高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法技术

本发明专利技术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。有效提升。有效提升。

【技术实现步骤摘要】
高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法


[0001]本专利技术涉及矿物加工领域，具体提供了一种高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法。

技术介绍

[0002]铜锌混合精矿多产自含铜锌硫化矿选矿处理过程中，即含铜锌硫化矿通过铜锌混合浮选获得一个混合精矿产品，再对该混合精矿进行分离处理得到达冶炼标准的铜精矿和锌精矿。由于铜锌矿石在磨矿解离过程中，铜矿物晶格中有游离态的铜离子进入矿浆中，导致铜锌混合精矿中锌矿物可浮性大幅提高，所以当前铜锌混合精矿分离过程中普遍存在着分离难度大，分离效果差，分离后的产品金属互含高等症结。
[0003]目前很多铜锌硫化矿选矿针对的是铜含量低而锌含量高的低铜锌比原矿，但是在实际原矿中存在大量的铜含量高于锌含量高铜锌比原矿，铜含量高的原矿在磨矿解离过程中会有更多的铜离子进入矿浆中，分离难度更大。在当前铜锌分离工艺为了克服或消除铜离子活化作用对铜锌分离的不利影响，多采用分离前浓密脱药或强化抑制等手段降低混合精矿中闪锌矿的浮游活性，再采用浮铜抑锌的方式进行铜锌分离，但均存在着分离流程长，药剂种类多及药剂成本高等缺陷，尤其是为了降低部分被游离Cu
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活化的闪锌矿可浮性，常采用大剂量的亚硫酸钠+硫酸锌在矿浆中形成胶体态氢氧化锌对闪锌矿表面实现罩覆，继而达到增大铜锌混合精矿分离效率的目的。
[0004]近年来，采用高分子抑制剂对闪锌矿表面进行选择性抑制是提高铜锌分离过程中铜锌回收率的重要途径，专利CN201910277352.4提供了一种使用高分子抑制剂为木质素磺酸钙或羧甲基淀粉作为易浮闪锌矿的表面抑制剂，该抑制剂在使用氧化剂和络合剂氧化调控下，可促进其在闪锌矿表面的吸附作用，继而解决了铜锌分离精度不高的问题。此外，采用磁选
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浮选联合工艺也是提高铜锌混合精矿分离效率的方法之一，专利CN201610913241.4提供了一种用于铜锌硫化矿分离的磁浮联合选矿工艺，该联合工艺以使用硫酸铜活化后的铜锌混合精矿为对象，经再磨
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强磁粗选、精选处理后分别得到铜精矿和锌精矿，该专利技术专利虽部分解决了铜锌分离困难的难点，但是对于高铜锌比的铜锌硫化矿选矿，由于铜含量高且铜的形态复杂，各形态的铜磁化系数分布很广，磁选工艺难度大，不可避免的会存在铜精矿中锌损失率过高和锌精矿铜含量过高的缺陷。
[0005]为了解决当前部分铜锌比高的铜锌矿石浮选分离效率低、分离工艺复杂、药剂成本高昂、对环境影响大等问题，开发新的适用于高铜锌比铜锌硫化矿矿石的选矿分离的方法十分必要。

技术实现思路

[0006]为解决现有技术存在的不足，本专利技术目的在于提供一种针对高铜锌比原矿的分离方法，实现对于高铜锌比硫化铜锌矿的高效分离，使得分离出的铜精矿中锌互含低、锌精矿中铜互含低，锌回收率提高，分离方法简单稳定，降低药剂的实用量。
[0007]为实现上述目的，本专利技术提供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，其特征在于，包括以下步骤：
[0008]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；
[0009]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；
[0010]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，；
[0011]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；
[0012]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。
[0013]作为优选，所述步骤S1中原矿矿浆颗粒粒径≤74μm占85％～90％，pH为10～11.5。
[0014]作为优选，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。
[0015]作为优选，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。
[0016]作为优选，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。
[0017]作为优选，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。
[0018]作为优选，所述步骤S3中的磁选设备为高梯度磁选机。
[0019]作为优选，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。
[0020]作为优选，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，得到粗选粗精矿和粗选尾矿，粗选粗精矿加入第二抑制剂进行2～3次精选，粗选尾矿加入第二捕收剂进行2～3次扫选，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锌精矿，最后一次精选的精矿为第二铜精矿。
[0021]作为优选，所述精选作业每次加入的第二抑制剂的用量为80g/t～150g/t，所述扫选作业每次加入的第二捕收剂用量为5g/t～10g/t。
[0022]作为优选，所述高铜锌比硫化铜锌原矿中铜元素的含量在1％～3％，锌元素的含量在0.6％～1％，铜和锌元素含量比为1.6～3：1，同时含有矿物相对含量在8％～20％之间的黄铁矿或磁黄铁矿，其它矿物为常规的硅酸盐或碳酸盐类脉石矿物
[0023]本专利技术的主要技术原理为：
[0024]本专利技术的选矿分离方法在处理高铜锌比的铜锌硫化矿过程中，在形成原矿矿浆后加入第一抑制剂，可以在第一次浮选过程中使得大部分的黄铁矿和磁黄铁矿被抑制，在多次精选和扫选条件下，矿浆中黄铁矿及磁黄铁矿最终进入混合尾矿之中，矿石中大部分的原生硫化铜矿物(黄铜矿)、次生硫化铜(斑铜矿、辉铜矿、蓝铜矿、黝铜矿)、闪锌矿进入至第一浮选作业浮选精矿中形成了第一铜锌混合精矿，在使用第一捕收剂条件下，通过酯类捕收剂和巯基捕收剂的组合作用可尽可能的提高第一铜锌混合精矿中Cu、Zn金属回收率，减少金属损失，同时本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
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...

【专利技术属性】
技术研发人员：江皇义，伏志宏，郑伦，肖骏，徐明，周科华，陈忠玉，杨建文，董艳红，
申请(专利权)人：湖南有色环保研究院有限公司，
类型：发明
国别省市：