一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法技术

技术编号:26154125 阅读:30 留言:0更新日期:2020-10-31 12:02
本发明专利技术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。本发明专利技术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。

【技术实现步骤摘要】
一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法
本专利技术涉及矿物浮选分离工艺
,具体地说是一种兼顾不同入选品位的铜锌分选方法。
技术介绍
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系统,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。
技术实现思路
本专利技术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,本专利技术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。本专利技术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-20030-60克/吨,获得产品为铜精矿Ⅱ、锌精矿。与现有技术相比,本专利技术有益效果在于: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专利技术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专利技术一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本专利技术中的实施例,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,都属于本专利技术保护的范围。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。本专利技术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,应用本专利技术的一种选矿方法,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-20030-60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%;经本专利技术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,再本文档来自技高网...

【技术保护点】
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:/n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;/n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。/n

【技术特征摘要】
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...

【专利技术属性】
技术研发人员:王李鹏任琳珠郭海宁张天永杨林包玺琳杨俊龙皇甫长青彭贵熊李健民
申请(专利权)人:西北矿冶研究院
类型:发明
国别省市:甘肃;62

网友询问留言 已有0条评论
  • 还没有人留言评论。发表了对其他浏览者有用的留言会获得科技券。

1