CN111841874A - 一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法 - Google Patents

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郭海宁
张天永
杨林
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杨俊龙
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彭贵熊
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    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
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Abstract

本发明一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，在不改变原则工艺流程结构的条件下，通过药剂制度合产品结构变化，提高生产工艺对入选原料品位波动的适应性，获得宽范围铜锌品位波动环境下最佳的技术指标，其适应铜锌入选品位的波动范围大，铜品位可在3％‑15％之间、锌品位可在20％‑45％之间波动。解决现有技术方法在铜锌分选中因入选品位波动大，造成是技术指标差、资源浪费，同时解决生产配矿造成的生产成本增加等一系列问题。本发明所述的方法技术改造成本低，对铜锌混合精矿给矿中铜锌品位波动的适应性较强，中铜锌混合精矿品位发生变化时，仅通过药剂制度和产品结构切换的简单操作，就可获得较好的铜锌分选技术指标。

Description

一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法
技术领域
本发明涉及矿物浮选分离工艺技术领域，具体地说是一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法。
背景技术
采用传统铜锌分选方法，对入选矿石性质的稳定性要求较高，一般要求入选品位波动范围在选矿厂设计指标的正负30％以内，对于矿山出矿点多，品位差异大的矿石选矿，常需要进行配矿后再进入选别***，需增加配矿场地、设备及人员，增加了选矿厂生产成本，且生产配矿中因设备大型化，很难做到精细配矿和生产，也易造成生产波动；部分选矿厂因无配矿场地，只能将矿山出矿直接供入选厂，造成生产入选品位波动较大，生产指标波动较大，大部分金属流失于尾矿中，未得到有效回收，造成资源浪费；部分综合利用选矿厂是从选铁厂的生产尾矿或有色金属冶炼厂中间产品中综合回收其他伴生有价组分，对入选品位无法实现有效控制，生产中因供矿品位波动较大，造成生产指标波动较大，很大一部分有价组分未得到有效回收，造成资源的极大浪费。
发明内容
本发明的目的是提供一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，以解决现有技术方法在铜锌分选中因入选品位波动大，造成是技术指标差、资源浪费，解决生产配矿造成的生产成本增加等一系列问题。
为实现上述目的，本发明所述一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，其特点是，包括如下步骤：
步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭300-900克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠1000-3000克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的82-84％，分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠2000-6000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿Ⅰ和扫选尾矿；
步骤2：将步骤1中扫选尾矿加入选矿药剂搅拌后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿Ⅱ、锌精矿或锌精矿、尾矿。
本发明一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：
1、所述步骤2中选矿药剂为石灰3000-5000克/吨、硫酸铜300-500克/吨、丁基黄药100-150克/吨，获得产品为锌精矿、尾矿；
2、所述步骤2中选矿药剂为焦亚硫酸钠800-12000克/吨，Z-200 30-60克/吨，获得产品为铜精矿Ⅱ、锌精矿。
与现有技术相比，本发明有益效果在于：仅通过药剂制度和产品结构的变化，针对宽范围入选原料铜锌品位变化，简单快捷的实现了有价铜锌组分的高效综合回收，解决了现有技术方法在铜锌分选中因入选品位波动大，造成是技术指标差、资源浪费，解决生产配矿造成的生产成本增加等一系列问题。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
实施例1，一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，包括如下步骤：步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭300-900克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠1000-3000克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的82-84％，分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠2000-6000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿Ⅰ和扫选尾矿；步骤2：将步骤1中扫选尾矿加入选矿药剂搅拌后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿Ⅱ、锌精矿或锌精矿、尾矿。本发明所采取的技术方法为：以铜锌混合精矿为研究对象，针对不同的入选原料铜锌品位变化，应用本发明的一种选矿方法，仅通过药剂制度变化和产品结构变化，实现不同入选品位矿石中有价组分的分选。所述入选原料品位的具体特征为：铜品位3-15％、锌品位20-45％。所述步骤1、2中药剂的用量为相对于铜锌混合精矿，单位为克/吨，如活性炭500克/吨表示处理1吨混合精矿加入活性炭的用量为500克。
实施例2，根据实施例1所述的兼顾不同入选品位的铜锌分选方法中：所述步骤2中选矿药剂为石灰3000-5000克/吨、硫酸铜300-500克/吨、丁基黄药100-150克/吨，获得产品为锌精矿、尾矿。
实施例3，根据实施例1或2所述的兼顾不同入选品位的铜锌分选方法中：所述步骤2中选矿药剂为焦亚硫酸钠800-12000克/吨，Z-200 30-60克/吨，获得产品为铜精矿Ⅱ、锌精矿。
实施例4，根据实施例1或2或3所述的兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，具体步骤如下：步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭700克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠2500克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的84％。分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠4000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿；步骤2：扫选尾矿加入石灰5000克/吨、硫酸铜300克/吨、丁基黄药150克/吨搅拌5分钟后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得锌精矿、尾矿。经检测本实施例4所述的铜锌混合精矿中铜品位3.16％，锌品位20.45％；经本发明方法获得的技术指标：铜精矿中铜品位20.18％、锌品位3.28％、铜回收率65.20％；锌精矿中锌品位45.24％、铜品位0.76％、锌回收率90.24％。对照例1，采用传统的铜锌分离工艺，对同一铜锌精矿进行分离，铜锌混合精矿加入活性炭800克/吨经磨矿分级后达到-0.037mm粒级占全粒度的84％，然后加入亚硫酸3000克/吨、硫酸锌3000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿；扫选尾矿加入石灰5000克/吨、硫酸铜400克/吨、丁基黄药150克/吨搅拌5分钟后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得锌精矿、尾矿。
经检测本对照例1所述的铜锌混合精矿中铜品位3.16％，锌品位20.45％；经对照例1工艺方法所获得铜精矿中铜品位18.05％、锌品位8.23％、铜回收率55.78％；锌精矿中锌品位44.23％、铜品位1.55％、锌回收率85.87％。与实施例4相比，铜精矿和锌精矿互含升高，铜锌回收率均降低。
实施例5，根据实施例1-4任一项所述的兼顾不同入选品位的铜锌分选方法中，具体步骤如下：步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭900克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠3000克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的83％。分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠6000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿；步骤2：扫选尾矿加入石灰3000克/吨、硫酸铜300克/吨、丁基黄药100克/吨搅拌5分钟后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得锌精矿、尾矿。经检测本实施例5所述的铜锌混合精矿中铜品位3.35％，锌品位44.89％1；经本发明方法获得的技术指标：铜精矿中铜品位19.12％、锌品位6.45％、铜回收率50.20％；锌精矿中锌品位49.23％、铜品位1.02％、锌回收率95.24％。对照例2，采用传统的铜锌分离工艺，对同一铜锌精矿进行分离，铜锌混合精矿加入活性炭1000克/吨经磨矿分级后达到-0.037mm粒级占全粒度的84％，然后加入亚硫酸5000克/吨、硫酸锌5000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿；扫选尾矿加入石灰3000克/吨、硫酸铜300克/吨、丁基黄药100克/吨搅拌5分钟后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得锌精矿、尾矿。
经检测本对照例2所述的铜锌混合精矿中铜品位3.35％，锌品位44.89％；经对照例2工艺方法所获得铜精矿中铜品位16.05％、锌品位11.21％、铜回收率40.23％；锌精矿中锌品位48.45％、铜品位1.85％、锌回收率90.24％。与实施例5相比，铜精矿和锌精矿互含升高，铜锌回收率均降低
实施例6，根据实施例1-5任一项所述的兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，具体步骤如下：步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭500克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠2000克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的82％％。分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠4000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿。步骤2：步骤1扫选尾矿中加入焦亚硫酸钠1000克/吨，Z-200 40克/吨，浮选闭路循环流程获得产品为铜精矿2、锌精矿。经检测本实施例6所述的铜锌混合精矿中铜品位10.43％，锌品位35.23％；经本发明方法获得的技术指标：铜精矿中铜品位23.24％、锌品位4.78％、铜回收率60.35％，铜精矿2中铜品位19.24％、锌品位7.12％、铜回收率20.15％，铜总回收率达80.50％；锌精矿中锌品位42.10％、铜品位1.95％、锌回收率87.54％。对照例3，采用传统的铜锌分离工艺，对同一铜锌精矿进行分离，铜锌混合精矿加入活性炭600克/吨经磨矿分级后达到-0.037mm粒级占全粒度的84％，然后加入亚硫酸4000克/吨、硫酸锌4000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿；扫选尾矿加入石灰2000克/吨、硫酸铜250克/吨、丁基黄药100克/吨搅拌5分钟后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得锌精矿、尾矿。
经检测本对照例3所述的铜锌混合精矿中铜品位10.43％，锌品位35.23％；经对照例3工艺方法所获得铜精矿中铜品位22.12％、锌品位10.76％、铜回收率55.12％；锌精矿中锌品位48.96％、铜品位4.65％、锌回收率86.23％。与实施例6相比，虽然锌精矿锌品位提高，但铜回收率大幅降低。
实施例7，根据实施例1-6任一项所述的兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，具体步骤如下：步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭300克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠1000克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的82％。分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠2000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾；步骤2：步骤1扫选尾矿中加入焦亚硫酸钠1000克/吨，Z-200 40克/吨，浮选闭路循环流程获得产品为铜精矿2、锌精矿。经检测本实施例7所述的铜锌混合精矿中铜品位14.85％、锌品位25.35％；经本发明方法获得的技术指标：铜精矿中铜品位25.68％、锌品位2.45％、铜回收率60.24％，铜精矿2中铜品位21.24％、锌品位7.12％、铜回收率30.56％，铜总回收率达90.80％；锌精矿中锌品位40.12％、铜品位1.51％、锌回收率83.56％。对照例4，采用传统的铜锌分离工艺，对同一铜锌精矿进行分离，铜锌混合精矿加入活性炭400克/吨经磨矿分级后达到-0.037mm粒级占全粒度的84％，然后加入亚硫酸2000克/吨、硫酸锌2000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿和扫选尾矿；扫选尾矿加入石灰2000克/吨、硫酸铜250克/吨、丁基黄药100克/吨搅拌5分钟后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得锌精矿、尾矿。
经检测本对照例4所述的铜锌混合精矿中铜品位14.85％、锌品位25.35％；经对照例4工艺方法所获得铜精矿中铜品位24.19％、锌品位9.76％、铜回收率63.54％；锌精矿中锌品位45.38％、铜品位6.03％、锌回收率80.34％。与实施例7相比，虽然锌精矿锌品位提高，但铜回收率大幅降低。
以上所述，仅为本发明专利优选的实施例，但本发明专利的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内，根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变，都属于本发明专利的保护范围。

Claims (3)

1.一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，其特征在于，包括如下步骤：
步骤1：铜锌混合精矿加入活性炭300-900克/吨经球磨机研磨后制备铜锌混合矿浆，铜锌混合矿浆中加入硫化钠1000-3000克/吨经水力旋利器分级后，分级沉砂给入球磨机，分级溢流达到-0.037mm粒级占全粒度的82-84％，分级溢流搅拌加入焦亚硫酸钠2000-6000克/吨搅拌5分钟后，经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿Ⅰ和扫选尾矿；
步骤2：将步骤1中扫选尾矿加入选矿药剂搅拌后，再经一次粗选、两次精选、一次扫选的浮选闭路循环流程获得铜精矿Ⅱ、锌精矿或锌精矿、尾矿。
2.根据权利要求1所述一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，其特征在于：所述步骤2中选矿药剂为石灰3000-5000克/吨、硫酸铜300-500克/吨、丁基黄药100-150克/吨，获得产品为锌精矿、尾矿。
3.根据权利要求1所述一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法，其特征在于：所述步骤2中选矿药剂为焦亚硫酸钠800-12000克/吨，Z-200 30-60克/吨，获得产品为铜精矿Ⅱ、锌精矿。
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