为12％，加入水玻璃用量1.5kg/t，搅拌2分钟，同时加入硫酸锌用量1.5kg/t+亚硫酸钠用量1.5kg/t，搅拌2分钟，进行第一次精选；加入水玻璃用量500g/t，再同时加入硫酸锌用量500g/t+亚硫酸钠用量500g/t，进行第二次精选；第三次精选采用空白精选。同样采用中矿依次返回的闭路流程，最终得到合格的铜精矿和尾矿。由表1所示的实施例1、实施例2实施例的实施情况表明，本发明工艺先进，铜选别指标高，能有效地再回收锌尾矿中微细粒难选铜矿物。
表1各实施例结果
Figure BDA0000118012270000051

Claims (1)

1.从废弃微细粒锌尾矿中再选铜的工艺是根据微细粒铜矿物的浮游速率特性，首先在浮选粗选阶段通过高效浮选药剂方案的选择有效活化微细粒铜矿物，加强对单体解离的铜矿物和铜矿物连生体的回收；再将粗精矿细磨至-0.02mm 80～90％，破坏铜矿物连生体，提高铜矿物单体解离度；然后在低浓度、高抑制剂用量、高分散剂用量条件下，经过2～3次精选作业剔除杂质和回收铜矿物，最终获得合格的铜精矿，其特征在于：
本发明采用以下顺序工艺步骤和条件：
1)粗选：按每吨锌尾矿干重计，将铜锌分离后的选锌尾矿加入调整剂石灰用量4～5kg/t调pH值至10～11，再加入组合抑制剂硫酸锌用量2～2.5kg/t+亚硫酸钠用量2～2.5kg/t，然后加入高效强力组合捕收剂丁基黄药用量100～120g/t+乙硫氮用量50～60g/t+Z-200用量100～120g/t和起泡剂松醇油用量25～30g/t，进行浮选粗选；
2)扫选I：加入组合捕收剂丁基黄药用量50～60g/t+乙硫氮用量25～30g/t+Z-200用量50～60g/t和起泡剂松醇油用量10～15g/t，进行第一次扫选；
3)扫选II：进行第二次空白扫选；
4)精选I：将粗精矿采用球磨机细磨至细度-0.02mm 80～90％，先加新水调浆至矿浆浓度10％～12％，再加入分散剂水玻璃用量1～1.5kg/t，然后加入混合抑制剂硫酸锌用量1～1.5kg/t+亚硫酸钠用量1～1.5kg/t，进行第一次精选；
5)精选II：加入水玻璃用量400～500g/t，再加入硫酸锌用量400～500g/t+亚硫酸钠用量400～500g/t，进行第二次精选；
6)精选III：进行第三次空白精选；
7)通过中矿依次返回的闭合循环流程，最终得到合格铜精矿和尾矿。
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