一种锌分离的浮选方法

申请号 CN202410052625.6 申请日 2024-01-15 公开(公告)号 CN117816378A 公开(公告)日 2024-04-05
申请人 紫金矿业集团股份有限公司; 厦门紫金矿冶技术有限公司; 发明人 李继福; 张毓芳; 刘宏娟; 黄雄; 唐浪峰; 李国尧; 周利华; 纪婉颖;
摘要 本 发明 公开了一种 铜 锌分离的浮选方法,属于选矿技术领域。包括:碎磨作业,原矿 破碎 、磨矿分级至合格粒级;磨矿合格产品进入铜快浮作业,进行抑锌快速浮;铜快浮剩余产物进入铜锌优浮作业,进行抑锌浮;中矿再磨作业,铜锌优浮 泡沫 产品进行中矿再磨,提高矿物 单体 解离;锌硫分离作业,铜锌优浮剩余产物进入锌硫分离作业,进行抑硫活化锌,进行回收锌、硫矿物。本发明可高效分选、综合回收铜锌,适用于选矿技术领域应用。
权利要求

1.一种锌分离的浮选方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1、碎磨作业:原矿经粗碎机破碎后,破碎产品进入磨机,加入石灰磨矿,获得溢流产品;
S2、铜快浮作业:向步骤S1所得的溢流产品中先加入石灰并搅拌,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,再加入BK302并搅拌,然后进行快浮,所得的泡沫产品为铜精矿,剩余产物进入铜锌优先浮选粗选作业;
S3、铜锌优先浮选粗选作业:向步骤S2所得的剩余产物中加入石灰并搅拌,再加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,然后加入丁铵黑药和BK302并搅拌,搅拌后开始粗选,得到的泡沫产品进入步骤S4的中矿再磨作业,剩余矿物进入步骤S7的铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业;
S4、中矿再磨作业:对步骤S3中得到的泡沫产品进行磨矿充分解离,溢流产品进入铜锌优先浮选精选Ⅰ作业;
S5、铜锌优先浮选精选Ⅰ作业:向步骤S4得到的溢流产品中先加入石灰并搅拌,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,再加入BK302搅拌,然后开始精选,得到的泡沫产品进入铜锌优先浮选精选Ⅱ作业,剩余矿物返回步骤S3的铜锌优先浮选粗选作业;
S6、铜锌优先浮选精选Ⅱ作业:对步骤S5所得的泡沫产品进行精选,得到的泡沫产品为铜精矿,剩余矿物返回步骤S4的中矿再磨作业;
S7、铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业:向步骤S3中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,然后加入BK302并搅拌,然后开始扫选,得到的泡沫产品返回铜锌优先浮选粗选作业,得到的剩余矿物进入铜锌优先浮选扫选Ⅱ作业;
S8、铜锌优先浮选扫选Ⅱ作业:向步骤S7中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,然后加入BK302并搅拌,然后开始扫选,得到的泡沫产品返回铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业,得到的剩余矿物进入锌硫分离粗选作业;
S9、锌硫分离粗选作业:向步骤S8中所得的剩余矿物依次加入石灰、硫酸铜、戊基黄药并分别搅拌,然后开始粗选,得到的泡沫产品进入多级锌硫分离精选作业,剩余矿物进入多级锌硫分离扫选作业;每一级锌硫分离精选作业中所得的剩余产物分别返回至上一级作业,所得的泡沫产品进入下一级的锌硫分离精选作业,直至最终得到锌精矿;每一级锌硫分离扫选作业所得的泡沫产品分别返回上一级作业,所得的剩余矿物进入下一级锌硫分离扫选作业,直至最终得到尾矿
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S1中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为1000g/t。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S2中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为700g/t,硫酸锌的用量为750g/t,亚硫酸钠的用量为500g/t,BK302的用量为30g/t,快浮时间为20s。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S3中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为200g/t,硫酸锌的用量为450g/t,亚硫酸钠的用量为150g/t,丁胺黑药的用量为10g/t,BK302的用量为10g/t。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S5中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为100g/t,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为5g/t。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S7中,按每吨原矿干重计,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为2.5g/t。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S8中,按每吨原矿干重计,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为2.5g/t。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S9中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为3000g/t,硫酸铜的用量为100g/t,戊基黄药的用量为50g/t。
9.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S2中,向步骤S1所得的溢流产品中先加入石灰并搅拌3min,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,再加入BK302并搅拌2min;
步骤S3中,向步骤S2所得的剩余产物中先加入石灰搅拌3min,再加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入丁铵黑药和BK302并搅拌2min;步骤S5中,向步骤S4得到的溢流产品中先加入石灰并搅拌3min,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,再加入BK302搅拌2min;
步骤S7中,向步骤S3中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入BK302并搅拌2min;步骤S8中,向步骤S7中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌
3min,然后加入BK302并搅拌2min;步骤S9中,向步骤S8中所得的剩余矿物依次加入石灰、硫酸铜、戊基黄药并分别搅拌3min、3min、2min。
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤S1中,溢流产品中‑0.074mm占80%。

说明书全文

一种锌分离的浮选方法

技术领域

[0001] 本发明涉及选矿技术领域,具体涉及一种铜锌分离的浮选方法。

背景技术

[0002] 铜、锌矿产资源是关系到我国经济和社会发展的关键金属资源,可广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域。随着优质资源的大幅度开发,现有资源的禀赋愈来愈差,逐渐趋向于贫细杂,如何高效综合回收铜锌资源将是要解决的问题。目前,对于复杂难处理的铜锌矿石,一般是采用混浮获得铜锌混合精矿,综合回收率高但存在冶炼难度大的问题;另外常见方法是依次浮选分离出铜、锌两种精矿,但存在精矿中金属产品质量差、互含严重、损失率高等问题,资源仍未有效综合利用。因此针对铜锌分离工艺的缺陷及伴生金属回收率低的问题,亟需一种高效、分选效率高、针对性强、选别指标好的铜锌分离的选矿方法以实现铜锌高效回收,显得尤为重要和迫切。

发明内容

[0003] 针对现有技术的不足,本发明旨在提供一种铜锌分离的浮选方法。
[0004] 为了实现上述目的,本发明采用如下技术方案:
[0005] 一种铜锌分离的浮选方法,包括如下步骤:
[0006] S1、碎磨作业:原矿经粗碎机破碎后,破碎产品进入磨机,加入石灰磨矿,获得溢流产品;
[0007] S2、铜快浮作业:向步骤S1所得的溢流产品中先加入石灰并搅拌,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,再加入BK302并搅拌,然后进行快浮,所得的泡沫产品为铜精矿,剩余产物进入铜锌优先浮选粗选作业;
[0008] S3、铜锌优先浮选粗选作业:向步骤S2所得的剩余产物中加入石灰并搅拌,再加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,然后加入丁铵黑药和BK302并搅拌,搅拌后开始粗选,得到的泡沫产品进入步骤S4的中矿再磨作业,剩余矿物进入步骤S7的铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业;
[0009] S4、中矿再磨作业:对步骤S3中得到的泡沫产品进行磨矿充分解离,溢流产品进入铜锌优先浮选精选Ⅰ作业;
[0010] S5、铜锌优先浮选精选Ⅰ作业:向步骤S4得到的溢流产品中先加入石灰并搅拌,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,再加入BK302搅拌,然后开始精选,得到的泡沫产品进入铜锌优先浮选精选Ⅱ作业,剩余矿物返回步骤S3的铜锌优先浮选粗选作业;
[0011] S6、铜锌优先浮选精选Ⅱ作业:对步骤S5所得的泡沫产品进行精选,得到的泡沫产品为铜精矿,剩余矿物返回步骤S4的中矿再磨作业;
[0012] S7、铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业:向步骤S3中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,然后加入BK302并搅拌,然后开始扫选,得到的泡沫产品返回铜锌优先浮选粗选作业,得到的剩余矿物进入铜锌优先浮选扫选Ⅱ作业;
[0013] S8、铜锌优先浮选扫选Ⅱ作业:向步骤S7中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌,然后加入BK302并搅拌,然后开始扫选,得到的泡沫产品返回铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业,得到的剩余矿物进入锌硫分离粗选作业;
[0014] S9、锌硫分离粗选作业:向步骤S8中所得的剩余矿物依次加入石灰、硫酸铜、戊基黄药并分别搅拌,然后开始粗选,得到的泡沫产品进入多级锌硫分离精选作业,剩余矿物进入多级锌硫分离扫选作业;每一级锌硫分离精选作业中所得的剩余产物分别返回至上一级作业,所得的泡沫产品进入下一级的锌硫分离精选作业,直至最终得到锌精矿;每一级锌硫分离扫选作业所得的泡沫产品分别返回上一级作业,所得的剩余矿物进入下一级锌硫分离扫选作业,直至最终得到尾矿
[0015] 进一步地,步骤S1中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为1000g/t。
[0016] 进一步地,步骤S2中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为700g/t,硫酸锌的用量为750g/t,亚硫酸钠的用量为500g/t,BK302的用量为30g/t,快浮时间为20s。
[0017] 进一步地,步骤S3中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为200g/t,硫酸锌的用量为450g/t,亚硫酸钠的用量为150g/t,丁胺黑药的用量为10g/t,BK302的用量为10g/t。
[0018] 进一步地,步骤S5中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为100g/t,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为5g/t。
[0019] 进一步地,步骤S7中,按每吨原矿干重计,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为2.5g/t。
[0020] 进一步地,步骤S8中,按每吨原矿干重计,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为2.5g/t。
[0021] 进一步地,步骤S9中,按每吨原矿干重计,石灰的用量为3000g/t,硫酸铜的用量为100g/t,戊基黄药的用量为50g/t。
[0022] 进一步地,步骤S2中,向步骤S1所得的溢流产品中先加入石灰并搅拌3min,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,再加入BK302并搅拌2min;步骤S3中,向步骤S2所得的剩余产物中先加入石灰搅拌3min,再加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入丁铵黑药和BK302并搅拌2min;步骤S5中,向步骤S4得到的溢流产品中先加入石灰并搅拌3min,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,再加入BK302搅拌2min;步骤S7中,向步骤S3中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入BK302并搅拌2min;步骤S8中,向步骤S7中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入BK302并搅拌2min;步骤S9中,向步骤S8中所得的剩余矿物依次加入石灰、硫酸铜、戊基黄药并分别搅拌
3min、3min、2min。
[0023] 进一步地,步骤S1中,溢流产品中‑0.074mm占80%。
[0024] 本发明的有益效果在于:
[0025] (1)本发明创造性地提出了“铜快浮‑铜锌优先浮选‑锌硫分离浮选工艺流程”,实现了易上浮、解离度高的铜矿物快速浮选,将铜快浮作业的粗选精矿直接作为可直接出售的铜精矿产品,避免浮选时间延长导致粗精矿品质恶化问题,同时避免进入再磨作业造成过磨,影响有用矿物回收。
[0026] (2)本发明中,通过中矿再磨提高微细粒嵌布的铜、锌矿物和含铜、锌的贫脉石连生体的回收;受抑制的闪锌矿在碎磨过程中在机械的作用下对矿物的晶格造成影响,导致矿物处于一种高能活化状态,体系自由能增大,发生机械活化作用,促进了闪锌矿与捕收剂的作用,致使闪锌矿的可浮性上升。
[0027] (3)本发明中,石灰添加至球磨机中,增加了浮选药剂作用时间,有效抑制矿石中的黄矿,减小了浮选药剂之间的相互影响。
[0028] (4)本发明提供了一种高效、分选效率高、针对性强、选别指标好的铜锌分离的选矿方法,可为该类型铜锌硫化矿资源的回收提供借鉴。附图说明
[0029] 图1为本发明实施例中的方法流程图

具体实施方式

[0030] 以下将结合附图对本发明作进一步的描述,需要说明的是,本实施例以本技术方案为前提,给出了详细的实施方式和具体的操作过程,但本发明的保护范围并不限于本实施例。
[0031] 本实施例提供一种铜锌分离的浮选方法,如图1所示,包括如下步骤:
[0032] S1、碎磨作业:某原矿含Cu 1.78%,含Zn 4.48%,原矿经粗碎机破碎后,破碎产品进入磨机,加入石灰磨矿,获得‑0.074mm占80%的溢流产品;按每吨原矿干重计,石灰的用量为1000g/t;
[0033] S2、铜快浮作业:向步骤S1所得的溢流产品中先加入石灰并搅拌3min,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,再加入BK302并搅拌2min,然后快浮20s,所得的泡沫产品为铜精矿1,剩余产物进入铜锌优先浮选粗选作业;按每吨原矿干重计,石灰的用量为700g/t,硫酸锌的用量为750g/t,亚硫酸钠的用量为500g/t,BK302的用量为30g/t;
[0034] S3、铜锌优先浮选粗选作业:向步骤S2所得的剩余产物中加入石灰并搅拌3min,再加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入丁铵黑药和BK302并搅拌2min,搅拌后开始粗选,得到的泡沫产品进入步骤S4的中矿再磨作业,剩余矿物进入步骤S7的铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业;按每吨原矿干重计,石灰的用量为200g/t,硫酸锌的用量为450g/t,亚硫酸钠的用量为150g/t,丁胺黑药的用量为10g/t,BK302的用量为10g/t;
[0035] S4、中矿再磨作业:对步骤S3中得到的泡沫产品进行磨矿充分解离,溢流产品进入铜锌优先浮选精选Ⅰ作业;
[0036] S5、铜锌优先浮选精选Ⅰ作业:向步骤S4得到的溢流产品中先加入石灰并搅拌3min,然后加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,再加入BK302搅拌2min,然后开始精选,得到的泡沫产品进入铜锌优先浮选精选Ⅱ作业,剩余矿物返回步骤S3的铜锌优先浮选粗选作业;按每吨原矿干重计,石灰的用量为100g/t,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为
100g/t,BK302的用量为5g/t;
[0037] S6、铜锌优先浮选精选Ⅱ作业:对步骤S5所得的泡沫产品进行精选,得到的泡沫产品为铜精矿2,剩余矿物返回步骤S4的中矿再磨作业;
[0038] S7、铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业:向步骤S3中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入BK302并搅拌2min,然后开始扫选,得到的泡沫产品返回铜锌优先浮选粗选作业,得到的剩余矿物进入铜锌优先浮选扫选Ⅱ作业;按每吨原矿干重计,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为2.5g/t;
[0039] S8、铜锌优先浮选扫选Ⅱ作业:向步骤S7中所得的剩余矿物先加入硫酸锌和亚硫酸钠并搅拌3min,然后加入BK302并搅拌2min,然后开始扫选,得到的泡沫产品返回铜锌优先浮选扫选Ⅰ作业,得到的剩余矿物进入锌硫分离粗选作业;按每吨原矿干重计,硫酸锌的用量为200g/t,亚硫酸钠的用量为100g/t,BK302的用量为2.5g/t;
[0040] S9、锌硫分离粗选作业:向步骤S8中所得的剩余矿物依次加入石灰、硫酸铜、戊基黄药并分别搅拌3min、3min、2min,按每吨原矿干重计,石灰的用量为3000g/t,硫酸铜的用量为100g/t,戊基黄药的用量为50g/t;
[0041] 然后开始粗选,得到的泡沫产品进入三级锌硫分离精选作业,剩余矿物进入三级锌硫分离扫选作业;每一级锌硫分离精选作业中所得的剩余产物分别返回至上一级作业,所得的泡沫产品进入下一级的锌硫分离精选作业,直至最终得到锌精矿;每一级锌硫分离扫选作业所得的泡沫产品分别返回上一级作业,所得的剩余矿物进入下一级锌硫分离扫选作业,直至最终得到尾矿。
[0042] 浮选结果如表1所示。
[0043] 表1
[0044]
[0045] 对于本领域的技术人员来说,可以根据以上的技术方案和构思,给出各种相应的改变和变形,而所有的这些改变和变形,都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。
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