阅读说明：本技术 一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法 (Beneficiation method for recovering various non-ferrous metal ores from iron dressing tailings ) 是由 任琳珠 袁积余 郭海宁 张天永 王李鹏 包玺琳 杨林 杨俊龙 杨新栋 彭贵熊 于 2020-05-22 设计创作，主要内容包括：本发明一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法,在选铁尾矿中有色金属种类发生变化时,通过工艺流程结构组合切换和药剂制度的调整,有效避免了传统选矿方法造成的金属损失和选矿技术指标的降低,解决了传统的选矿方法回收率低、精矿品质差等问题。采用本发明的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法,可提高选铁尾矿工艺流程对原料变化的适应性和灵活性,可大幅度提高了多种共伴生有色金属综合回收技术指标。(According to the beneficiation method for recovering various non-ferrous metal ores from the iron tailings, when the non-ferrous metal species in the iron tailings are changed, through the combination and switching of the process flow structure and the adjustment of the reagent system, the metal loss and the reduction of the beneficiation technical index caused by the traditional beneficiation method are effectively avoided, and the problems of low recovery rate, poor concentrate quality and the like of the traditional beneficiation method are solved. The beneficiation method for recovering various non-ferrous metal ores from the iron tailings can improve the adaptability and flexibility of the iron tailings beneficiation process flow to raw material change, and can greatly improve the comprehensive recovery technical index of various co-associated non-ferrous metals.)

一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法

技术领域

本发明属于矿产资源综合利用和矿物分选工艺技术领域，具体地说是一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法。

背景技术

伴随国内外矿产资源的不断开发，铁伴生或共生有色金属矿产的高效综合回收利用逐步被重视，但铁矿伴生或共生有色金属矿存在如下特点：1)铁共生有色金属矿种类较多，如铜、硫、锌等；2)伴生或共生有色金属矿物嵌布粒度较细，细磨才能得到充分解离；3)有色金属铜、锌等品位较低，一般低于工业综合回收技术指标要求。

目前，国内外各选矿厂从选铁尾矿中回收共伴生有色金属矿的种类单一，无法兼顾铜、硫、锌、铁等多种有色金属矿的选矿，造成部分有价金属损失和资源综合回收水平较低。

发明内容

本发明的目的是提供一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法，以解决现有技术方法无法兼顾铜硫锌铁、铜硫铁等多种类型有色矿选矿，提升对铁共伴生有色金属综合回收技术指标。

为实现上述目的，本发明所述一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法，其特点是，包括如下步骤：

步骤1：选铁尾矿原料经球磨机研磨后，进行分级，粗粒级返回球磨机再次研磨，细粒级的磨矿细度为-0.074mm粒级占70％-85％，加入石灰500-1000克/吨、丁基黄药150-200克/吨、松醇油80-100克/吨搅拌后，再经两次粗选、三次经选、一次扫选的闭路浮选循环流程获得混合精矿和混浮尾矿；

步骤2：将步骤1所述的混浮尾矿经一次磁粗选、一次磁精选后获得磁精矿和磁尾矿，磁精矿加入硫酸铜20-40克/吨、丁基黄药20-40克/吨、松醇油20-40克/吨，搅拌3分钟后，经一次浮选脱硫作业获得铁精矿和脱硫尾矿；

步骤3：将步骤1所述的混合精矿中加入活性炭200-300克/吨，搅拌3分钟，再加入硫化钠300-500克/吨，搅拌3分钟，再加入焦亚硫酸钠1000-2000克/吨，再经球磨机再磨，矿浆经一次粗选、两次经选、一次扫选的闭路浮选循环流程获得铜精矿、硫精矿或锌精矿。

本发明一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：

1、所述步骤1中细粒级的细度为-0.074mm粒级占85％；

2、所述步骤1加入石灰500克/吨、丁基黄药150克/吨、松醇油80克/吨；

3、所述步骤1加入石灰1000克/吨、丁基黄药200克；吨、松醇油100克/吨；

4、所述步骤2中加入硫酸铜20克/吨、丁基黄药20克/吨、松醇油20克/吨；

5、所述步骤2中加入硫酸铜40克/吨、丁基黄药40克/吨、松醇油40克/吨；

6、所述步骤3中加入活性炭200克/吨，加入硫化钠300克/吨，加入焦亚硫酸钠1000克/吨；

7、所述步骤3中加入活性炭300克/吨，加入硫化钠500克/吨，加入焦亚硫酸钠2000克/吨。

与现有技术相比，本发明有益效果在于：仅通过药剂种类和用量的变化，实现了选铁尾矿总共伴生铜锌硫铁、铜硫铁的兼顾选矿生产，避免了传统的单一选矿方法造成的金属损失，通过不同工艺和药剂制度的切换，大幅度提高了多种共伴生有色金属综合回收技术指标，解决了传统的选矿方法回收率低、精矿品质差等问题。

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1，一种从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法，包括如下步骤：步骤1：选铁尾矿原料经球磨机研磨后，进行分级，粗粒级返回球磨机再次研磨，细粒级的磨矿细度为-0.074mm粒级占70％-85％，加入石灰500-1000克/吨、丁基黄药150-200克/吨、松醇油80-100克/吨搅拌后，再经两次粗选、三次经选、一次扫选的闭路浮选循环流程获得混合精矿和混浮尾矿；步骤2：将步骤1所述的混浮尾矿经一次磁粗选、一次磁精选后获得磁精矿和磁尾矿，磁精矿加入硫酸铜20-40克/吨、丁基黄药20-40克/吨、松醇油20-40克/吨，搅拌3分钟后，经一次浮选脱硫作业获得铁精矿和脱硫尾矿；步骤3：将步骤1所述的混合精矿中加入活性炭200-300克/吨，搅拌3分钟，再加入硫化钠300-500克/吨，搅拌3分钟，再加入焦亚硫酸钠1000-2000克/吨，再经球磨机再磨，矿浆经一次粗选、两次经选、一次扫选的闭路浮选循环流程获得铜精矿、硫精矿或锌精矿。本发明处理的原料为选铁尾矿，该选矿方法可将选铁矿尾矿中的铜锌硫铁、铜硫铁等综合回收，可获得较好的有色金属综合回收技术指标。

实施例2，根据实施例1所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤1中细粒级的细度为-0.074mm粒级占85％。

实施例3，根据实施例1或2所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤1加入石灰500克/吨、丁基黄药150克/吨、松醇油80克/吨

实施例4，根据实施例1或2或3所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤1加入石灰1000克/吨、丁基黄药200克/吨、松醇油100克/吨。

实施例5，根据实施例1-4任一项所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤2中加入硫酸铜20克/吨、丁基黄药20克/吨、松醇油20克/吨。

实施例6，根据实施例1-5任一项所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤2中加入硫酸铜40克/吨、丁基黄药40克/吨、松醇油40克/吨。

实施例7，根据实施例1-6任一项所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤3中加入活性炭200克/吨，加入硫化钠300克/吨，加入焦亚硫酸钠1000克/吨。

实施例8，根据实施例1-7任一项所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：所述步骤3中加入活性炭300克/吨，加入硫化钠500克/吨，加入焦亚硫酸钠2000克/吨。

实施例9，根据实施例1-8任一项所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：选铁尾矿经分级磨矿后，进入搅拌桶的矿浆粒级达到-0.074mm粒级占85％，向搅拌桶中依次加入石灰、硫酸铜、丁基黄药、酯-105搅拌后，经闭路浮选循环流程获得混合精矿和混浮尾矿；步骤2：混浮尾矿经磁选机后获得磁精矿和磁选尾矿，磁精矿进入搅拌桶中加入硫酸铜40克/吨搅拌3分钟后，再加入丁基黄药40、松醇油40克/吨搅拌3分钟，经浮选机获得铁精矿和脱硫尾矿，磁选尾矿和脱硫尾矿合并作为尾矿；步骤3，混合精矿中加入活性炭300克/吨搅拌3分钟，再加入硫化钠500克/吨搅拌3分钟，经分级、磨矿闭路循环流程后，搅拌桶中加入焦亚硫酸钠2000克/吨，然后经闭路浮选循环流程获得铜精矿和锌精矿；经检测本实施例9所述的选铁尾矿中铜品位为0.35％、硫品位为12.32％、锌品位1.5％、铁品位为18.59％；经本发明所获得铜精矿中铜品位22.43％，铜回收率65.56％；锌精矿中锌品位46.56％、铜品位0.78％，锌回收率75.45％；铁精矿铁品位68.56％，铁回收率12.33％。对照例1，采用传统铜锌混浮-铜锌分离工艺，对同一选铁尾矿中加入石灰10000克/吨，硫酸铜200克/吨、丁基黄药150克/吨、松醇油100克/吨。铜锌精矿矿浆经再磨后加入硫化钠500克/吨原矿，加入液态二氧化硫1000克/吨原矿，然后进行铜与锌矿物的分离，获得铜精矿和锌精矿。经检测本对照例1所述的选铁尾矿中铜品位为0.35％、硫品位为12.32％、锌品位1.5％、铁品位为18.59％；经对照例1工艺方法所获得铜精矿中铜品位17.54％、锌品位12.23％，铜回收率55.47％；锌精矿锌品位40.54％、铜品位3.42％、锌回收率68.32％。与实施例9相比，铜精矿含杂较高，且锌精矿品位较低，铜锌回收率均较低，且未产出铁精矿。

实施例10，根据实施例1-9任一项所述的从选铁尾矿中回收多种有色金属矿的选矿方法中：步骤1：选铁尾矿经分级磨矿后，进入搅拌桶的矿浆粒级达到-0.074mm粒级占70％，搅拌桶中依次加入石灰500克/吨、丁基黄药150克/吨、松醇油80克/吨搅拌后，经闭路浮选循环流程获得混合精矿和混浮尾矿；步骤2：混浮尾矿经磁选机获得磁精矿和磁选尾矿，磁精矿进入搅拌桶中加入硫酸铜20克/吨搅拌3分钟后，再加入丁基黄药20、松醇油20克/吨搅拌3分钟，经浮选机获得铁精矿和脱硫尾矿，磁选尾矿和脱硫尾矿合并作为尾矿；步骤3，混合精矿中加入石灰4000克/吨搅拌3分钟，经分级、磨矿闭路循环流程后，混合精矿矿浆浮选机的闭路浮选循环流程获得铜精矿、硫精矿；经检测本实施例10所述的选铁尾矿中铜品位为0.41％、锌0.28％、硫品位为15.32％、铁品位为18.59％；经本发明所获得铜精矿中铜品位21.32％、锌品位11.34％，铜回收率82.26％；硫精矿中硫品位41.32％、铜品位1.03％，硫回收率46.43％；铁精矿铁品位67.43％，铁回收率10.45％。对照例2，采用传统铜锌混浮-铜锌分离工艺，对同一选铁尾矿中加入石灰10000克/吨，硫酸铜100克/吨、丁基黄药120克/吨、松醇油100克/吨。铜锌精矿矿浆经再磨后加入硫化钠1000克/吨原矿，加入液态二氧化硫1000克/吨原矿，然后进行铜与锌矿物的分离，获得铜精矿和锌精矿。经检测本对照例2所述的选铁尾矿中铜品位0.41％、锌0.28％、硫品位为15.32％、铁品位为18.59％；经对照例2工艺方法所获得铜精矿中铜品位24.34％、锌品位6.45％，铜回收率65.45％；锌精矿锌品位38.34％、铜品位3.12％、硫品位35.45％，锌回收率15.45％。与实施例10相比，虽然获得了锌精矿，但铜回收率大幅降低，且未产出硫精矿和铁精矿。

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。