The invention discloses a low alkali recovery method of indium rich sphalerite from copper zinc and indium were associated with polymetallic ore, the method can solve the high alkali conditions of indium marmatite floatability, activation and concentrate metal containing high technical difficulty, low rate of recovery of zinc and indium, raw ore by crushing grinding and chemical agent after pulp, copper zinc sulfur flotation, such as flotation rough concentrate by coarse grading after regrinding, then add the inhibitor and pH pulp after selection of copper, copper concentrate and copper copper tailings and tailings selection, selection of copper zinc sulfur flotation tailings consolidated after adding activator after pulp, zinc sulfur mixed flotation, zinc and sulfur mixed flotation rough concentrate by coarse grading after regrinding, then add lime pulp after pH of zinc concentration, obtained zinc concentrate and zinc cleaner tailings; the invention can reduce the copper zinc separation inhibitor don't work The amount of pH and concentrate metal in the flotation slurry can be reduced, and the recovery of indium and zinc can be improved. Meanwhile, the flotation process can be simplified and the flotation efficiency can be improved.
【技术实现步骤摘要】
低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法
本专利技术属于矿物加工领域,涉及一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法。
技术介绍
铟作为一种战略性稀贵金属资源,在计算机、能源、电子、通讯、光电、医药、卫生、国防军事、航空航天、核工业和现代信息产业等领域得到了极其广泛的应用。我国的铟资源储量居世界首位,但单独的铟矿床较少,铟主要伴生在铜铅锌锡等有色金属矿床中,如云南文山都龙矿区的铜锌锡共伴生多金属矿、广西大厂锡石多金属硫化矿、云南蒙自白牛厂铅锌银多金属硫化矿中都共伴生有丰富的铟资源。在这些多金属硫化矿床中,铟主要赋存于铁闪锌矿中,形成富铟铁闪锌矿,选矿过程中随锌一起富集。与普通闪锌矿相比,由于富铟铁闪锌矿中铁原子和铟原子取代了闪锌矿晶格中的锌原子,水分子和氢氧根离子更容易吸附在表面铁原子和铟原子上,导致富铟铁闪锌矿的天然浮性降低,且在高碱性条件下受到更强烈的抑制,常规活化剂硫酸铜难以实现高效活化,造成选矿过程中铟和锌回收率降低。此外,由于富铟铁闪锌矿多与黄铜矿、方铅矿、黄铁矿和锡石等矿物共生,选矿过程中为提高锌精矿的品位和精矿铟含量,分选多在pH>12的高碱环境中进行,高碱环境容易对部分可浮性较差的富铟铁闪锌矿及微细粒矿物产生抑制作用,影响锌铟的回收。因此,如何在低碱条件下实现富铟铁闪锌矿的高效回收,一直是选矿工作者研究的热点与难点。提高复杂共伴生多金属矿中主金属及稀贵金属的回收率,主要需解决好两个方面的问题,一是提高磨矿细度,增加矿物间的解离程度;二是降低矿浆pH,高pH条件虽有利于精矿品位的提高,但pH越高,稀贵金属的回收 ...
【技术保护点】
一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法,其特征在于具体步骤如下:(1)原矿石经破碎磨矿后,使矿石中粒度小于0.074mm占62%~65%,然后加水调节矿浆重量百分比浓度为29%~32%,以每吨原矿计,依次加入300g/t~500g/t硫酸锌、Z‑200捕收剂100g/t~140g/t、乙硫氮捕收剂60g/t~100g/t、起泡剂30g/t~50g/t,搅拌调浆后进行铜锌硫等可浮一次粗选,获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿,一次粗选尾矿加入Z‑200捕收剂50g/t~80g/t、乙硫氮捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮一次扫选,获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿,一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业,一次扫选尾矿添加Z‑200捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮二次扫选,获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿,二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业;(2)铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后,对旋流器沉砂进行再磨,再磨产品与旋流器溢流合并后,以每吨原矿计,加入硫酸锌600g/t~800g/t和石灰800g ...
【技术特征摘要】
1.一种低碱下从铜锌铟共伴生多金属矿中回收富铟铁闪锌矿的方法,其特征在于具体步骤如下:(1)原矿石经破碎磨矿后,使矿石中粒度小于0.074mm占62%~65%,然后加水调节矿浆重量百分比浓度为29%~32%,以每吨原矿计,依次加入300g/t~500g/t硫酸锌、Z-200捕收剂100g/t~140g/t、乙硫氮捕收剂60g/t~100g/t、起泡剂30g/t~50g/t,搅拌调浆后进行铜锌硫等可浮一次粗选,获得铜锌硫等可浮一次粗选精矿和一次粗选尾矿,一次粗选尾矿加入Z-200捕收剂50g/t~80g/t、乙硫氮捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮一次扫选,获得铜锌硫等可浮一次扫选精矿和一次扫选尾矿,一次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次粗选作业,一次扫选尾矿添加Z-200捕收剂30g/t~50g/t调浆后进行铜锌硫等可浮二次扫选,获得铜锌硫等可浮二次扫选精矿和二次扫选尾矿,二次扫选精矿返回至铜锌硫等可浮一次扫选作业;(2)铜锌硫等可浮一次粗选精矿经水力旋流器分级后,对旋流器沉砂进行再磨,再磨产品与旋流器溢流合并后,以每吨原矿计,加入硫酸锌600g/t~800g/t和石灰800g/t~1000g/t调浆后进行一次铜精选,一次铜精选矿浆pH为10~11,获得一次铜精选精矿和一次铜精选尾矿,一次铜精选精矿作为最终铜精矿;(3)一次铜精选尾矿与铜锌硫等可浮二次扫选尾矿合并,以每吨原矿计,依次加入富铟铁闪锌矿活化剂600g/t~900g/t、丁黄药120g/t~160g/t和起泡剂40g/t~60...
【专利技术属性】
技术研发人员:童雄,杨波,谢贤,蓝卓越,
申请(专利权)人:昆明理工大学,
类型:发明
国别省市:云南,53
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