高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法.pdf

(19)国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN114589002A(43)申请公布日2022.06.07(21)申请号202210219615.8(51)Int.Cl.(22)申请日2022.03.08B03C1/30(2006.01)B03D1/00(2006.01)(71)申请人深圳市中金岭南有色金属股份有限B03D1/02(2006.01)公司B03D1/002(2006.01)地址518023广东省深圳市罗湖区清水河B03D1/012(2006.01)街道清水河社区清水河一路112号深B03D1/018(2006.01)业进元大厦塔楼2座303CB03D101/02(2006.01)申请人湖南有色环保研究院有限公司B03D101/06(2006.01)(72)发明人江皇义伏志宏郑伦肖骏B03D103/02(2006.01)徐明周科华陈忠玉杨建文董艳红(74)专利代理机构长沙伊柏专利代理事务所(普通合伙)43265专利代理师罗莎权利要求书2页说明书8页附图2页(54)发明名称高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法(57)摘要本发明公开了一种高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，该方法以高铜锌比硫化铜锌原矿为原料，将高铜锌比硫化铜锌原矿与熟石灰和苯胺黑混合制得的第一抑制剂、第一捕收剂和水混合制得原矿矿浆；将原矿矿浆进行第一次浮选分离得到第一铜锌混合精矿及混合尾矿，第一铜锌混合精矿在磁场强度1.3T环境下进行磁选制得第二铜锌混合精矿和产品第一铜精矿；将第二铜锌混合精矿进行浓密，浓密底流进行第二次浮选，得到产品第二铜精矿和第二锌精矿。本方法的选矿分离方法能有效分离高铜锌比硫化铜锌原矿，分离流程简单，所需添加的药剂种类减少，药剂用量也大幅降低；产品铜精矿中锌互含低、锌精矿中铜互含低，锌回收率提高，产品品质也得到有效提升。CN114589002ACN114589002A权利要求书1/2页1.一种高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，该方法以高铜锌比硫化铜锌原矿为原料，其特征在于，包括以下步骤：S1、混合：将高铜锌比铜锌硫化矿原矿矿石与第一抑制剂、第一捕收剂后和水混合进行搅拌、磨矿，形成原矿矿浆，所述第一抑制剂由熟石灰和苯胺黑按重量比8～10：3混合而成，所述第一捕收剂由酯类捕收剂和黄药类捕收剂按重量比2～5:1混合而成；S2、第一次浮选：将原矿矿浆进行第一次浮选得到第一铜锌混合精矿及混合尾矿，混合尾矿抛弃，第一铜锌混合精矿备用；S3、磁选：将第一铜锌混合精矿进行磁选得到磁精矿和磁尾矿，磁精矿即为第一铜精矿，磁尾矿即为第二铜锌混合精矿，所述磁选强度为1.3T；S4、浓密：将第二铜锌混合精矿进行浓密，浓密底流部分备用，浓密溢流部分抛弃；S5、第二次浮选：将S4中的浓密底流加入第二抑制剂、第二捕收剂后进行第二次浮选，得到第二铜精矿和锌精矿。2.根据权利要求1所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述步骤S1中原矿矿浆颗粒粒径≤74μm占85％～90％，pH为10～11.5。3.根据权利要求1所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述步骤S1中第一抑制剂的添加量为500g/t～1000g/t，所述第一捕收剂的添加量为50g/t～70g/t。4.根据权利要求1所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述步骤S1中所述酯类捕收剂为乙二醚黄原酸甲酸乙酯、乙硫氨酯中的一种或两种，所述黄药类捕收剂为乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药中的一种或两种。5.根据权利要求1所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述步骤S2中第一次浮选方法包括：将原矿矿浆输送至浮选机中进行充气粗选，得到粗选粗精矿和粗选尾矿，粗选粗精矿加入与第一抑制剂混合进行1～2次精选，粗选尾矿加入第一捕收剂进行2～3次扫选作业，精选尾矿和扫选精矿作为中矿进行顺序返回至上一级浮选作业当中，最后一次扫选的尾矿为可抛弃的尾矿，最后一次精选的精矿为第一铜锌混合精矿。6.根据权利要求5所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述精选每次加入的第一抑制剂的用量为300g/t～500g/t，所述扫选每次加入的第一捕收剂用量为10g/t～30g/t。7.根据权利要求1所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述步骤S5中第二抑制剂为硫酸锌和焦磷酸钠按质量比5:1混合而成，第二次浮选的粗选作业第二抑制剂用量为200g/t～300g/t，第二捕收剂为乙二醚黄原酸甲酸乙酯、乙硫氨酯中的一种或两种，第二次浮选的粗选作业第二捕收剂用量为10g/t～25g/t。8.根据权利要求1所述的高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法，其特征在于，所述步骤S5中在第二次浮选过程包括：将浓密底流加入第二抑制剂和第二捕收剂并充分搅拌后的第二混合精矿输送至浮选机中进行充气粗选，得到