一种低品质铜锌混合精矿的富集方法
阅读说明：本技术 一种低品质铜锌混合精矿的富集方法 (Enrichment method of low-quality copper-zinc bulk concentrate ) 是由 王李鹏 任琳珠 巩明辉 何海涛 李健民 刘坤 柏亚林 于 2020-10-27 设计创作，主要内容包括：一种低品质铜锌混合精矿的富集方法,包括摇床重选、重选尾矿清洗浮选、铜锌分离。采用重选剔除比重较大的杂质金属和比重较小的脉石组分,解决了传统工艺铜锌精矿无法有效富集影响分选的问题；重选剔除的杂质经酸洗后采用低浓度强抑制浮选,确保了铜锌回收率,提升了选矿回收率,解决了传统工艺硫难以被抑制的问题,同时避免了传统的浮选富集方法造成易浮脉石上浮,铜锌精矿经富集后提升了分选效率,确保了铜锌分离后获得了合格的铜精矿、锌精矿,解决了传统工艺生产的铜精矿品质差、含杂高无法销售的问题。(An enrichment method of low-quality copper-zinc bulk concentrates comprises the steps of table reselection, tailing reselection, cleaning and flotation and copper-zinc separation. Impurity metals with large specific gravity and gangue components with small specific gravity are removed by gravity separation, so that the problem that the copper-zinc concentrate cannot be effectively enriched to influence separation in the traditional process is solved; the impurities removed by gravity separation are subjected to acid washing and then subjected to low-concentration strong inhibition flotation, so that the recovery rate of copper and zinc is ensured, the recovery rate of ore dressing is improved, the problem that sulfur is difficult to inhibit in the traditional process is solved, meanwhile, the phenomenon that pumice floats upwards easily due to the traditional flotation enrichment method is avoided, the separation efficiency is improved after copper and zinc concentrate is enriched, qualified copper concentrate and zinc concentrate are obtained after copper and zinc separation, and the problems that the copper concentrate produced by the traditional process is poor in quality and high in impurity content and cannot be sold are solved.)
技术领域
本发明涉及矿物浮选分离工艺技术领域，具体地说是一种低品质铜锌混合精矿的富集方法。
背景技术
低品质铜锌精矿具有以下特征：1）低品位之铜锌精矿为浮选产品，矿物表面80%已疏水；2）含碳酸盐类易浮脉石矿物；3）低品质铜锌精矿中金属杂质主要为硫、铅等，其中黄铁矿可浮性较好。传统的低品质铜锌精矿富集分离工艺主要为铜锌混合浮选-铜锌分离，针对该低品质铜锌精矿，采用传统的浮选工艺无法将黄铁矿和脉石进行有效抑制，造成铜锌分选后精矿互含高、回收率低，无法获得合格的铜精矿。
发明内容
本发明的一个目的是提供一种利用铜锌混合精矿中杂质与铜锌矿物比重和可浮选性能差异，分离铅硫脉石等杂质，进而达到分离富集铜锌矿物目的的低品质铜锌混合精矿的富集方法。
为实现上述目的，本发明所述一种低品质铜锌混合精矿的富集方法，其特点是，包括如下步骤，步骤1：将低品质铜锌精矿加入水搅拌调整矿浆浓度15%后，进入摇床重选，摇床的冲程为6-8mm，摇床的冲次为420-490次/分钟，摇床的中矿作为铜锌粗精矿Ⅰ，摇床的精矿和尾矿合并作为重选尾矿；步骤2：将步骤1中的重选尾矿中加入10%的稀硫酸1000-2000克/吨清洗浓密后，再加入硫化钠500-1000克/吨、石灰1000-2000克/吨、水调节矿浆浓度为15%进行铜锌浮选，混合浮选泡沫经一次精选获得铜锌粗精矿Ⅱ；步骤3：将步骤1获得的铜锌粗精矿Ⅰ和步骤2中获得的铜锌粗精矿Ⅱ合并加入活性炭500克/吨、硫化钠500-1000克/吨进入再磨，后加入焦亚硫酸钠2000-3000克/吨进行铜锌分离，铜经两次精选获得铜精矿，分离尾矿加入石灰2000克/吨、硫酸铜20克/吨、丁基黄药20克/吨、松醇油10克/吨经一次粗选两次精选获得锌精矿。
本发明一种低品质铜锌混合精矿的富集方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：
1、所述步骤1中摇床的冲程为7mm，摇床的冲次为450次/分钟；
2、所述步骤2中加入10%的稀硫酸1500克/吨；
3、所述步骤2中加入硫化钠700克/吨、石灰1500克/吨；
4、所述步骤3中加入硫化钠700克/吨，后加入焦亚硫酸钠2500克/吨。
与现有技术相比，本发明首先将低品质铜锌精矿通过重选剔除比重较大的杂质金属和比重较小的脉石组分，解决了传统工艺铜锌精矿无法有效富集影响分选的问题；重选剔除的杂质经酸洗后，采用低浓度强抑制浮选，解决了传统工艺硫难以被抑制的问题，同时避免了传统的浮选富集方法造成易浮脉石上浮，铜锌精矿经富集后提升了分选效率，确保了铜锌分离后获得了合格的铜精矿、锌精矿，解决了传统工艺生产的铜精矿品质差、含杂高无法销售的问题。
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1，一种低品质铜锌混合精矿的富集方法，包括如下步骤，步骤1：将低品质铜锌精矿加入水搅拌调整矿浆浓度15%后，进入摇床重选，摇床的冲程为6-8mm，摇床的冲次为420-490次/分钟，摇床的中矿作为铜锌粗精矿Ⅰ，摇床的精矿和尾矿合并作为重选尾矿；步骤2：将步骤1中的重选尾矿中加入10%的稀硫酸1000-2000克/吨清洗浓密后，再加入硫化钠500-1000克/吨、石灰1000-2000克/吨、水调节矿浆浓度为15%进行铜锌浮选，混合浮选泡沫经一次精选获得铜锌粗精矿Ⅱ；步骤3：将步骤1获得的铜锌粗精矿Ⅰ和步骤2中获得的铜锌粗精矿Ⅱ合并加入活性炭500克/吨、硫化钠500-1000克/吨进入再磨，后加入焦亚硫酸钠2000-3000克/吨进行铜锌分离，铜经两次精选获得铜精矿，分离尾矿加入石灰2000克/吨、硫酸铜20克/吨、丁基黄药20克/吨、松醇油10克/吨经一次粗选两次精选获得锌精矿。本发明低品质铜锌精矿首先采用重选剔除比重较大的杂质金属和比重较小的脉石组分，重选剔除的尾矿酸洗后采用浮选回收铜锌矿物，铜锌精矿经再磨后进行铜锌分离。所述单位“克/吨原矿”是指每吨低品质铜锌混合精矿添加药剂的克数；步骤1-3中整个工艺流程为闭路浮选循环流程。
实施例2，根据实施例1所述的一种低品质铜锌混合精矿的富集方法中，所述步骤1中摇床的冲程为7mm，摇床的冲次为450次/分钟。
实施例3，根据实施例1或2所述的一种低品质铜锌混合精矿的富集方法中，所述步骤2中加入10%的稀硫酸1500克/吨。
实施例4，根据实施例1或2或3所述的一种低品质铜锌混合精矿的富集方法中，所述步骤2中加入硫化钠700克/吨、石灰1500克/吨。
实施例5，根据实施例1-4任一项所述的一种低品质铜锌混合精矿的富集方法中，所述步骤3中加入硫化钠700克/吨，后加入焦亚硫酸钠2500克/吨。
实施例6，一种低品质铜锌混合精矿的富集方法，包括如下步骤，步骤1、低品质铜锌精矿加入水搅拌调整矿浆浓度15%后，进行“1摇床重选”作业，摇床的冲程为8mm，摇床的冲次为420次/分钟；步骤2、将摇床精矿与摇床尾矿合并后进行“2酸洗浓密”作业，采用10%的稀硫酸1000克/吨清洗后，浓密至50%的浓度后，加入水调整矿浆浓度至15%，再加入硫化钠500克/吨、石灰1000克/吨，经过“3铜锌浮选”、“4铜锌混精”获得铜锌粗精矿和尾矿；步骤3、“5磨矿作业前加入活性炭500克/吨、硫化钠500克/吨，磨矿后加入焦亚硫酸钠2000克/吨进行铜锌分离，经过6-9闭路浮选循环作业铜精矿，浮选底流加入2000克/吨、硫酸铜20克/吨、丁基黄药20克/吨、松醇油10克/吨，经10-14闭路浮选循环流程获得锌精矿。
经检测本实施例6所述的低品质铜锌精矿中铜品位为7.45%、锌品位22.43%；经本发明所获得铜精矿中铜品位22.43%、铅品位0.67%、锌品位3.21%，铜回收率75.34%；锌精矿锌品位47.45%、铜品位1.13%，锌回收率84.54%。
对照例1，采用传统铜锌混浮-铜锌分离工艺，对同一选低品质铜锌精矿中加入石灰至矿浆pH为12后进行铜锌混合精选。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所述的低品质铜锌精矿中铜品位为7.45%、锌品位22.43%；经对照例1工艺方法所获得铜精矿中铜品位11.24%、铅品位7.32%、锌品位12.23%、硫品位38.45%，铜回收率77.34%；锌精矿锌品位35.34%、铜品位2.34%、硫品位35.45%，锌回收率77.45%。与实施例1相比，铜精矿含杂较高，且锌精矿品位较低，铜锌精矿品位均未达到合格产品要求。
实施例7，一种低品质铜锌混合精矿的富集方法，包括如下步骤，步骤1、低品质铜锌精矿加入水搅拌调整矿浆浓度15%后，进行“1摇床重选”作业，摇床的冲程为6mm，摇床的冲次为490次/分钟；步骤2、将摇床精矿与摇床尾矿合并后进行“2酸洗浓密”作业，采用10%的稀硫酸2000克/吨清洗后，浓密至60%的浓度后，加入水调整矿浆浓度至15%，再加入硫化钠1000克/吨、石灰1000-2000克/吨，经过“3铜锌浮选”、“4铜锌混精”获得铜锌粗精矿和尾矿；步骤3、“5磨矿作业前加入活性炭500克/吨、硫化钠1000克/吨，磨矿后加入焦亚硫酸钠3000克/吨进行铜锌分离，经过6-9闭路浮选循环作业铜精矿，浮选底流加入2000克/吨、硫酸铜20克/吨、丁基黄药20克/吨、松醇油10克/吨，经10-14闭路浮选循环流程获得锌精矿。
经检测本实施例7所述的低品质铜锌精矿中铜品位为11.23%、锌品位27.34%；经本发明所获得铜精矿中铜品位24.34%、铅品位0.45%、锌品位2.12%，铜回收率78.43%；锌精矿锌品位48.56%、铜品位0.87%，锌回收率83.67%。
对照例2，采用传统铜锌混浮-铜锌分离工艺，对同一选低品质铜锌精矿中加入石灰至矿浆pH为12后进行铜锌混合精选。铜锌精矿矿浆经再磨后加入硫化钠800克/吨原矿，加入液态二氧化硫1500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所述的低品质铜锌精矿中铜品位为11.23%、锌品位27.34%；经对照例2工艺方法所获得铜精矿中铜品位13.23%、铅品位8.23%、锌品位14.23%、硫品位36.32%，铜回收率73.54%；锌精矿锌品位38.32%、铜品位3.12%、硫品位35.32%，锌回收率80.45%。与实施例2相比，铜精矿含杂较高，且锌精矿品位较低，铜锌精矿品位均未达到合格产品要求。
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。
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