CN113333170A - 一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,该方法包括以下步骤:⑴在沿海地区铜锌分离后的锌粗精矿中加入石灰,调节pH值至7~8;然后在浮选机充气量为3m3/(m2*min)的条件下充气搅拌5分钟后停止充气;再加入重铬酸钾,搅拌8分钟后加入石灰调节pH值至12~14,得到矿浆;⑵所述矿浆中先加入硫酸铜搅拌5分钟,再依次加入丁基黄药、酯‑105搅拌2分钟,然后加入回水,得到浓度为16~20%的矿浆;⑶所述浓度为16~20%的矿浆按常规方法,经过一次锌粗选、两次锌精选、一次锌扫选的闭路循环浮选工艺即得锌精矿。本发明方法简单、易于实施,锌精矿回收率高。
Description
技术领域
本发明涉及矿物浮选工艺技术领域,尤其涉及一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法。
背景技术
铜锌分离后锌粗精矿具有以下特征:1)铜锌混合精矿时经活化捕收浮选获得,铜锌分离是在活性炭脱药-硫化钠和焦亚硫酸钠抑制后的弱酸性体系下进行,所有铜锌分离后锌粗精矿pH=6,锌粗精矿中所有矿物均处于被强烈抑制的状态。2)锌粗精矿中锌品位20%~25%,铅品位5%~8%、铜品位0.5%~2%,硫品位35%~40%,还有其他脉石矿物,锌主要为闪锌矿、铅主要为方铅矿、铜主要为黄铜矿、硫主要为硫铁矿。
对于地处沿海地区的矿脉常常采用海水介质进行浮选。而海水介质中浮选具有以下特征:海水作为一种含有大量盐类的溶液,其密度大于淡水,具有很强的起泡能力,因海水环境中浮力较大,可浮性好的非目的矿物较易上浮,这增加了目的矿物的与非目的矿物的分选难度,为精矿品质提高增加了难度。
传统的将海水作为补充水,提升铜锌分离后锌粗精矿品位的办法主要是活化浮选法,其获得的锌精矿锌品位通常为38%~42%,品质较差。其存在的问题具体表现为:1)浮选泡沫较为丰富,活化浮选过程中,由于海水介质浮力较大加之起泡性较强,铜铅等杂质矿物优于锌矿物被活化,在浮选过程中随锌矿物一起上浮进入锌精矿中,但锌精矿中铜铅达不到计价标准,作为杂质影响锌精矿品质提升;2)锌活化浮选过程中铜铅矿物与锌矿物发生竞争吸附活化剂和捕收剂且竞争上浮的现象,导致锌浮选回收率较低。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种简单、易于实施的提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法。
为解决上述问题,本发明所述的一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,包括以下步骤:
⑴在沿海地区铜锌分离后的锌粗精矿中加入石灰,调节pH值至7~8;然后在浮选机充气量为3m3/(m2*min)的条件下充气搅拌5分钟后停止充气;再按1吨所述锌粗精矿加入重铬酸钾300~500克,搅拌8分钟后加入石灰调节pH值至12~14,得到矿浆;
⑵所述矿浆中先加入硫酸铜搅拌5分钟,再依次加入丁基黄药、酯-105搅拌2分钟,然后加入回水,得到浓度为16~20%的矿浆;所述硫酸铜、所述丁基黄药、所述酯-105的添加量按1吨所述锌粗精矿计分别为300~500克、100~200克、80~120克;
⑶所述浓度为16~20%的矿浆按常规方法,经过一次锌粗选、两次锌精选、一次锌扫选的闭路循环浮选工艺即得锌精矿。
所述步骤⑴锌粗精矿中的锌品位20%~25%,铅品位5%~8%、铜品位0.5%~2%,硫品位35%~40%。
所述步骤⑵中回水是指选铁尾矿伴生铜锌综合回收整个分选流程的尾矿和精矿浓密机压滤水返回浮选流程,补充水为海水。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、本发明借助铜锌分离过程构建的强还原体系,实现锌及其他杂质矿物自然可浮性的高度还原,在此基础上,采用石灰分步调节矿浆pH,少量重铬酸钾中性介质中短时间搅拌强化抑制,强碱介质中低浓度浮选实现锌精矿的高效率提纯降杂,避免了传统的石灰一次添加单一抑制作用下,铜铅及部分可浮性好的硫铁矿随锌矿物一起上浮,影响锌精矿品质提升,解决了选铁尾矿中低品位共伴生铜锌矿物在综合回收中锌精矿含杂高、主品位低,影响锌精矿销售价值等问题。
2、本发明中采用选铁尾矿伴生铜锌综合回收整个分选流程的尾矿和精矿浓密机压滤水作为回水,该回水全部返回浮选流程使用,补充水为海水,所有回水均不外排,实现了资源的有效利用。
3、基于海水作为补充水的回水体系下,通过本发明的方法强化了锌粗精矿中铜、铅等杂质的选择性深度抑制,大幅削弱了铜、铅矿物对浮选活化剂和捕收剂的竞争吸附能力,提升了锌矿物浮选过程中的富集比,解决了现有技术的直接活化浮选方法的选择性差、锌精矿含杂高、锌精矿主品位低的问题。
4、本发明方法简单、易于实施。
具体实施方式
一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,包括以下步骤:
⑴在沿海地区铜锌分离后的锌粗精矿中加入石灰,调节pH值至7~8;然后在浮选机充气量为3m3/(m2*min)的条件下充气搅拌5分钟后停止充气;再按1吨锌粗精矿加入重铬酸钾300~500克,搅拌8分钟后加入石灰调节pH值至12~14,得到矿浆。
其中:锌粗精矿中的锌品位20%~25%,铅品位5%~8%、铜品位0.5%~2%,硫品位35%~40%。
⑵矿浆中先按1吨锌粗精矿加入300~500克硫酸铜搅拌5分钟,再依次按1吨锌粗精矿加入100~200克丁基黄药、80~120克酯-105搅拌2分钟,然后加入回水,得到浓度为16~20%的矿浆。
回水是指选铁尾矿伴生铜锌综合回收整个分选流程的尾矿和精矿浓密机压滤水返回浮选流程,补充水为海水,所有回水均不外排。
⑶浓度为16~20%的矿浆按常规方法,经过一次锌粗选、两次锌精选、一次锌扫选的闭路循环浮选工艺即得锌精矿。
本发明包括中碱度选择性抑制环境下搅拌、强碱度大气量充气搅拌、锌的浮选降杂,通过中碱度选择性抑制搅拌、高碱度强充气搅拌及高效浮选作业,构建了伴生铅、硫、铜、脉石等杂质矿物选择性强抑制和强氧化体系,实现常规铜锌分离后选择性降杂和锌精矿主品位的提升,避免了传统工艺在粗放抑制下采用强活化强捕收工艺造成锌精矿主品位偏低,锌精矿含杂高的问题,解决了选铁尾矿中低品位共伴生铜锌矿物在综合回收中锌精矿含杂高、主品位低,影响锌精矿销售价值等问题。
实施例1 一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,包括以下步骤:
⑴在秘鲁中部圣尼古纳斯海湾地区铜锌分离后的锌粗精矿中加入石灰,调节pH值至7;然后在充气量为3m3/(m2*min)的条件下充气搅拌5分钟后停止充气;再按1吨锌粗精矿加入重铬酸钾300克,搅拌8分钟后加入石灰调节pH值至12,得到矿浆。
其中:锌粗精矿中铜品位为0.5%、铅品位5%、锌品位25%、硫品位35%。
⑵矿浆中先按1吨锌粗精矿加入硫酸铜500克搅拌5分钟,再依次按1吨所述锌粗精矿加入丁基黄药200克、酯-105 120克搅拌2分钟,然后加入回水,得到浓度为16%的矿浆。
⑶浓度为16%的矿浆按常规方法,经过一次锌粗选、两次锌精选、一次锌扫选的闭路循环浮选工艺即得锌精矿。
所得锌精矿中锌品位53.25%、铜品位0.85%、铅品位0.95%、硫品位36.23%,锌回收率91.23%。
对比例1 采用传统的铜锌分离后选锌工艺,对同一铜锌分离后锌粗精矿(锌粗精矿品位同实施例1)中一次加入石灰调节pH值至11,然后加入硫酸铜500克/吨原矿、丁基黄药300克/吨原矿、2#油 150克/吨原矿搅拌后进行锌浮选,经过一次粗选两次精选一次三扫选的闭路浮选工艺,获得锌精矿和中矿。
所得锌精矿中锌品位41.21%、铜品位4.25%、铅品位8.24%、硫品位35.45%,锌回收率83.34%。
与实施例1相比,锌精矿中锌品位和回收率均较低,锌精矿中铜铅硫等杂质含量较高。
实施例2 一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,包括以下步骤:
⑴在中国青岛渤海湾地区铜锌分离后的锌粗精矿中加入石灰,调节pH值至8;然后在充气量为3m3/(m2*min)的条件下充气搅拌5分钟后停止充气;再按1吨锌粗精矿加入重铬酸钾500克,搅拌8分钟后加入石灰调节pH值至14,得到矿浆。
其中:锌粗精矿中铜品位为1.95%、铅品位8.80%、锌品位20.15%、硫品位37.23%。
⑵矿浆中先按1吨锌粗精矿加入硫酸铜300克搅拌5分钟,再依次按1吨所述锌粗精矿加入丁基黄药100克、酯-105 80克搅拌2分钟,然后加入回水,得到浓度为20%的矿浆。
⑶浓度为20%的矿浆按常规方法,经过一次锌粗选、两次锌精选、一次锌扫选的闭路循环浮选工艺即得锌精矿。
所得锌精矿中锌品位51.23%、铜品位1.15%、铅品位1.54%、硫品位35.45%,锌回收率90.34%。
对比例2 采用传统的铜锌分离后选锌工艺,对同一铜锌分离后锌粗精矿(锌粗精矿品位同实施例2)中一次加入石灰调节pH值至11,然后加入硫酸铜300克/吨原矿、丁基黄药200克/吨原矿、2#油 80克/吨原矿搅拌后进行锌浮选,经过一次粗选两次精选一次三扫选的闭路浮选工艺,获得锌精矿和中矿。
所得锌精矿中锌品位38.34%、铜品位6.23%、铅品位11.23%、硫品位36.34%,锌回收率83.34%。
与实施例2相比,锌精矿中锌品位和回收率均较低,锌精矿中铜铅硫等杂质含量较高。
Claims (3)
1.一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,包括以下步骤:
⑴在沿海地区铜锌分离后的锌粗精矿中加入石灰,调节pH值至7~8;然后在浮选机充气量为3m3/(m2*min)的条件下充气搅拌5分钟后停止充气;再按1吨所述锌粗精矿加入重铬酸钾300~500克,搅拌8分钟后加入石灰调节pH值至12~14,得到矿浆;
⑵所述矿浆中先加入硫酸铜搅拌5分钟,再依次加入丁基黄药、酯-105搅拌2分钟,然后加入回水,得到浓度为16~20%的矿浆;所述硫酸铜、所述丁基黄药、所述酯-105的添加量按1吨所述锌粗精矿计分别为300~500克、100~200克、80~120克;
⑶所述浓度为16~20%的矿浆按常规方法,经过一次锌粗选、两次锌精选、一次锌扫选的闭路循环浮选工艺即得锌精矿。
2.如权利要求1所述的一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,其特征在于:所述步骤⑴锌粗精矿中的锌品位20%~25%,铅品位5%~8%、铜品位0.5%~2%,硫品位35%~40%。
3.如权利要求1所述的一种提高铜锌分离后锌精矿主品位的方法,其特征在于:所述步骤⑵中回水是指选铁尾矿伴生铜锌综合回收整个分选流程的尾矿和精矿浓密机压滤水返回浮选流程,补充水为海水。
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