CN103894281A - 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 - Google Patents
一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN103894281A CN103894281A CN201210584771.0A CN201210584771A CN103894281A CN 103894281 A CN103894281 A CN 103894281A CN 201210584771 A CN201210584771 A CN 201210584771A CN 103894281 A CN103894281 A CN 103894281A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc
- flotation
- ore
- heap
- copper
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Images
Abstract
本发明涉及一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺，所述的选冶联合工艺，是先将原矿石进行破碎筑堆操作，再通过堆浸工序浸出原矿石中的氧化锌矿物，堆浸工序得到的浸出液通过萃取-反萃-电积工序得到阴极锌产品，在堆浸工序结束后对矿堆进行卸堆碎磨操作，再通过浮选工序回收硫化铜矿物和硫化锌矿物；所述的硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿和/或铜蓝，所述的硫化锌矿物为闪锌矿、铁闪锌矿；所述氧化锌矿物为菱锌矿、异极矿、硅锌矿及水锌矿；所述氧化锌矿物中锌含量占混合矿中总锌含量的10-50wt％；所述混合矿中铜的品位为0.2wt%以上。
Description
技术领域
本发明涉及一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺。其中，所述硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿和/或铜蓝，所述的硫化锌矿物为闪锌矿、铁闪锌矿；所述氧化锌矿物为菱锌矿、异极矿、硅锌矿及水锌矿。
背景技术
目前处理硫化铜锌和氧化锌混合矿常用的工艺有三种。一种是优先浮选硫化铜矿物，再浮选硫化锌矿物，最后对氧化锌矿物进行硫化后浮选氧化锌矿物，分别得到硫化铜精矿、硫化锌精矿和氧化锌精矿，其工艺流程图如图2所示。第二种是先进行硫化铜、锌矿物的混合浮选，硫化铜锌精矿进行铜锌分离，得到硫化铜精矿和硫化锌精矿，混合浮选的尾矿对氧化锌矿物硫化后进行氧化锌矿物浮选，得到氧化锌精矿，其工艺流程图如图3所示。第三种是采用前述第一种或第二种工艺中浮选的方法将硫化铜矿物和硫化锌矿物回收（优选浮选或混合浮选），选别硫化铜、锌矿物后的尾矿进行搅拌浸出氧化锌矿物中的锌，其工艺流程图如图4所示。对于含泥量大、易泥化的硫化铜锌和氧化锌混合矿，一般采用先浮选硫化矿物再搅拌浸出氧化锌矿物的工艺，但搅拌浸出法存在生产成本高、固液分离难等缺陷。对于硫化铜锌和氧化锌混合矿而言，选别硫化铜和硫化锌矿物后进行堆浸法浸出氧化锌在经济上不可行。
因此，有必要开发一种新的工艺，能在保证铜、锌回收率的同时大幅降低生产成本。
发明内容
本发明的目的是提供一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺，该工艺在最大限度利用铜锌资源的同时，可以大幅度降低生产成本，操作更加简便。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺，其特征在于，
所述的选冶联合工艺，是先将原矿石进行破碎筑堆操作，再通过堆浸工序浸出原矿石中的氧化锌矿物，堆浸工序得到的浸出液通过萃取-反萃-电积工序得到阴极锌产品，在堆浸工序结束后对矿堆进行卸堆碎磨操作，再通过浮选工序回收硫化铜矿物和硫化锌矿物；
所述的硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿和/或铜蓝，所述的硫化锌矿物为闪锌矿、铁闪锌矿；所述氧化锌矿物为菱锌矿、异极矿、硅锌矿及水锌矿；所述氧化锌矿物中锌含量占混合矿中总锌含量的10-50wt%；所述混合矿中铜的品位为0.2wt%以上。
如上所述的工艺，优选地，所述的破碎筑堆操作，是将原矿石破碎至粒度在30mm以下，然后将经过破碎的矿石筑成矿堆，在堆场铺设管道，完成筑堆。
如上所述的工艺，优选地，所述堆浸工序中筑成的矿堆高为3-5m。
如上所述的工艺，优选地，所述的堆浸工序，是通过筑堆时铺设在堆场的管道，向矿堆喷淋浓度为0.1-2mol/L的硫酸，喷淋强度为5-10L/(h.m2)，堆浸周期为1-2个月。
如上所述的工艺，优选地，所述的萃取-反萃-电积工序，是当浸出液达到萃取浓度时用有机相萃取锌，使锌转入有机相中，再用硫酸（浓度优选为160g/L）反萃含锌的有机相，将反萃液（反萃液荷锌为65g/L左右）送入电解车间电解，获得阴极锌，萃余液经除油或除杂工序后回用于堆浸工序；所述有机相为萃取剂P204。
如上所述的工艺，优选地，所述的卸堆碎磨操作，是在浸出氧化锌之后将矿堆卸堆，卸堆后对矿石进行细碎至矿石粒度在12mm以下，细碎后的矿石再经磨矿，至占矿物总量50-90wt%的矿石粒度在74μm以下。
如上所述的工艺，优选地，所述的浮选工序，是采用优先浮选硫化铜矿物后再选硫化锌矿物的浮选工艺，或采用硫化铜锌矿物混选再分离的浮选工艺。
如上所述的工艺，所述的优先浮选硫化铜矿物后再选硫化锌矿物浮选工艺，是将经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰和锌抑制剂调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在7-9后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化铜矿物浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化铜精矿；
硫化铜矿物浮选完成后的矿浆进入第二个搅拌桶，加入石灰和锌活化剂调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在12-13后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化锌矿物浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化锌精矿。
优选地，所述捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠（如丁基黄原酸钠）、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵中的一种，或其中的几种以任意比配合使用；所述捕收剂的用量为30-100克/吨矿。
优选地，所述锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠中的一种，或二者以任意比配合使用，所述锌抑制剂的用量大于0且在4000克/吨矿以下；所述锌活化剂为硫酸铜，其用量大于0且在1000克/吨矿以下。
如上所述的工艺，所述的硫化铜锌矿物混选再分离浮选工艺，是将经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在7-9后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化铜锌混选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化铜锌粗精矿；
将得到的硫化铜锌粗精矿按照与上述浮选相同的操作、不添加药剂进行一或多次精选后再磨，再磨后的硫化铜锌粗精矿脱水后进入脱药搅拌桶，在脱药搅拌桶加入活性炭、硫化钠中的一种或由二者以任意比组成的组合药剂和清水进行脱药后，硫化铜锌粗精矿矿浆进入抑锌搅拌桶加入抑锌抑制剂调浆搅拌3-5min，之后矿浆进入铜锌分离所用的浮选槽加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯2min后充气后进行铜泡沫浮选，得到的泡沫为硫化铜矿物，槽内未上浮的为硫化锌矿物。
优选地，所述捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵中的一种，或其中的几种以任意比配合使用；所述捕收剂的用量为30-100克/吨矿。
优选地，所述锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠中的一种，或二者以任意比配合使用，所述锌抑制剂的用量为300-1000克/吨矿，所述的加入脱药搅拌桶的活性炭、硫化钠中的一种或由二者以任意比组成的组合药剂，其用量为300-700克/吨矿。
本发明的有益效果在于：
本发明提供的工艺，其特点是堆浸-浮选联合工艺，即将矿石破碎至一定粒度后先采用堆浸法浸出氧化锌矿物中的锌，浸出液进行萃取-电积工序获得阴极锌产品，浸完氧化锌的矿石经细碎-磨矿后调浆进行优先选硫化铜矿物再选硫化锌矿物；或硫化铜锌的混合浮选，即得到硫化铜锌粗精矿，硫化铜锌粗精矿进行铜锌分离。利用本发明提供的工艺，可降低生产成本，提高资源利用率，为企业带来很好的经济效益。
附图说明
图1为本发明提供的处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺的流程示意图。
图2为采用现有技术中的优先浮选硫化铜-再浮选硫化锌-最后浮选氧化锌的浮选工艺处理矿石的流程示意图。
图3为采用现有技术中的先硫化铜锌矿物混合浮选-再浮选氧化锌的浮选工艺处理矿石的流程示意图。
图4为采用现有技术中的先浮选-再搅拌浸出工艺处理矿石的流程示意图。
具体实施方式
实施例1
四川会理铜锌矿中的有价矿物为黄铜矿、闪锌矿、菱锌矿、异极矿；脉石矿物主要是石英、白云石、方解石、绿泥石、白云母、重晶石和粘土矿物。矿石含铜0.94wt%，含锌15.49wt%，氧化锌中的锌占总锌的14wt%。
如图1的工艺流程图所示，利用本发明方法，将原矿石破碎至粒度在25mm以下，筑堆高4.5m，喷淋稀硫酸浓度为1.5mol/L，喷淋强度为7.5L/(h.m2)，浸出液流至集液池以进行循环喷淋，当浸出液锌离子浓度大于1g/L时，用有机相萃取剂P204萃取锌，使浓度很低的锌转入有机相中，再用浓度为160g/L的硫酸反萃含锌的有机相，将荷锌为65g/L左右的反萃液送入电解车间电解，获得阴极锌。堆浸1.5个月后卸堆，将卸堆的矿石经过细碎，细碎后矿石粒度为-12mm（指矿石粒度在12mm以下，下同），然后进行磨矿，磨矿产品粒度为-74μm70%（指粒度在74μm以下的磨矿产品占矿物总量的70wt%，下同）。磨矿得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在该搅拌桶中加入石灰、硫酸锌、亚硫酸钠（硫酸锌用量为2000克/吨矿，亚硫酸钠用量为2000克/吨矿）调浆搅拌5min后，矿浆pH值控制在9左右后进入浮选槽，在浮选槽中加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯40克/吨矿调浆2min后充气进行硫化铜矿物浮选，浮选时间为10min，此次浮选得到的泡沫粗精矿按照前述浮选的方法不添加药剂精选2次后得到硫化铜精矿；选别完硫化铜矿物后的矿浆进入第二个搅拌桶加入石灰、硫酸铜（硫酸铜用量为1000克/吨矿）调浆搅拌5min后，矿浆pH值控制在12.7后进入浮选槽，在浮选槽中加入丁基黄原酸钠50克/吨矿调浆2min后充气进行硫化锌矿物浮选，浮选时间为10min，此次浮选得到的泡沫粗精矿按照前述浮选的方法不添加药剂精选2次后为硫化锌精矿。实验结果参见表1。
作为对比，采用现有技术中的优先浮选硫化铜-再浮选硫化锌-最后浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺1）、先硫化铜锌矿物混合浮选-再浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺2）和先浮选-再搅拌浸出工艺（现有工艺3）处理该矿石的流程图，分别参见图2、图3和图4，实验结果同样参见表1。
表1
实施例2
四川会理铜锌矿中的有价矿物为黄铜矿、闪锌矿、菱锌矿、异极矿；脉石矿物主要是石英、白云石、方解石、绿泥石、白云母、重晶石和粘土矿物。矿石含铜0.47wt%，含锌7.75wt%，氧化锌中的锌占总锌的14wt%。
如图1的工艺流程图所示，利用本发明方法，将原矿石破碎至粒度在30mm以下，筑堆高5m，喷淋稀硫酸浓度为2mol/L，喷淋强度为5L/(h.m2)，浸出液流至集液池以进行循环喷淋，当浸出液达锌离子浓度达到1g/L以上，用有机相萃取剂P204萃取锌，使浓度很低的锌转入有机相中，再用浓度为160g/L的硫酸反萃含锌的有机相，将荷锌为65g/L左右的反萃液送入电解车间电解，获得阴极锌。堆浸2个月后卸堆，将卸堆的矿石经过细碎，细碎后矿石粒度为-12mm，然后磨矿，磨矿产品粒度为-74μm90%。磨矿得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在该搅拌桶中加入石灰、硫酸锌、亚硫酸钠（硫酸锌用量为1000克/吨矿，亚硫酸钠用量为500克/吨矿）调浆搅拌3min后，矿浆pH值控制在7左右后进入浮选槽，在浮选槽中加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯30克/吨矿调浆2min后充气进行硫化铜矿物浮选，浮选时间为5min，此次浮选得到的泡沫粗精矿按照前述浮选的方法不添加药剂精选2次后得到硫化铜精矿；选别完硫化铜矿物后的矿浆进入第二个搅拌桶加入石灰、硫酸铜（硫酸铜用量为600克/吨矿）调浆搅拌3min后，矿浆pH值控制在12后进入浮选槽，在浮选槽中加入丁基黄原酸钠30克/吨矿调浆2min后充气进行硫化锌矿物浮选，浮选时间为5min，此次浮选得到的泡沫粗精矿按照前述浮选的方法不添加药剂精选2次后为硫化锌精矿。实验结果参见表2。
作为对比，采用现有技术中的优先浮选硫化铜-再浮选硫化锌-最后浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺1）、先硫化铜锌矿物混合浮选-再浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺2）和先浮选-再搅拌浸出工艺（现有工艺3）处理该矿石的流程图，分别参见图2、图3和图4，实验结果同样参见表2。
表2
实施例3
四川会理铜锌矿中的有价矿物为黄铜矿、闪锌矿、菱锌矿、异极矿；脉石矿物主要是石英、白云石、方解石、绿泥石、白云母、重晶石和粘土矿物。矿石含铜0.94wt%，含锌15.49wt%，氧化锌中的锌占总锌的14wt%。
如图1的工艺流程图所示，利用本发明方法，将原矿石破碎至粒度在25mm以下，筑堆高3m，喷淋稀硫酸浓度为2mol/L，喷淋强度为8.5L/(h.m2)，浸出液流至集液池以进行循环喷淋，当浸出液锌离子浓度大于1g/L时，用有机相萃取剂P204萃取锌，使浓度很低的锌转入有机相中，再用浓度为160g/L的硫酸反萃含锌的有机相，将荷锌为65g/L左右的反萃液送入电解车间电解，获得阴极锌。堆浸1个月后卸堆，将卸堆的矿石经过细碎，细碎后矿石粒度为-12mm，然后进行磨矿，磨矿产品粒度为-74μm50%。经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰调浆搅拌5min，将矿浆pH值控制在9后进入浮选槽，在浮选槽中丁基黄原酸钠100克/吨矿调浆2min后充气进行硫化铜锌混选，浮选时间为10min，此次浮选得到的泡沫精矿为硫化铜锌粗精矿。
再进行铜锌分离，即将该硫化铜锌粗精矿按照前述浮选的方法不添加药剂进行3次精选后再磨，再磨后的硫化铜锌粗精矿脱水后进入脱药搅拌桶，在脱药搅拌桶加入活性炭300克/吨矿、硫化钠400克/吨矿组合药剂和清水进行脱药后，硫化铜锌粗精矿矿浆进入抑锌搅拌桶加入硫酸锌500克/吨矿、亚硫酸钠500克/吨矿调浆搅拌3min，之后矿浆进入铜锌分离所用的浮选槽加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯2min后充气后进行铜泡沫浮选，刮出的泡沫为硫化铜矿物，槽内未上浮的为硫化锌矿物。
作为对比，采用现有技术中的优先浮选硫化铜-再浮选硫化锌-最后浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺1）、先硫化铜锌矿物混合浮选-再浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺2）和先浮选-再搅拌浸出工艺（现有工艺3）处理该矿石的流程图，分别参见图2、图3和图4，实验结果同样参见表3。
表3
实施例4
四川会理铜锌矿中的有价矿物为黄铜矿、闪锌矿、菱锌矿、异极矿；脉石矿物主要是石英、白云石、方解石、绿泥石、白云母、重晶石和粘土矿物。矿石含铜0.47wt%，含锌7.75wt%，氧化锌中的锌占总锌的14wt%。
如图1的工艺流程图所示，利用本发明方法，将原矿石破碎至粒度在25mm以下，筑堆高3m，喷淋稀硫酸浓度为0.1mol/L，喷淋强度为10L/(h.m2)，浸出液流至集液池以进行循环喷淋，当浸出液锌离子浓度大于1g/L时，用有机相萃取剂P204萃取锌，使浓度很低的锌转入有机相中，再用浓度为160g/L的硫酸反萃含锌的有机相，将荷锌为65g/L左右的反萃液送入电解车间电解，获得阴极锌。堆浸1个月后卸堆，将卸堆的矿石经过细碎，细碎后矿石粒度为-12mm，然后进行磨矿，磨矿产品粒度为-74μm50%。经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰调浆搅拌3min，将矿浆pH值控制在7后进入浮选槽，在浮选槽中丁基黄原酸钠70克/吨矿调浆2min后充气进行硫化铜锌混选，浮选时间为5min，此次浮选得到的泡沫精矿为硫化铜锌粗精矿。
再进行铜锌分离，即将该硫化铜锌粗精矿按照前述浮选的方法不添加药剂进行3次精选后再磨，再磨后的硫化铜锌粗精矿脱水后进入脱药搅拌桶，在脱药搅拌桶加入活性炭150克/吨矿、硫化钠150克/吨矿组合药剂和清水进行脱药后，硫化铜锌粗精矿矿浆进入抑锌搅拌桶加入硫酸锌150克/吨矿、亚硫酸钠150克/吨矿调浆搅拌3min，之后矿浆进入铜锌分离所用的浮选槽加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯2min后充气后进行铜泡沫浮选，刮出的泡沫为硫化铜矿物，槽内未上浮的为硫化锌矿物。
作为对比，采用现有技术中的优先浮选硫化铜-再浮选硫化锌-最后浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺1）、先硫化铜锌矿物混合浮选-再浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺2）和先浮选-再搅拌浸出工艺（现有工艺3）处理该矿石的流程图，分别参见图2、图3和图4，实验结果同样参见表4。
表4
从表1、2、3和4可知，在实施例1、2、3和4中，采用本发明工艺所得到的锌总回收率明显优于现有技术中的优先浮选硫化铜-再浮选硫化锌-最后浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺1）和先硫化铜锌矿物混合浮选-再浮选氧化锌的浮选工艺（现有工艺2），且铜的回收率相差不多。采用本发明工艺所得到的铜、锌的回收率与现有技术中的先浮选-再搅拌浸出工艺（现有工艺3）水平相近，但采用本发明工艺处理1吨矿石比现有工艺3节省成本约20%。因此，本发明工艺与现有工艺比较，具有显著的优越性。
Claims (12)
1.一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺，其特征在于，
所述的选冶联合工艺，是先将原矿石进行破碎筑堆操作，再通过堆浸工序浸出原矿石中的氧化锌矿物，堆浸工序得到的浸出液通过萃取-反萃-电积工序得到阴极锌产品，在堆浸工序结束后对矿堆进行卸堆碎磨操作，再通过浮选工序回收硫化铜矿物和硫化锌矿物；
所述的硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿和/或铜蓝，所述的硫化锌矿物为闪锌矿、铁闪锌矿；所述氧化锌矿物为菱锌矿、异极矿、硅锌矿及水锌矿；所述氧化锌矿物中锌含量占混合矿中总锌含量的10-50wt%；所述混合矿中铜的品位为0.2wt%以上。
2.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述的破碎筑堆操作，是将原矿石破碎至粒度在30mm以下，然后将经过破碎的矿石筑成矿堆，在堆场铺设管道，完成筑堆。
3.如权利要求1或2所述的工艺，其特征在于，所述堆浸工序中筑成的矿堆高为3-5m。
4.如权利要求1或2所述的工艺，其特征在于，所述的堆浸工序，是通过筑堆时铺设在堆场的管道，向矿堆喷淋浓度为0.1-2mol/L的硫酸，喷淋强度为5-10L/(h.m2)，堆浸周期为1-2个月。
5.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述的萃取-反萃-电积工序，是当浸出液达到萃取浓度时用有机相萃取锌，使锌转入有机相中，再用硫酸反萃含锌的有机相，将反萃液送入电解车间电解，获得阴极锌，萃余液经除油或除杂工序后回用于堆浸工序；所述有机相为萃取剂P204。
6.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述的卸堆碎磨操作，是在浸出氧化锌之后将矿堆卸堆，卸堆后对矿石进行细碎至矿石粒度在12mm以下，细碎后的矿石再经磨矿，至占矿物总量50-90wt%的矿石粒度在74μm以下。
7.如权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述的浮选工序，是采用优先浮选硫化铜矿物后再选硫化锌矿物的浮选工艺，或采用硫化铜锌矿物混选再分离的浮选工艺。
8.如权利要求7所述的工艺，其特征在于，
所述的优先浮选硫化铜矿物后再选硫化锌矿物浮选工艺，是将经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰和锌抑制剂调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在7-9后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化铜矿物浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化铜精矿；
硫化铜矿物浮选完成后的矿浆进入第二个搅拌桶，加入石灰和锌活化剂调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在12-12.7后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化锌矿物浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化锌精矿。
9.如权利要求7所述的工艺，其特征在于，
所述的硫化铜锌矿物混选再分离浮选工艺，是将经卸堆碎磨操作得到的产品进入石灰调浆搅拌桶，在搅拌桶中加入石灰调浆搅拌3-5min，将矿浆pH值控制在7-9后进入浮选槽，在浮选槽中加入捕收剂调浆2min后充气进行硫化铜锌混合浮选，浮选时间为5-10min，得到的泡沫为硫化铜锌粗精矿；
将得到的硫化铜锌粗精矿按照与上述浮选相同的操作、不添加药剂进行一或多次精选后再磨，再磨之后的硫化铜锌粗精矿脱水后进入脱药搅拌桶，在脱药搅拌桶加入活性炭、硫化钠中的一种或由二者以任意比组成的组合药剂和清水进行脱药后，硫化铜锌粗精矿矿浆进入抑锌搅拌桶加入抑锌抑制剂调浆搅拌3min，之后矿浆进入铜锌分离所用的浮选槽加入O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯2min后充气进行铜泡沫浮选，得到的泡沫为硫化铜矿物，槽内未上浮的为硫化锌矿物。
10.如权利要求8或9所述的工艺，其特征在于，所述捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵中的一种，或其中的几种以任意比配合使用；所述捕收剂的用量为30-100克/吨矿。
11.如权利要求8所述的工艺，其特征在于，所述锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠中的一种，或二者以任意比配合使用，所述锌抑制剂的用量大于0且在4000克/吨矿以下；所述锌活化剂为硫酸铜，其用量大于0且在1000克/吨矿以下。
12.如权利要求9所述的工艺，其特征在于，所述锌抑制剂为硫酸锌、亚硫酸钠中的一种，或二者以任意比配合使用，所述锌抑制剂的用量为300-1000克/吨矿，所述的加入脱药搅拌桶的活性炭、硫化钠中的一种或由二者以任意比组成的组合药剂，其用量为300-700克/吨矿。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201210584771.0A CN103894281B (zh) | 2012-12-28 | 2012-12-28 | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201210584771.0A CN103894281B (zh) | 2012-12-28 | 2012-12-28 | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN103894281A true CN103894281A (zh) | 2014-07-02 |
| CN103894281B CN103894281B (zh) | 2016-06-15 |
Family
ID=50986035
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201210584771.0A Active CN103894281B (zh) | 2012-12-28 | 2012-12-28 | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN103894281B (zh) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105018726A (zh) * | 2015-08-18 | 2015-11-04 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种铅锌共生矿处理方法 |
| CN105063355A (zh) * | 2015-08-18 | 2015-11-18 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种铅锌氧化矿的堆浸方法 |
| CN106345607A (zh) * | 2016-08-29 | 2017-01-25 | 江西铜业集团公司 | 一种处理难选铜锌矿石的选冶联合工艺 |
| CN108823398A (zh) * | 2018-09-06 | 2018-11-16 | 中南大学 | 一种铁闪锌矿和辉铜矿协同浸出的方法 |
| CN111118286A (zh) * | 2020-01-16 | 2020-05-08 | 尤灵革 | 一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺 |
| CN113546754A (zh) * | 2021-07-23 | 2021-10-26 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺 |
| CN114653468A (zh) * | 2022-03-22 | 2022-06-24 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种应用腐殖酸钠的高硫铜锌矿选矿方法 |
| CN115155820A (zh) * | 2022-07-11 | 2022-10-11 | 中南大学 | 一种强化锌-硫分离浮选的方法 |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5482535A (en) * | 1993-07-13 | 1996-01-09 | Metallgesellschaft Aktiengesellschaft | Process for the recovery of silver by floatation from the residue from the wet extraction of zinc |
| CN1126498A (zh) * | 1993-05-04 | 1996-07-10 | 谢里特公司 | 从硫化物原料回收金属 |
| JP2004256363A (ja) * | 2003-02-27 | 2004-09-16 | Nippon Mining & Metals Co Ltd | 常圧法による浸出残渣からのイオウの回収方法 |
| CN1733948A (zh) * | 2004-08-10 | 2006-02-15 | 兰坪金鼎锌业有限公司 | 浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺 |
| CN101947496A (zh) * | 2010-09-08 | 2011-01-19 | 广西大学 | 一种硫化铜锌矿物浮选分离抑制剂的制备方法及其应用 |
| CN101972703A (zh) * | 2010-10-27 | 2011-02-16 | 株洲市湘麒科技开发有限公司 | 一种从锌浸出渣中回收锌、铅、银的选矿方法 |
| CN102181654A (zh) * | 2011-03-14 | 2011-09-14 | 云南罗平锌电股份有限公司 | 从锌浸渣中回收锌银铜的方法 |
| CN102441497A (zh) * | 2011-10-24 | 2012-05-09 | 山东黄金矿业(莱州)有限公司精炼厂 | 高铅锌铜金精矿直接氰化及综合回收生产方法 |
-
2012
- 2012-12-28 CN CN201210584771.0A patent/CN103894281B/zh active Active
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1126498A (zh) * | 1993-05-04 | 1996-07-10 | 谢里特公司 | 从硫化物原料回收金属 |
| US5482535A (en) * | 1993-07-13 | 1996-01-09 | Metallgesellschaft Aktiengesellschaft | Process for the recovery of silver by floatation from the residue from the wet extraction of zinc |
| JP2004256363A (ja) * | 2003-02-27 | 2004-09-16 | Nippon Mining & Metals Co Ltd | 常圧法による浸出残渣からのイオウの回収方法 |
| CN1733948A (zh) * | 2004-08-10 | 2006-02-15 | 兰坪金鼎锌业有限公司 | 浮选氧化锌精矿湿法冶炼工艺 |
| CN101947496A (zh) * | 2010-09-08 | 2011-01-19 | 广西大学 | 一种硫化铜锌矿物浮选分离抑制剂的制备方法及其应用 |
| CN101972703A (zh) * | 2010-10-27 | 2011-02-16 | 株洲市湘麒科技开发有限公司 | 一种从锌浸出渣中回收锌、铅、银的选矿方法 |
| CN102181654A (zh) * | 2011-03-14 | 2011-09-14 | 云南罗平锌电股份有限公司 | 从锌浸渣中回收锌银铜的方法 |
| CN102441497A (zh) * | 2011-10-24 | 2012-05-09 | 山东黄金矿业(莱州)有限公司精炼厂 | 高铅锌铜金精矿直接氰化及综合回收生产方法 |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105018726A (zh) * | 2015-08-18 | 2015-11-04 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种铅锌共生矿处理方法 |
| CN105063355A (zh) * | 2015-08-18 | 2015-11-18 | 云南驰宏锌锗股份有限公司 | 一种铅锌氧化矿的堆浸方法 |
| CN106345607A (zh) * | 2016-08-29 | 2017-01-25 | 江西铜业集团公司 | 一种处理难选铜锌矿石的选冶联合工艺 |
| CN108823398A (zh) * | 2018-09-06 | 2018-11-16 | 中南大学 | 一种铁闪锌矿和辉铜矿协同浸出的方法 |
| CN111118286A (zh) * | 2020-01-16 | 2020-05-08 | 尤灵革 | 一种难分离铜铅锌混合精矿综合回收工艺 |
| CN113546754A (zh) * | 2021-07-23 | 2021-10-26 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种综合利用氧硫混合铅锌矿的工艺 |
| CN114653468A (zh) * | 2022-03-22 | 2022-06-24 | 白银有色集团股份有限公司 | 一种应用腐殖酸钠的高硫铜锌矿选矿方法 |
| CN115155820A (zh) * | 2022-07-11 | 2022-10-11 | 中南大学 | 一种强化锌-硫分离浮选的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN103894281B (zh) | 2016-06-15 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103894281B (zh) | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 | |
| WO2021037243A1 (zh) | 一种低碱先浮后磁的含磁黄铁矿选矿方法 | |
| CN102218376B (zh) | 一种高碳钼镍矿高效浮选分离回收钼镍的方法 | |
| CN102600984B (zh) | 一种含钙镁脉石氧化铜矿的处理方法 | |
| CN103143447B (zh) | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 | |
| WO2021037242A1 (zh) | 一种低碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
| CN109482365B (zh) | 一种降低铌钛铀矿精矿浸出酸耗的选矿方法 | |
| Hedjazi et al. | Industrial application of ammonia-assisted cyanide leaching for copper-gold ores | |
| CN101961673A (zh) | 一种混合铜矿的联合选冶方法 | |
| CN112221695B (zh) | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 | |
| CN111686925B (zh) | 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺 | |
| CN103301929A (zh) | 选择性浸出氧化锌与弱酸性浮选硫化锌的冶选联合工艺 | |
| CN103736569A (zh) | 一种硫化矿的选矿方法 | |
| CN103184334A (zh) | 一种处理含钼氧硫铜混合矿的选冶联合工艺 | |
| CN106902974B (zh) | 一种低氧化率高结合率混合铜矿的选矿方法 | |
| CN101736152B (zh) | 一种用于低品位高泥氧化铜矿的酸性洗矿浸出工艺 | |
| CN104148163A (zh) | 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法 | |
| CN103146911A (zh) | 一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法 | |
| CN100371471C (zh) | 一种氧化镍矿的处理方法 | |
| CN105498948B (zh) | 从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法 | |
| CN105057114B (zh) | 一种钨锡矿物的浮选方法 | |
| CN104815746A (zh) | 一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法 | |
| CN104745811A (zh) | 一种用于高泥碱性铀矿的酸性洗矿生物浸出工艺 | |
| CN102527497B (zh) | 一种湿法炼锌渣中硫化锌矿物与硫磺分离的选矿方法 | |
| CN106868303A (zh) | 一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C14 | Grant of patent or utility model | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20190624 Address after: 101407 No. 11 Xingke East Street, Yanqi Economic Development Zone, Huairou District, Beijing Patentee after: Research Institute of engineering and Technology Co., Ltd. Address before: No. 2, Xinjie street, Xicheng District, Beijing, Beijing Patentee before: General Research Institute for Nonferrous Metals |
|
| TR01 | Transfer of patent right | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20210414 Address after: 101407 No. 11 Xingke East Street, Yanqi Economic Development Zone, Huairou District, Beijing Patentee after: Youyan resources and Environment Technology Research Institute (Beijing) Co.,Ltd. Address before: 101407 No. 11 Xingke East Street, Yanqi Economic Development Zone, Huairou District, Beijing Patentee before: YOUYAN ENGINEERING TECHNOLOGY RESEARCH INSTITUTE Co.,Ltd. |
|
| TR01 | Transfer of patent right |