CN113333172A - 一种高硫铜锌矿石浮选分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,该方法包括以下步骤:⑴将破碎后的高硫铜锌原矿矿石经磨矿,得到矿浆;⑵在矿浆pH值为7~8的条件下,添加抑制剂亚硫酸钠和硫酸锌、捕收剂丁基黄药、捕收起泡剂酯‑23进行铜粗选,分别得到铜粗精矿矿浆和粗选尾矿矿浆;⑶铜粗精矿矿浆经三次精选作业,得到铜精矿;⑷粗选尾矿矿浆经两次铜扫选作业,得到铜扫选尾矿;⑸在铜扫选尾矿中依次添加石灰、硫酸铜,捕收剂丁基黄药、2#油进行锌粗选,分别得到锌粗精矿矿浆和锌粗选尾矿矿浆;⑹锌粗精矿矿浆经三次精选作业,得到锌精矿;⑺锌粗选尾矿矿浆进行两次锌扫选作业,得到锌扫选尾矿。本发明实现了铜、锌的高效浮选分离,并循环利用铜浮选、锌浮选回水。
Description
技术领域
本发明涉及一种有色金属选矿技术领域,尤其涉及一种高硫铜锌矿石浮选分离方法。
背景技术
铜锌硫化矿浮选研究是选矿工作者近年来比较关注的话题。由于多数铜锌硫化矿都具有品位较低、共生关系较复杂和嵌布粒度较细的等特点,铜锌分离困难,选矿难度较大。正因为铜锌矿石的浮选分离比较困难,所以国内外常规的浮选流程多种多样,有优先、混合、部分优先或混合可浮等,同时为了使铜锌矿物充分解离而采用多段磨矿,锌的抑制剂也用多种组合药剂,有的还采用氧化、加温等方法以及选-冶联合流程等。
虽然人们在铜锌分离的工艺流程和药剂制度等方面进行了深入的研究,但还没有达到令人满意的效果。在实际生产中还是经常出现铜精矿含锌过高或者锌精矿含铜超标的问题。另外,在选厂的实际生产中,多数选厂对回水的应用也存在一些问题,尾矿回水长期反复循环使用,回水中Cu2+、Ca2+、Na+等金属离子含量逐年升高,最终导致铜浮选泡沫发粘,锌矿物较难得到有效抑制,甚至大量已单体解离的锌矿物也被机械夹带至铜精矿中,锌矿物在铜精矿中的损失较大,选别指标逐渐恶化,造成了资源的严重浪费。因此,如何通过浮选的方法处理好铜锌硫化矿石,使铜、锌等目的矿物得到有效分离,提高选矿指标,增进经济效益,已越来越引起人们的重视,成为进一步发展铜锌工业亟待解决的问题,这也是矿业生产和科研方面的一个重要课题。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种有效提高铜、锌分离效果,降低精矿产品互含的高硫铜锌矿石浮选分离方法。
为解决上述问题,本发明所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,包括以下步骤:
⑴磨矿:
将破碎后的高硫铜锌原矿矿石经磨矿,得到矿浆;
⑵铜粗选:
在所述矿浆pH值为7~8的条件下,按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,添加抑制剂亚硫酸钠100~200g/t和硫酸锌600~800g/t、捕收剂丁基黄药5~10g/t、捕收起泡剂酯-23 15~20g/t进行铜粗选,分别得到铜粗精矿矿浆和粗选尾矿矿浆;
⑶铜精选:
所述铜粗精矿矿浆经三次精选作业,得到铜精矿;
⑷铜扫选:
所述粗选尾矿矿浆经两次铜扫选作业,得到铜扫选尾矿;
⑸锌粗选:
按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述铜扫选尾矿中依次添加石灰1500~2000g/t、硫酸铜50~100g/t,捕收剂丁基黄药50~80g/t、2#油10~15g/t进行锌粗选,分别得到锌粗精矿矿浆和锌粗选尾矿矿浆;
⑹锌精选:
所述锌粗精矿矿浆经三次精选作业,得到锌精矿;
⑺锌扫选:
所述锌粗选尾矿矿浆进行两次锌扫选作业,得到锌扫选尾矿。
所述步骤⑴中高硫铜锌原矿矿石的硫含量>15%、铜含量<2.0%、锌含量<3.5%。
所述步骤⑴中磨矿的条件是指破碎后的高硫铜锌原矿矿石与水的质量比为1:1;按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计添加石灰800~1200g/t;磨矿产品的磨矿细度为-74μm占70%~75%。
所述步骤⑶中三次精选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述铜粗精矿矿浆中添加亚硫酸钠50~100g/t、硫酸锌150~200g/t进行一次浮选作业,分别得到一次精矿矿浆和一次精选中矿,该一次精选中矿返回所述步骤⑵铜粗选;所述一次精矿矿浆中添加亚硫酸钠30~50g/t、硫酸锌50~100g/t进行二次浮选作业,分别得到二次精矿矿浆和二次精选中矿,该二次精选中矿返回所述一次浮选作业;所述二次精矿矿浆中添加硫酸锌50~100g/t进行三次浮选作业,分别得到所述铜精矿和三次精选中矿,该三次精选中矿返回所述二次浮选作业。
所述步骤⑷中两次铜扫选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述粗选尾矿矿浆中添加硫酸锌150~200g/t、捕收剂丁基黄药2~5g/t、捕收起泡剂酯-23 5~10g/t进行一次铜扫选作业,分别得到一次扫选尾矿矿浆和一次扫选中矿,该一次扫选中矿进入所述步骤⑵铜粗选;所述一次扫选尾矿矿浆中添加捕收起泡剂酯-23 2~5g/t进行二次铜扫选作业,分别得到所述铜扫选尾矿和二次扫选中矿,该二次扫选中矿返回所述一次铜扫选作业;所述铜扫选尾矿经Φ45m浓密机浓密脱水,分别得到回水和浓密后的矿浆;所述回水进入所述步骤⑵铜粗选;所述浓密后的矿浆进入所述步骤⑸锌粗选,与所述步骤⑺锌扫选作业后的尾矿库回水进行调浆。
所述捕收起泡剂酯-23是指由下述重量份的原料在搅拌釜中,于常温常压下搅拌混合1.5~2小时形成的均相油性溶液:S-氰乙基O-乙基黄原酸酯50份、异丙基乙基硫代氨基甲酸酯30份、烷基烯丙基硫氨酯20份及醚醇油10份。
所述步骤⑹中三次精选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述锌粗精矿矿浆中依次添加石灰300~500g/t、丁基黄药3~5g/t进行锌一次精选作业,分别得到一次锌精矿矿浆和一次锌精选中矿,该一次锌精选中矿返回所述步骤⑸锌粗选;所述一次锌精矿矿浆进行锌二次精选作业,分别得到二次锌精矿矿浆和二次锌精选中矿,该二次锌精选中矿返回所述锌一次精选作业;所述二次锌精矿矿浆进行锌三次精选作业,分别得到所述锌精矿和三次锌精选中矿,该三次锌精选中矿返回所述锌二次精选作业。
所述步骤⑺中两次锌扫选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述锌粗选尾矿矿浆依次添加硫酸铜20~40g/t、丁基黄药10~15g/t、2#油2~5g/t进行一次锌扫选作业,分别得到一次锌扫选尾矿矿浆和一次锌扫选中矿,该一次锌扫选中矿进入所述步骤⑸锌粗选;所述一次锌扫选尾矿矿浆中添加丁基黄药2~5g/t进行二次锌扫选作业,分别得到所述锌扫选尾矿和二次锌扫选中矿,该二次锌扫选中矿返回所述一次锌扫选作业;所述锌扫选尾矿排入尾矿库,尾矿库回水进入所述步骤⑸锌粗选。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、本发明中采用由S-氰乙基O-乙基黄原酸酯、异丙基乙基硫代氨基甲酸酯、烷基烯丙基硫氨酯及醚醇油制成的捕收起泡剂酯-23,实现在低碱度条件下铜矿物的选择性捕收,降低了铜精矿中锌矿物的含量。同时,有效降低了在高碱条件下可浮性较差的微细粒铜矿物、金矿物受到的抑制,进而提高了铜和贵金属金、银的回收。
⑴酯-23中的S-氰乙基O-乙基黄原酸酯是一种硫化矿的捕收剂,具有微弱起泡性,对黄铁矿的捕收能力较弱,其与水溶性的捕收剂混合使用,可以改善分选效果。
⑵酯-23中的异丙基乙基硫代氨基甲酸酯是一种非离子型捕收剂,具有良好的选择性捕收性能,具有起泡性,可在弱碱条件下使用,减少石灰用量,主要用于硫化铜矿等的浮选,能提高硫化矿物中伴生金、银的回收率。
⑶酯-23中的烷基烯丙基硫氨酯是在硫氨酯中引入双键,增加碳链长度,使其药剂分子中极性结构有很大的离域性,接受电子反馈能力很大,具备了强捕收力与高选择性,同时在弱极性矿物黄铜矿表面作用强于强极性黄铁矿的性质,从而使粒度小、质量轻、表面能高的微细粒硫化矿物形成致密而稳定的选择性团聚,提高了细粒硫化矿的分选指标。它也是一种选择性能良好的硫化矿捕收剂,具有起泡性能,它不浮黄铁矿,对黄铜矿、辉铜矿的捕收作用较强,用来浮选含铜、铁硫化物时,能显著提高黄铜矿与黄铁矿及脉石的分选效率。
⑷醚醇油与其他药剂组合使用,可增加泡沫的矿化效果,提升浮选泡沫的稳定性。
2、本发明将铜浮选、锌浮选用水在各自回路中循环使用,避免了尾矿回水大量金属离子进入铜浮选造成锌矿物抑制困难,从而有效降低了锌抑制剂的用量,解决了铜浮选泡沫发粘的问题,减少了锌矿物的机械夹带,为铜、锌矿物的有效分离提供了技术保障。
附图说明
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的说明。
图1为本发明的流程图。
具体实施方式
如图1所示,一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,包括以下步骤:
⑴磨矿:
将破碎后的高硫铜锌原矿矿石经磨矿,得到基本硫化矿物有效单体解离的矿浆。高硫铜锌原矿矿石的硫含量>15%、铜含量<2.0%、锌含量<3.5%。
磨矿的条件是指破碎后的高硫铜锌原矿矿石与水的质量比为1:1;按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计添加石灰(a) 800~1200g/t;磨矿产品的磨矿细度为-74μm占70%~75%。
⑵铜粗选:
在矿浆pH值为7~8的条件下,按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,添加抑制剂亚硫酸钠(b) 100~200g/t和硫酸锌(c) 600~800g/t、捕收剂丁基黄药(d) 5~10g/t、捕收起泡剂酯-23(e) 15~20g/t进行铜粗选,分别得到铜粗精矿矿浆和粗选尾矿矿浆。
其中:捕收起泡剂酯-23是指由下述重量份的原料在搅拌釜中,于常温常压下搅拌混合1.5~2小时形成的均相油性溶液:S-氰乙基O-乙基黄原酸酯50份、异丙基乙基硫代氨基甲酸酯30份、烷基烯丙基硫氨酯20份及醚醇油10份。
⑶铜精选:
铜粗精矿矿浆经三次精选作业,得到铜精矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在铜粗精矿矿浆中添加亚硫酸钠(b) 50~100g/t、硫酸锌(c)150~200g/t进行一次浮选作业,分别得到一次精矿矿浆和一次精选中矿,该一次精选中矿返回步骤⑵铜粗选;一次精矿矿浆中添加亚硫酸钠(b) 30~50g/t、硫酸锌(c)50~100g/t进行二次浮选作业,分别得到二次精矿矿浆和二次精选中矿,该二次精选中矿返回一次浮选作业;二次精矿矿浆中添加硫酸锌(c)50~100g/t进行三次浮选作业,分别得到所述铜精矿和三次精选中矿,该三次精选中矿返回二次浮选作业。
⑷铜扫选:
粗选尾矿矿浆经两次铜扫选作业,得到铜扫选尾矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在粗选尾矿矿浆中添加硫酸锌(c)150~200g/t、捕收剂丁基黄药(d)2~5g/t、捕收起泡剂酯-23(e) 5~10g/t进行一次铜扫选作业,分别得到一次扫选尾矿矿浆和一次扫选中矿,该一次扫选中矿进入步骤⑵铜粗选;一次扫选尾矿矿浆中添加捕收起泡剂酯-23(e) 2~5g/t进行二次铜扫选作业,分别得到铜扫选尾矿和二次扫选中矿,该二次扫选中矿返回一次铜扫选作业;铜扫选尾矿经Φ45m浓密机浓密脱水,分别得到回水和浓密后的矿浆;回水进入步骤⑵铜粗选;浓密后的矿浆进入步骤⑸锌粗选,与步骤⑺锌扫选作业后的尾矿库回水进行调浆。
⑸锌粗选:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在铜扫选尾矿中依次添加石灰(a)1500~2000g/t、硫酸铜(f)50~100g/t,捕收剂丁基黄药(d) 50~80g/t、2#油(g)10~15g/t进行锌粗选,分别得到锌粗精矿矿浆和锌粗选尾矿矿浆。
⑹锌精选:
锌粗精矿矿浆经三次精选作业,得到锌精矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在锌粗精矿矿浆中依次添加石灰(a)300~500g/t、丁基黄药(d)3~5g/t进行锌一次精选作业,分别得到一次锌精矿矿浆和一次锌精选中矿,该一次锌精选中矿返回步骤⑸锌粗选;一次锌精矿矿浆进行锌二次精选作业,分别得到二次锌精矿矿浆和二次锌精选中矿,该二次锌精选中矿返回锌一次精选作业;二次锌精矿矿浆进行锌三次精选作业,分别得到锌精矿和三次锌精选中矿,该三次锌精选中矿返回锌二次精选作业。
⑺锌扫选:
锌粗选尾矿矿浆进行两次锌扫选作业,得到锌扫选尾矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在锌粗选尾矿矿浆依次添加硫酸铜(f)20~40g/t、丁基黄药(d)10~15g/t、2#油(g)2~5g/t进行一次锌扫选作业,分别得到一次锌扫选尾矿矿浆和一次锌扫选中矿,该一次锌扫选中矿进入步骤⑸锌粗选;一次锌扫选尾矿矿浆中添加丁基黄药(d)2~5g/t进行二次锌扫选作业,分别得到锌扫选尾矿和二次锌扫选中矿,该二次锌扫选中矿返回一次锌扫选作业;锌扫选尾矿排入尾矿库,尾矿库回水进入步骤⑸锌粗选。
实施例1:
新疆某铜锌矿石,其中含Cu为1.38%,含Zn为3.17%,含S为17.13%,含银32.14g/t,在矿石的矿物含量中黄铁矿含量达到20%以上。矿石中可回收元素为Cu、Zn、Ag,属于高硫伴生金银铜锌硫化矿石。金属矿物主要为黄铁矿,其次有黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿等。大部分金属矿物间嵌布关系简单,部分黄铜矿呈微细粒被黄铁矿、闪锌矿及脉石包裹;少量黄铁矿呈浸染状分散在脉石中,裂隙中充填黄铜矿、闪锌矿等;黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿粒径分布基本均匀;银矿物分布极不均匀,粒径一般小于0.05mm,主要赋存在黄铜矿中。实施例1的闭路试验结果见表2。
具体过程如下:
⑴磨矿:
将破碎后的高硫铜锌原矿矿石与水按1:1的质量比加入球磨机进行磨矿,按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计添加石灰(a) 1200g/t,至磨矿产品的磨矿细度为-74μm占70%,得到基本硫化矿物有效单体解离的矿浆。
⑵铜粗选:
在矿浆pH值为7~8的条件下,按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,添加抑制剂亚硫酸钠(b) 200g/t和硫酸锌(c) 800g/t、捕收剂丁基黄药(d) 5g/t、捕收起泡剂酯-23(e) 20g/t进行铜粗选,分别得到铜粗精矿矿浆和粗选尾矿矿浆。
⑶铜精选:
铜粗精矿矿浆经三次精选作业,得到铜精矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在铜粗精矿矿浆中添加亚硫酸钠(b) 100g/t、硫酸锌(c) 200g/t进行一次浮选作业,分别得到一次精矿矿浆和一次精选中矿,该一次精选中矿返回铜粗选;一次精矿矿浆中添加亚硫酸钠(b) 50g/t、硫酸锌(c)100g/t进行二次浮选作业,分别得到二次精矿矿浆和二次精选中矿,该二次精选中矿返回一次浮选作业;二次精矿矿浆中添加硫酸锌(c) 100g/t进行三次浮选作业,分别得到铜精矿和三次精选中矿,该三次精选中矿返回二次浮选作业。
⑷铜扫选:
粗选尾矿矿浆经两次铜扫选作业,得到铜扫选尾矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在粗选尾矿矿浆中添加硫酸锌(c)200g/t、捕收剂丁基黄药(d)2g/t、捕收起泡剂酯-23(e) 5g/t进行一次铜扫选作业,分别得到一次扫选尾矿矿浆和一次扫选中矿,该一次扫选中矿进入步骤⑵铜粗选;一次扫选尾矿矿浆中添加捕收起泡剂酯-23 (e)2g/t进行二次铜扫选作业,分别得到铜扫选尾矿和二次扫选中矿,该二次扫选中矿返回一次铜扫选作业;铜扫选尾矿经Φ45m浓密机浓密脱水,分别得到回水和浓密后的矿浆;回水进入步骤⑵铜粗选;浓密后的矿浆进入步骤⑸锌粗选,与步骤⑺锌扫选作业后的尾矿库回水进行调浆。
⑸锌粗选:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在铜扫选尾矿中依次添加石灰(a)2000g/t、硫酸铜(f)100g/t,捕收剂丁基黄药(d) 80g/t、2#油(g)10g/t进行锌粗选,分别得到锌粗精矿矿浆和锌粗选尾矿矿浆。
⑹锌精选:
锌粗精矿矿浆经三次精选作业,得到锌精矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在锌粗精矿矿浆中依次添加石灰(a) 500g/t、丁基黄药(d) 5g/t进行锌一次精选作业,分别得到一次锌精矿矿浆和一次锌精选中矿,该一次锌精选中矿返回步骤⑸锌粗选;一次锌精矿矿浆进行锌二次精选作业,分别得到二次锌精矿矿浆和二次锌精选中矿,该二次锌精选中矿返回锌一次精选作业;二次锌精矿矿浆进行锌三次精选作业,分别得到锌精矿和三次锌精选中矿,该三次锌精选中矿返回锌二次精选作业。
⑺锌扫选:
锌粗选尾矿矿浆进行两次锌扫选作业,得到锌扫选尾矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在锌粗选尾矿矿浆依次添加硫酸铜(f)40g/t、丁基黄药(d) 15g/t、2#油(g)5g/t进行一次锌扫选作业,分别得到一次锌扫选尾矿矿浆和一次锌扫选中矿,该一次锌扫选中矿进入步骤⑸锌粗选;一次锌扫选尾矿矿浆中添加丁基黄药(d) 5g/t进行二次锌扫选作业,分别得到锌扫选尾矿和二次锌扫选中矿,该二次锌扫选中矿返回一次锌扫选作业;锌扫选尾矿排入尾矿库,尾矿库回水进入步骤⑸锌粗选。
实施例2:
西藏某铜锌矿石,其中含Cu为0.43%,含Zn为2.33%,含S为15.50%,含银6.10g/t。矿石中可回收元素为Cu、Zn、Ag,属于高硫铜锌硫化矿石。金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿。脉石矿物主要为绿帘石、方解石、石英、绢云母、斜长石。黄铜矿粒度分布不均匀,属细粒嵌布;闪锌矿是主要的含锌矿物,与黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿嵌布关系较为密切,,部分呈包裹连生,不易单体解离。实施例1的闭路试验结果见表2。
具体过程如下:
⑴磨矿:
将破碎后的高硫铜锌原矿矿石与水按1:1的质量比加入球磨机进行磨矿,按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计添加石灰(a) 800g/t,至磨矿产品的磨矿细度为-74μm占75%,得到基本硫化矿物有效单体解离的矿浆。
⑵铜粗选:
在矿浆pH值为7~8的条件下,按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,添加抑制剂亚硫酸钠(b) 100g/t和硫酸锌(c) 600g/t、捕收剂丁基黄药(d) 10g/t、捕收起泡剂酯-23(e) 15g/t进行铜粗选,分别得到铜粗精矿矿浆和粗选尾矿矿浆。
⑶铜精选:
铜粗精矿矿浆经三次精选作业,得到铜精矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在铜粗精矿矿浆中添加亚硫酸钠(b) 50g/t、硫酸锌(c) 150g/t进行一次浮选作业,分别得到一次精矿矿浆和一次精选中矿,该一次精选中矿返回铜粗选;一次精矿矿浆中添加亚硫酸钠(b) 30g/t、硫酸锌(c)50g/t进行二次浮选作业,分别得到二次精矿矿浆和二次精选中矿,该二次精选中矿返回一次浮选作业;二次精矿矿浆中添加硫酸锌(c)50g/t进行三次浮选作业,分别得到铜精矿和三次精选中矿,该三次精选中矿返回二次浮选作业。
⑷铜扫选:
粗选尾矿矿浆经两次铜扫选作业,得到铜扫选尾矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在粗选尾矿矿浆中添加硫酸锌(c)150g/t、捕收剂丁基黄药(d)5g/t、捕收起泡剂酯-23(e) 10g/t进行一次铜扫选作业,分别得到一次扫选尾矿矿浆和一次扫选中矿,该一次扫选中矿进入步骤⑵铜粗选;一次扫选尾矿矿浆中添加捕收起泡剂酯-23 (e)5g/t进行二次铜扫选作业,分别得到铜扫选尾矿和二次扫选中矿,该二次扫选中矿返回一次铜扫选作业;铜扫选尾矿经Φ45m浓密机浓密脱水,分别得到回水和浓密后的矿浆;回水进入步骤⑵铜粗选;浓密后的矿浆进入步骤⑸锌粗选,与步骤⑺锌扫选作业后的尾矿库回水进行调浆。
⑸锌粗选:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在铜扫选尾矿中依次添加石灰(a)1500g/t、硫酸铜(f)50g/t,捕收剂丁基黄药(d) 50g/t、2#油(g)15g/t进行锌粗选,分别得到锌粗精矿矿浆和锌粗选尾矿矿浆。
⑹锌精选:
锌粗精矿矿浆经三次精选作业,得到锌精矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在锌粗精矿矿浆中依次添加石灰(a) 300g/t、丁基黄药(d) 3g/t进行锌一次精选作业,分别得到一次锌精矿矿浆和一次锌精选中矿,该一次锌精选中矿返回步骤⑸锌粗选;一次锌精矿矿浆进行锌二次精选作业,分别得到二次锌精矿矿浆和二次锌精选中矿,该二次锌精选中矿返回锌一次精选作业;二次锌精矿矿浆进行锌三次精选作业,分别得到锌精矿和三次锌精选中矿,该三次锌精选中矿返回锌二次精选作业。
⑺锌扫选:
锌粗选尾矿矿浆进行两次锌扫选作业,得到锌扫选尾矿。具体过程如下:
按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在锌粗选尾矿矿浆依次添加硫酸铜(f)20g/t、丁基黄药(d) 10g/t、2#油(g)2g/t进行一次锌扫选作业,分别得到一次锌扫选尾矿矿浆和一次锌扫选中矿,该一次锌扫选中矿进入步骤⑸锌粗选;一次锌扫选尾矿矿浆中添加丁基黄药(d) 2g/t进行二次锌扫选作业,分别得到锌扫选尾矿和二次锌扫选中矿,该二次锌扫选中矿返回一次锌扫选作业;锌扫选尾矿排入尾矿库,尾矿库回水进入步骤⑸锌粗选。
对比例1:
对实施例1中相同品位的铜锌矿石进行选铜作业,采用的流程是一次粗选、三次精选,精选的每一次中矿合并为中矿,产出的产品有铜精矿、中矿和尾矿。捕收剂使用常规的药剂组合,与本发明捕收剂进行试验结果对比。其它药剂条件见实施例1。该铜锌矿石在选铜作业常规捕收剂与本发明捕收剂的试验对比结果见表1。
表1 常规捕收剂与本发明捕收剂在选铜作业的试验结果对比
表1试验结果表明,在捕收起泡剂总用量为25g/t的情况下,本发明跟常规捕收剂相比,铜精矿产率相当,但是铜精矿中锌的含量差别较大。本发明的捕收起泡剂所产出的铜精矿产品中铜品位最高为22.76%,铜精矿中锌的含量最低为6.53%。
对比例2:
针对实施例1或实施例2中相同品位的铜锌矿石,用本发明改进的回水使用方案(现场生产中将铜浮选、锌浮选用水分别循环返回使用):将铜浮选的扫选尾矿经Φ45m浓密机浓密脱水,回水进入铜浮选回路;浓密后的矿浆经选锌尾矿回水重新调浆后进入锌浮选,锌浮选尾矿排入尾矿库,尾矿库回水供锌浮选使用。对比选厂生产中所采用的原回水方案(原回水使用方案是指经过铜、锌浮选后的尾矿进入尾矿库,尾矿库澄清后的水从磨矿作业开始循环使用)进行闭路对比试验,其它的药剂制度及条件见实施例1或实施例2,试验结果见表2。
表2 回水方案闭路对比试验结果/%
由表2可以发现:采用实施例1或实施例2的回水使用方案,可明显降低铜精矿产品中的锌含量,锌精矿的回收率也得到较大幅度的提升。同时可明显改善由于尾矿回水长期反复循环使用,回水中Cu2+、Ca2+、Na+等金属离子含量逐年升高导致铜浮选泡沫发粘,锌矿物较难得到有效抑制的问题;另外,本发明可避免由于铜浮选泡沫发粘,导致大量已单体解离的锌矿物也被机械夹带至铜精矿中,锌矿物在铜精矿中的损失较大,选别指标逐渐恶化的现象;由于锌浮选作业加入了硫酸铜,大量Cu2+存在于回水中,对闪锌矿具有活化作用,不利于铜浮选作业对锌矿物的抑制,该发明的回水使用方案可解决这方面的问题。
Claims (8)
1.一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,包括以下步骤:
⑴磨矿:
将破碎后的高硫铜锌原矿矿石经磨矿,得到矿浆;
⑵铜粗选:
在所述矿浆pH值为7~8的条件下,按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,添加抑制剂亚硫酸钠100~200g/t和硫酸锌600~800g/t、捕收剂丁基黄药5~10g/t、捕收起泡剂酯-23 15~20g/t进行铜粗选,分别得到铜粗精矿矿浆和粗选尾矿矿浆;
⑶铜精选:
所述铜粗精矿矿浆经三次精选作业,得到铜精矿;
⑷铜扫选:
所述粗选尾矿矿浆经两次铜扫选作业,得到铜扫选尾矿;
⑸锌粗选:
按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述铜扫选尾矿中依次添加石灰1500~2000g/t、硫酸铜50~100g/t,捕收剂丁基黄药50~80g/t、2#油10~15g/t进行锌粗选,分别得到锌粗精矿矿浆和锌粗选尾矿矿浆;
⑹锌精选:
所述锌粗精矿矿浆经三次精选作业,得到锌精矿;
⑺锌扫选:
所述锌粗选尾矿矿浆进行两次锌扫选作业,得到锌扫选尾矿。
2.如权利要求1所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于:所述步骤⑴中高硫铜锌原矿矿石的硫含量>15%、铜含量<2.0%、锌含量<3.5%。
3.如权利要求1所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于:所述步骤⑴中磨矿的条件是指破碎后的高硫铜锌原矿矿石与水的质量比为1:1;按破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计添加石灰800~1200g/t;磨矿产品的磨矿细度为-74μm占70%~75%。
4.如权利要求1所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于:所述步骤⑶中三次精选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述铜粗精矿矿浆中添加亚硫酸钠50~100g/t、硫酸锌150~200g/t进行一次浮选作业,分别得到一次精矿矿浆和一次精选中矿,该一次精选中矿返回所述步骤⑵铜粗选;所述一次精矿矿浆中添加亚硫酸钠30~50g/t、硫酸锌50~100g/t进行二次浮选作业,分别得到二次精矿矿浆和二次精选中矿,该二次精选中矿返回所述一次浮选作业;所述二次精矿矿浆中添加硫酸锌50~100g/t进行三次浮选作业,分别得到所述铜精矿和三次精选中矿,该三次精选中矿返回所述二次浮选作业。
5.如权利要求1所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于: 所述步骤⑷中两次铜扫选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述粗选尾矿矿浆中添加硫酸锌150~200g/t、捕收剂丁基黄药2~5g/t、捕收起泡剂酯-23 5~10g/t进行一次铜扫选作业,分别得到一次扫选尾矿矿浆和一次扫选中矿,该一次扫选中矿进入所述步骤⑵铜粗选;所述一次扫选尾矿矿浆中添加捕收起泡剂酯-23 2~5g/t进行二次铜扫选作业,分别得到所述铜扫选尾矿和二次扫选中矿,该二次扫选中矿返回所述一次铜扫选作业;所述铜扫选尾矿经Φ45m浓密机浓密脱水,分别得到回水和浓密后的矿浆;所述回水进入所述步骤⑵铜粗选;所述浓密后的矿浆进入所述步骤⑸锌粗选,与所述步骤⑺锌扫选作业后的尾矿库回水进行调浆。
6.如权利要求1或5所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于:所述捕收起泡剂酯-23是指由下述重量份的原料在搅拌釜中,于常温常压下搅拌混合1.5~2小时形成的均相油性溶液:S-氰乙基O-乙基黄原酸酯50份、异丙基乙基硫代氨基甲酸酯30份、烷基烯丙基硫氨酯20份及醚醇油10份。
7.如权利要求1所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于:所述步骤⑹中三次精选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述锌粗精矿矿浆中依次添加石灰300~500g/t、丁基黄药3~5g/t进行锌一次精选作业,分别得到一次锌精矿矿浆和一次锌精选中矿,该一次锌精选中矿返回所述步骤⑸锌粗选;所述一次锌精矿矿浆进行锌二次精选作业,分别得到二次锌精矿矿浆和二次锌精选中矿,该二次锌精选中矿返回所述锌一次精选作业;所述二次锌精矿矿浆进行锌三次精选作业,分别得到所述锌精矿和三次锌精选中矿,该三次锌精选中矿返回所述锌二次精选作业。
8.如权利要求1所述的一种高硫铜锌矿石浮选分离方法,其特征在于:所述步骤⑺中两次锌扫选作业是指按所述破碎后的高硫铜锌原矿矿石的干矿重量计,在所述锌粗选尾矿矿浆依次添加硫酸铜20~40g/t、丁基黄药10~15g/t、2#油2~5g/t进行一次锌扫选作业,分别得到一次锌扫选尾矿矿浆和一次锌扫选中矿,该一次锌扫选中矿进入所述步骤⑸锌粗选;所述一次锌扫选尾矿矿浆中添加丁基黄药2~5g/t进行二次锌扫选作业,分别得到所述锌扫选尾矿和二次锌扫选中矿,该二次锌扫选中矿返回所述一次锌扫选作业;所述锌扫选尾矿排入尾矿库,尾矿库回水进入所述步骤⑸锌粗选。
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Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114130524A (zh) * | 2021-11-05 | 2022-03-04 | 赤峰大井子矿业有限公司 | 一种硫精矿的深加工处理方法 |
CN114632630A (zh) * | 2022-03-07 | 2022-06-17 | 广东省大宝山矿业有限公司 | 一种从含锌铜精矿中回收铜锌的方法 |
CN115055278A (zh) * | 2022-05-25 | 2022-09-16 | 西北矿冶研究院 | 一种从混合型炉渣中综合回收铜及伴生金属的选矿方法 |
CN115430523A (zh) * | 2022-08-18 | 2022-12-06 | 昆明理工大学 | 一种低铜高锌型铜锌硫化矿石的浮选分离方法 |
CN117943210A (zh) * | 2024-03-26 | 2024-04-30 | 中国矿业大学(北京) | 一种黄铜矿和黄铁矿的浮选分离抑制剂及制备方法和应用 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5346405A (en) * | 1976-10-12 | 1978-04-26 | Mitsui Mining & Smelting Co | Flotation cleaning method |
CN102464599A (zh) * | 2010-11-20 | 2012-05-23 | 西北矿冶研究院 | 胺基甲基黄原酸氰乙酯化合物和制备方法及其捕收剂 |
CN102464600A (zh) * | 2010-11-20 | 2012-05-23 | 西北矿冶研究院 | 胺基乙基黄原酸氰乙酯化合物和制备方法及其捕收剂 |
CN104741241A (zh) * | 2013-12-25 | 2015-07-01 | 北京有色金属研究总院 | 一种缺水地区铜-锌或铜镍硫化矿浮选回水利用工艺 |
CN106269274A (zh) * | 2016-06-20 | 2017-01-04 | 兰州大学 | 一种用于硫化铜镍矿酸性浮选的药剂 |
CN111905932A (zh) * | 2020-07-16 | 2020-11-10 | 沈阳有色金属研究院有限公司 | 一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法 |
-
2021
- 2021-05-13 CN CN202110520194.8A patent/CN113333172A/zh active Pending
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS5346405A (en) * | 1976-10-12 | 1978-04-26 | Mitsui Mining & Smelting Co | Flotation cleaning method |
CN102464599A (zh) * | 2010-11-20 | 2012-05-23 | 西北矿冶研究院 | 胺基甲基黄原酸氰乙酯化合物和制备方法及其捕收剂 |
CN102464600A (zh) * | 2010-11-20 | 2012-05-23 | 西北矿冶研究院 | 胺基乙基黄原酸氰乙酯化合物和制备方法及其捕收剂 |
CN104741241A (zh) * | 2013-12-25 | 2015-07-01 | 北京有色金属研究总院 | 一种缺水地区铜-锌或铜镍硫化矿浮选回水利用工艺 |
CN106269274A (zh) * | 2016-06-20 | 2017-01-04 | 兰州大学 | 一种用于硫化铜镍矿酸性浮选的药剂 |
CN111905932A (zh) * | 2020-07-16 | 2020-11-10 | 沈阳有色金属研究院有限公司 | 一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法 |
Non-Patent Citations (3)
Title |
---|
孙传尧: "《选矿工程师手册第1册 上卷:选矿通论》", 31 March 2015, 冶金工业出版社 * |
师伟红等: ""某铜锌矿浮选分离试验研究"", 《世界有色金属》 * |
魏德洲: "《固体物料分选学》", 30 September 2000, 冶金工业出版社 * |
Cited By (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114130524A (zh) * | 2021-11-05 | 2022-03-04 | 赤峰大井子矿业有限公司 | 一种硫精矿的深加工处理方法 |
CN114130524B (zh) * | 2021-11-05 | 2023-11-10 | 赤峰大井子矿业有限公司 | 一种硫精矿的深加工处理方法 |
CN114632630A (zh) * | 2022-03-07 | 2022-06-17 | 广东省大宝山矿业有限公司 | 一种从含锌铜精矿中回收铜锌的方法 |
CN115055278A (zh) * | 2022-05-25 | 2022-09-16 | 西北矿冶研究院 | 一种从混合型炉渣中综合回收铜及伴生金属的选矿方法 |
CN115055278B (zh) * | 2022-05-25 | 2023-11-14 | 西北矿冶研究院 | 一种从混合型炉渣中综合回收铜及伴生金属的选矿方法 |
CN115430523A (zh) * | 2022-08-18 | 2022-12-06 | 昆明理工大学 | 一种低铜高锌型铜锌硫化矿石的浮选分离方法 |
CN117943210A (zh) * | 2024-03-26 | 2024-04-30 | 中国矿业大学(北京) | 一种黄铜矿和黄铁矿的浮选分离抑制剂及制备方法和应用 |
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