CN110052327B

CN110052327B - 一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法

Info

Publication number: CN110052327B
Application number: CN201810399890.6A
Authority: CN
Inventors: 刘亚建; 申开榜; 李广; 甘永刚; 岳丽琴; 任杰; 鲁军; 肖琴; 崔红红
Original assignee: Zijin Mining Group Co Ltd; Bayannaoer Zijin Non Ferrous Metal Co Ltd
Current assignee: Zijin Mining Group Co Ltd; Bayannaoer Zijin Non Ferrous Metal Co Ltd
Priority date: 2018-04-28
Filing date: 2018-04-28
Publication date: 2021-03-16
Anticipated expiration: 2038-04-28
Also published as: CN110052327A

Abstract

本发明公开了一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，含氧化锌高硫高铜锌精矿进行分级分支脱药后，经铜、锌分选获得含铜25％以上铜精矿和含锌50％以上锌精矿；铜精选Ⅰ及铜扫选Ⅰ作业中矿进行铜硫分离，获得含硫45％以上硫铁矿；锌精矿浓密溢流水进行加碳酸钠开路沉降回收锌。本发明分选方法技术先进、分选效果好、适应性强、经济环保；对于矿山企业或冶金企业节能降耗、资源高效利用、提高经济效益，促进矿产资源的可持续开发具有重要的意义。

Description

一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法

技术领域：

本发明涉及一种精矿分选方法，特别是涉及一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法。

背景技术：

铜锌硫矿物中闪锌矿比铜矿物难浮，一般采用抑锌浮铜的优先浮选流程，然而，铜锌矿物的嵌生关系复杂、溶液中游离的铜离子、残留浮选药剂及不同程度的氧化等不利因素制约着铜锌分离，特别是含氧化锌高硫高铜锌精矿的分离。其分离难点主要表现在：1)铜锌硫矿物之间相互致密共生，嵌布粒度细，需要细磨才能达到深度解离，但细磨后矿粒比表面积增大，产生的次生铜离子及可溶性重金属盐类，在闪锌矿表面形成疏水薄膜，活化部分闪锌矿，致使铜锌矿物间可浮性差异减小；2)矿物中含有大量黄铁矿和磁黄铁矿等矿物及矿泥的存在，也是影响铜锌分离的关键因素，制约着锌精矿的浮选效果；3)铜矿物种类繁多，可浮性差异较大，加上硫化矿物间可浮性的交错重叠及黄铁矿的加速氧化，也给浮选分离带来较大困难；4)溶液环境中残留的浮选药剂是影响铜锌混合精矿分离的最大因素，残留的浮选药剂最大幅度的吸附于铜锌矿物裸露的表面，加大了铜矿物浮选临界点，加大铜、锌精矿互含力度。即使再次深度解离，浮游状态的残留药剂在磨矿阶段也尽可能的吸附于新解离的铜锌矿物表面，影响混合精矿分离效果。含氧化锌高硫高铜锌精矿若得不到有效的分离，只能作为配料进行配矿，降低了锌的利用系数，其中的铜、铁等金属得不到有效利用，同时也提高了锌金属冶炼过程中的运行成本，同时也加大了废渣的资源再利用或处置成本。

发明内容：

本发明的目的在于提供一种技术先进、分选效果好、适应性强、经济环保的含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法。

本发明的目的由如下技术方案实施：一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，含氧化锌高硫高铜锌精矿进行分级分支脱药后，经铜、锌分选获得含铜25％以上铜精矿和含锌50％以上锌精矿；铜精选Ⅰ及铜扫选Ⅰ作业中矿进行铜硫分离，获得含硫45％以上硫铁矿；锌精矿浓密溢流水进行加碳酸钠开路沉降回收锌。

具体的，所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其具体包括如下步骤：1)分级分支脱药；2)铜粗选；3)铜精选；4)铜扫选；5)铜硫分离；6)开路沉降回收锌；其中，

1)分级分支脱药：按每吨原矿干重计，原料按液固比1:1-2:3加入水进行搅拌，充分搅拌后经水力旋流器进行分级，分级底流添加脱药剂Ⅰ800～1000g/t进行磨矿，磨矿至磨矿细度-0.038mm占60％～65％；分级溢流添加分散剂500～800g/t、脱药剂Ⅱ300～500g/t进行搅拌，搅拌后与磨机排矿进行混合制得混合样；

2)铜粗选：混合样依次添加组合抑制剂4000～5000g/t，捕收剂120～150g/t，进行铜粗选，获得铜粗选精矿及铜粗选尾矿；

3)铜精选：铜粗选精矿经至少一次精选后获得铜精矿和铜精选Ⅰ尾矿；

4)铜扫选：铜粗选尾矿经至少一次扫选获得铜扫选Ⅰ精矿和锌精矿；

5)铜硫分离：铜精选Ⅰ尾矿和铜扫选Ⅰ精矿合并后，添加调整剂1000～1500g/t，调节pH至8～9，进行铜硫分离，获得铜中矿和硫铁矿，铜中矿返回至步骤2)铜粗选作业；

6)开路沉降回收锌：铜扫选尾矿进入浓密机后进行浓密得到锌精矿，浓密机溢流添加碳酸钠500～600g/t进行沉锌，沉淀渣并入锌精矿。

具体的，所述步骤3)铜精选包括：a)铜精选Ⅰ；b)铜精选Ⅱ；c)铜精选Ⅲ；其中，

a)铜精选Ⅰ：铜粗选精矿添加组合抑制剂4000～5000g/t，进行铜精选Ⅰ，获得铜精选Ⅰ精矿和铜精选Ⅰ尾矿；

b)铜精选Ⅱ：铜精选Ⅰ精矿添加组合抑制剂2000～2400g/t进行铜精选Ⅱ，获得铜精选Ⅱ精矿和铜精选Ⅱ尾矿，铜精选Ⅱ尾矿返回至铜精选Ⅰ作业；

c)铜精选Ⅲ：铜精选Ⅱ精矿添加调整剂100～200g/t，进行铜精选Ⅲ，获得铜精选Ⅲ精矿即铜精矿和铜精选Ⅲ尾矿，铜精选Ⅲ尾矿返回至铜精选Ⅱ作业。

具体的，所述步骤4)铜扫选包括：d)铜扫选Ⅰ；e)铜扫选Ⅱ；f)铜扫选Ⅲ；其中，

d)铜扫选Ⅰ：铜粗选尾矿依次添加组合抑制剂2000～2400g/t，捕收剂60～75g/t，进行铜扫选Ⅰ，获得铜扫选Ⅰ精矿和铜扫选Ⅰ尾矿；

e)铜扫选Ⅱ：铜扫选Ⅰ尾矿依次添加组合抑制剂1000～1200g/t，捕收剂30～37g/t，进行铜扫选Ⅱ，获得铜扫选Ⅱ精矿和铜扫选Ⅱ尾矿，铜扫选Ⅱ精矿返回至铜扫选Ⅰ作业；

f)铜扫选Ⅲ：铜扫选Ⅱ精矿不添加任何药剂，进行铜扫选Ⅲ，获得铜扫选Ⅲ精矿和铜扫选尾矿，铜扫选Ⅲ精矿返回至铜扫选Ⅱ作业。

具体的，所述组合抑制剂包括亚硫酸钠和硫酸锌，亚硫酸钠和硫酸锌的质量比为1:1。

具体的，所述捕收剂包括乙基黄药和丁铵黑药，乙基黄药和丁铵黑药的质量比为2:1。

具体的，所述脱药剂Ⅰ为活性炭。

具体的，所述脱药剂Ⅱ为硫化钠。

具体的，所述分散剂为水玻璃。

具体的，所述调整剂为石灰。

本发明的优点：

1)水力旋流器预先分级，粗粒级再磨+细粒级搅拌联合工艺能有效脱除物料表面吸附的药剂，强化脱药效果。物料经过搅拌-水力旋流器，通过筒壁擦洗、螺旋分级摩擦达到预先脱药的目的；粗粒级物料通过再磨实现连生体深度解离，产生新鲜矿物表面，促使药剂从矿物表面解吸，同时添加活性炭可及时吸附矿浆中的“游离药剂”；细粒级物料比表面积大，通过添加硫化钠直接搅拌脱药，解吸矿物表面的捕收剂膜，脱药比较彻底。分支处理后合并，可有效减弱富余药剂硫化钠对入选物料的影响。物料分支处理方案既强化了脱药效果，又优化了粒度组成，铜锌分离效果得到大幅度提高。

2)因物而异，遵循矿物性质，设置了中矿分支选别及弱碱环境精选。铜精选Ⅰ及铜扫选Ⅰ作业经过强抑制浮选，两作业中矿富含硫铁矿，通过铜硫分离，可高效回收硫铁矿，降低铜锌精矿中的杂质含量；铜精选Ⅲ作业通过弱碱性浮选，一是可有效提高铜精矿质量，二是最大幅度降低碱性对整个浮选***的影响。

3)氧化锌遇水大部分会转化成硫酸锌，若不进行处理，随着生产水循环，浮选体系锌离子浓度会飙升，进而对锌矿物造成过抑制，影响浮选指标。通过加碳酸钠开路处理锌精矿浓密溢流水，工艺简单，同时可有效控制浮选体系锌离子平衡，最大程度回收水溶锌，确保浮选体系可持续稳定运行。

4)本发明分选方法技术先进、分选效果好、适应性强、经济环保；对于矿山企业或冶金企业节能降耗、资源高效利用、提高经济效益，促进矿产资源的可持续开发具有重要的意义。

附图说明：

图1为一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选***示意图。

图2为一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选工艺流程图。

第一搅拌桶1，水力旋流器2，第二搅拌桶3，磨机4，粗选浮选柱5，浓密机6，锌沉淀槽7，铜硫分离浮选机8，一次精选浮选柱9，二次精选浮选柱10，三次精选浮选柱11，一次扫选浮选机12，二次扫选浮选机13，三次扫选浮选机14。

具体实施方式：

实施例1：如图1所示，一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选***，其包括第一搅拌桶1、水力旋流器2、第二搅拌桶3、磨机4、粗选浮选柱5、精选浮选装置、扫选浮选装置、浓密机6、锌沉淀槽7和铜硫分离浮选机8；精选浮选装置包括一次精选浮选柱9、二次精选浮选柱10和三次精选浮选柱11；扫选浮选装置包括一次扫选浮选机12、二次扫选浮选机13和三次扫选浮选机14；

第一搅拌桶1的出料口与水力旋流器2的进料口连接；水力旋流器2的溢流出口与第二搅拌桶3进口连接，水力旋流器2的底流出口与磨机4的进口连接；第二搅拌桶3的出口与磨机4的出口均与粗选浮选柱5的进口连接；粗选浮选柱5的铜粗选精矿出口与一次精选浮选柱9的铜粗选精矿进口连接，一次精选浮选柱9的铜精选Ⅰ精矿出口与二次精选浮选柱10的进口连接，一次精选浮选柱9的铜精选Ⅰ尾矿出口与铜硫分离浮选机8的进口连接；二次精选浮选柱10的铜精选Ⅱ精矿出口与三次精选浮选柱11的进口连接，二次精选浮选柱10的铜精选Ⅱ尾矿出口与一次精选浮选柱9的铜粗选精矿进口连接；三次精选浮选柱11的铜精选Ⅲ尾矿出口与二次精选浮选柱10的进口连接。

粗选浮选柱5的铜粗选尾矿出口与一次扫选浮选机12的铜粗选尾矿进口连接，一次扫选浮选机12的铜扫选Ⅰ精矿出口与铜硫分离浮选机8的进口连接，一次扫选浮选机12的铜扫选Ⅰ尾矿出口与二次扫选浮选机12的进口连接；二次扫选浮选机13的铜扫选Ⅱ精矿出口与一次扫选浮选机12的铜粗选尾矿进口连接，二次扫选浮选机13的铜扫选Ⅱ尾矿出口与三次扫选浮选机14的进口连接，三次扫选浮选机14的铜扫选Ⅲ精矿出口与二次扫选浮选机13的进口连接，三次扫选浮选机14的铜扫选尾矿出口与浓密机6的进口连接，浓密机6的溢流口与锌沉淀槽7的进口连接。

铜硫分离浮选机8的铜中矿出口与粗选浮选柱5的进口连接。

实施例2-4均利用实施例1***完成含氧化锌高硫高铜锌精矿分选。

实施例2：如图2所示，一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其具体包括如下步骤：1)分级分支脱药；2)铜粗选；3)铜精选；4)铜扫选；5)铜硫分离；6)开路沉降回收锌；其中，

1)分级分支脱药：按每吨原矿干重计，原料按液固比1:1加入水进行搅拌，充分搅拌后经水力旋流器进行分级，分级底流添加活性炭800g/t进行磨矿，磨矿至磨矿细度-0.038mm占60％，分级溢流添加水玻璃500g/t、硫化钠300g/t进行搅拌，搅拌后与磨机排矿进行混合制得混合样；

2)铜粗选：混合样依次添加组合抑制剂：亚硫酸钠2000g/t+硫酸锌2000g/t，捕收剂：乙基黄药80g/t+丁铵黑药40g/t，进行铜粗选，获得铜粗选精矿及铜粗选尾矿；

3)铜精选：

a)铜精选Ⅰ：铜粗选精矿添加组合抑制剂亚硫酸钠2000g/t+硫酸锌2000g/t，进行铜精选Ⅰ，获得铜精选Ⅰ精矿和铜精选Ⅰ尾矿；

b)铜精选Ⅱ：铜精选Ⅰ精矿添加组合抑制剂亚硫酸钠1000g/t+硫酸锌1000g/t进行铜精选Ⅱ，获得铜精选Ⅱ精矿和铜精选Ⅱ尾矿，铜精选Ⅱ尾矿返回至铜精选Ⅰ作业；

c)铜精选Ⅲ：铜精选Ⅱ精矿添加调整剂石灰100g/t，进行铜精选Ⅲ，获得铜精选Ⅲ精矿(即铜精矿)和铜精选Ⅲ尾矿，铜精选Ⅲ尾矿返回至铜精选Ⅱ作业。

4)铜扫选：

d)铜扫选Ⅰ：铜粗选尾矿依次添加组合抑制剂亚硫酸钠1000g/t+硫酸锌1000g/t，捕收剂乙基黄药40g/t+丁铵黑药20g/t，进行铜扫选Ⅰ，获得铜扫选Ⅰ精矿和铜扫选Ⅰ尾矿；

e)铜扫选Ⅱ：铜扫选Ⅰ尾矿依次添加组合抑制剂亚硫酸钠500g/t+硫酸锌500g/t，捕收剂乙基黄药20g/t+丁铵黑药10g/t，进行铜扫选Ⅱ，获得铜扫选Ⅱ精矿和铜扫选Ⅱ尾矿，铜扫选Ⅱ精矿返回至铜扫选Ⅰ作业；

f)铜扫选Ⅲ：铜扫选Ⅱ精矿不添加任何药剂，进行铜扫选Ⅲ，获得铜扫选Ⅲ精矿和铜扫选尾矿(即锌精矿)，铜扫选Ⅲ精矿返回至铜扫选Ⅱ作业。

5)铜硫分离：铜精选Ⅰ尾矿和铜扫选Ⅰ精矿合并后，添加调整剂石灰1000g/t，调节pH至8，进行铜硫分离，获得铜中矿和硫铁矿，铜中矿返回至步骤2)铜粗选作业。

6)开路沉降回收锌：铜扫选尾矿进入浓密机后进行浓密得到锌精矿，浓密机溢流添加碳酸钠500g/t进行沉锌，沉淀渣并入锌精矿。

各精矿浓密溢流水及锌沉降溢流水直接循环使用。

实施例3：如图2所示，一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其具体包括如下步骤：1)分级分支脱药；2)铜粗选；3)铜精选；4)铜扫选；5)铜硫分离；6)开路沉降回收锌；其中，

1)分级分支脱药：按每吨原矿干重计，原料按液固比2:3加入水进行搅拌，充分搅拌后经水力旋流器进行分级，分级底流添加活性炭1000g/t进行磨矿，磨矿至磨矿细度-0.038mm占65％，分级溢流添加水玻璃800g/t、硫化钠500g/t进行搅拌，搅拌后与磨机排矿进行混合制得混合样；

2)铜粗选：混合样依次添加组合抑制剂亚硫酸钠2500g/t+硫酸锌2500g/t，捕收剂乙基黄药100g/t+丁铵黑药50g/t，进行铜粗选，获得铜粗选精矿及铜粗选尾矿；

3)铜精选：

a)铜精选Ⅰ：铜粗选精矿添加组合抑制剂亚硫酸钠2500g/t+硫酸锌2500g/t，进行铜精选Ⅰ，获得铜精选Ⅰ精矿和铜精选Ⅰ尾矿；

b)铜精选Ⅱ：铜精选Ⅰ精矿添加组合抑制剂亚硫酸钠1200g/t+硫酸锌1200g/t进行铜精选Ⅱ，获得铜精选Ⅱ精矿和铜精选Ⅱ尾矿，铜精选Ⅱ尾矿返回至铜精选Ⅰ作业；

c)铜精选Ⅲ：铜精选Ⅱ精矿添加调整剂石灰200g/t，进行铜精选Ⅲ，获得铜精选Ⅲ精矿(即铜精矿)和铜精选Ⅲ尾矿，铜精选Ⅲ尾矿返回至铜精选Ⅱ作业。

4)铜扫选：

d)铜扫选Ⅰ：铜粗选尾矿依次添加组合抑制剂亚硫酸钠1200g/t+硫酸锌1200g/t，捕收剂乙基黄药50g/t+丁铵黑药25g/t，进行铜扫选Ⅰ，获得铜扫选Ⅰ精矿和铜扫选Ⅰ尾矿；

e)铜扫选Ⅱ：铜扫选Ⅰ尾矿依次添加组合抑制剂亚硫酸钠600g/t+硫酸锌600g/t，捕收剂乙基黄药25g/t+丁铵黑药12.5g/t，进行铜扫选Ⅱ，获得铜扫选Ⅱ精矿和铜扫选Ⅱ尾矿，铜扫选Ⅱ精矿返回至铜扫选Ⅰ作业；

5)铜硫分离：铜精选Ⅰ尾矿和铜扫选Ⅰ精矿合并后，添加调整剂石灰1500g/t，调节pH至9，进行铜硫分离，获得铜中矿和硫铁矿，铜中矿返回至步骤2)铜粗选作业。

6)开路沉降回收锌：铜扫选尾矿进入浓密机后进行浓密得到锌精矿，浓密机溢流添加碳酸钠600g/t进行沉锌，沉淀渣并入锌精矿。

各精矿浓密溢流水及锌沉降溢流水直接循环使用。

实施例4：如图2所示，一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其具体包括如下步骤：1)分级分支脱药；2)铜粗选；3)铜精选；4)铜扫选；5)铜硫分离；6)开路沉降回收锌；其中，

1)分级分支脱药：按每吨原矿干重计，原料按液固比9:11加入水进行搅拌，充分搅拌后经水力旋流器进行分级，分级底流添加活性炭900g/t进行磨矿，磨矿至磨矿细度-0.038mm占63％，分级溢流添加水玻璃650g/t、硫化钠400g/t进行搅拌，搅拌后与磨机排矿进行混合制得混合样；

2)铜粗选：混合样依次添加组合抑制剂亚硫酸钠2200g/t+硫酸锌2200g/t，捕收剂乙基黄药90g/t+丁铵黑药45g/t，进行铜粗选，获得铜粗选精矿及铜粗选尾矿；

3)铜精选：

a)铜精选Ⅰ：铜粗选精矿添加组合抑制剂亚硫酸钠2200g/t+硫酸锌2200g/t，进行铜精选Ⅰ，获得铜精选Ⅰ精矿和铜精选Ⅰ尾矿；

b)铜精选Ⅱ：铜精选Ⅰ精矿添加组合抑制剂亚硫酸钠1100g/t+硫酸锌1100g/t进行铜精选Ⅱ，获得铜精选Ⅱ精矿和铜精选Ⅱ尾矿，铜精选Ⅱ尾矿返回至铜精选Ⅰ作业；

c)铜精选Ⅲ：铜精选Ⅱ精矿添加调整剂石灰150g/t，进行铜精选Ⅲ，获得铜精选Ⅲ精矿(即铜精矿)和铜精选Ⅲ尾矿，铜精选Ⅲ尾矿返回至铜精选Ⅱ作业。

4)铜扫选：

d)铜扫选Ⅰ：铜粗选尾矿依次添加组合抑制剂亚硫酸钠1100g/t+硫酸锌1100g/t，捕收剂乙基黄药45g/t+丁铵黑药22.5g/t，进行铜扫选Ⅰ，获得铜扫选Ⅰ精矿和铜扫选Ⅰ尾矿；

e)铜扫选Ⅱ：铜扫选Ⅰ尾矿依次添加组合抑制剂亚硫酸钠550g/t+硫酸锌550g/t，捕收剂乙基黄药22g/t+丁铵黑药11g/t，进行铜扫选Ⅱ，获得铜扫选Ⅱ精矿和铜扫选Ⅱ尾矿，铜扫选Ⅱ精矿返回至铜扫选Ⅰ作业；

5)铜硫分离：铜精选Ⅰ尾矿和铜扫选Ⅰ精矿合并后，添加调整剂石灰1300g/t，调节pH至8.5，进行铜硫分离，获得铜中矿和硫铁矿，铜中矿返回至步骤2)铜粗选作业。

6)开路沉降回收锌：铜扫选尾矿进入浓密机后进行浓密得到锌精矿，浓密机溢流添加碳酸钠550g/t进行沉锌，沉淀渣并入锌精矿。

各精矿浓密溢流水及锌沉降溢流水直接循环使用。

实施例5：按本发明实施例2-4方法进行分选，试验结果如表1所示：

表1按本发明实施例2-4方法进行分选试验结果

由表1试验结果可以表明，本发明工艺先进，能实现含氧化锌高硫高铜锌精矿的高效分离。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：含氧化锌高硫高铜锌精矿进行分级分支脱药后，经铜、锌分选获得含铜25％以上铜精矿和含锌50％以上锌精矿；铜精选Ⅰ及铜扫选Ⅰ作业中矿进行铜硫分离，获得含硫45％以上硫铁矿；锌精矿浓密溢流水进行加碳酸钠开路沉降回收锌；

其具体包括如下步骤：1)分级分支脱药；2)铜粗选；3)铜精选；4)铜扫选；5)铜硫分离；6)开路沉降回收锌；其中，

2.根据权利要求1所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述步骤3)铜精选包括：a)铜精选Ⅰ；b)铜精选Ⅱ；c)铜精选Ⅲ；其中，

3.根据权利要求1所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述步骤4)铜扫选包括：d)铜扫选Ⅰ；e)铜扫选Ⅱ；f)铜扫选Ⅲ；其中，

4.根据权利要求1-3任意一项所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述组合抑制剂包括亚硫酸钠和硫酸锌，亚硫酸钠和硫酸锌的质量比为1:1。

5.根据权利要求1或3所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述捕收剂包括乙基黄药和丁铵黑药，乙基黄药和丁铵黑药的质量比为2:1。

6.根据权利要求1所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述脱药剂Ⅰ为活性炭。

7.根据权利要求1所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述脱药剂Ⅱ为硫化钠。

8.根据权利要求1所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述分散剂为水玻璃。

9.根据权利要求1或2所述的一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选方法，其特征在于：所述调整剂为石灰。