一种难选铜锌硫矿的选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种难选铜锌硫矿的选矿方法；针对矿物间超细粒嵌布高硫高次生铜含量矿石，发明专利技术特征在于：浮选中间产品铜锌混合粗精矿、铜粗精矿、浮铜抑锌槽底产品进行多段再磨矿，并适当加入组合抑制剂；在浮选过程再加入不同组合抑制剂，使铜锌矿得到有效分离，获得高质量铜、锌精矿产品；该方法选矿过程不需添加氰化钾等氰化物类有毒药剂，减少了对环境污染，使难选矿石得到有效综合回收利用，提高了资源利用率，与原生产指标比铜精矿品位提高１７．３７％、含锌降低５．１２％～１８．１２％；锌精矿品位提高６．５１％、含Ｃｕ降低４．４４％；铜锌精矿回收率都分别提高了１０％以上，选矿指标良好。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及，具体涉及一种超细粒嵌布高硫 高次生铜组份的铜锌硫复杂难选矿选矿方法。
技术介绍
一种高硫型铜锌类矿山，产于矽卡岩型、热液型或热液填充交代型矿床中， 矿物组成复杂。其中所含的主要有用矿物有辉铜矿、黄铜矿、铜蓝、斑铜矿、 黝铜矿、铁闪锌矿、闪锌矿、菱锌矿、方铅矿、白铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿； 脉石以方解石、绢云母、石萤、高岭土、白云石、绿泥石等或石榴子石、透辉 石、蛇纹石等。该类型矿体结构较复杂， 一般有浸染型与致密块状型。铜、锌与硫铁矿等 常致密共生，互相镶嵌，嵌布粒度不均匀，细粒者仅几个微米，其结构有粒状、 乳浊状、斑点状、纹象结构等。此类矿石中含硫高，矿石类型复杂；铜氧化率 高、氧化速度快、含可溶性铜高；矿石浸染特性复杂，含较多的造泥矿物，矿 石易氧化变质，使矿物的可浮性发生变化，影响铜锌矿物的分选，使得经选矿 工艺处理获得铜精矿含锌超标，锌精矿含铜超标，精矿产品质量不能达到销售 要求。目前我国有较多的该类型矿山，大量的矿产资源不能得到有效回收利用。国内湖南浏阳七宝山铜锌类型矿体属于该类型矿体，是湖南省铜铅锌矿的 重要产区之一。矿石中可回收的有价矿物主要为铜、锌及少量的铅矿物；脉石 以方解石、绢云母、石萤、高岭土、白云石、绿泥石等。矿石中次生硫化铜矿物含量特别高，达76.56%;硫化铁矿物含量28% 80%;有用矿物嵌布粒度微 细，多在40微米以下，要达到矿物间90%单体解离，矿石需要磨至粒度5微 米。现有选矿工艺流程为磨矿细度小于0.074mm占65%，铜锌混合浮选时加 大量石灰(>20公斤/吨)抑制硫化铁矿物；铜锌分离浮选加大量的铁氢化钾、 石灰抑制剂，目前选矿指标铜精矿中含Cu8X、含Znl5 28X，回收率50 %;锌精矿中含Zn43X、含Cu6X，回收率58%;铜、锌精矿中铜锌互含高， 不能获得合格产品，产品无法销售，因此该类矿体资源被长期废弃，不能得到 利用，若对矿物进行加工加入氰化物会对矿山周边环境造成严重污染。国内研究还报道过铜锌矿体中次生硫化铜矿物含量40.0% ，铜锌矿物分离 (北京矿冶研究总院学报1992.1)采用两步浮选法，要加入氰化钾长时间搅拌， 获得良好指标。铜精矿含Cul9.3X、含Zn2.5X;锌精矿含Zn51.7X。国内研究报道铜锌矿体中次生硫化铜矿物含量50.0% 86%，铜锌矿物嵌 布粒度较粗，原生产指标铜精矿含Cu24.63%、含Znl8.08%;锌精矿中含 Zn44.36%、含Cu2.25%。经研究后试验指标铜锌矿物分离(矿冶1996 vol 5.N01)磨矿细度小于0.074mm占70%，无氰浮选，采用BK+ZnS04+NaS2组 合抑制剂获得指标铜精矿含Cu26.96X、含Znl3.05^;锌精矿中含Zn48.88 %、含Cul.76X。
技术实现思路
为克服现有选矿方法中存在的缺陷，获得可以销售的精矿产品，提高资源 利用率，并减少选矿过程中有毒药剂的环境污染。针对超细粒嵌布高次生铜含 量，含次生铜10% 80%，高硫含量，含硫化铁5% 80%，原矿中含泥高的铜 锌硫复杂难选矿，本专利技术的技术方案为，包括以 下步骤(1) 铜锌硫矿原矿采用预先分级，分级出粒径小于0.074mm的产品，剩余原 矿经过磨矿后再与上述产品合并，得到总细度小于0.074mm占60%-70%的产 品，所述磨矿过程中加入Na2S50 500g/t、 CaO 1000 15000g/t组合抑制剂；(2) 合并后的产品进入铜锌混合浮选，加入丁黄药50 600 g/t，根据要求添 加2#油量，采用一次粗选、三次精选和三次扫选，得到铜锌混合精矿，脱水后 加入组合抑制剂Na2S 50 500g/t、氧化剂50 500g/t再磨矿，使其细度小于 0.074mm占80-98%;(3) 再磨矿后产品进入铜锌分离浮选，所述分离浮选加入ZnSO4200 2000g/t、 Na2SO3200 1500g/t组合剂，包括一次粗选、二次扫选，获得铜粗精矿，脱水 后加入Na2S 50 500g/t、氧化剂50 500g/t组合抑制剂再磨矿，使其细度小于 0.038mm占80-95%，再经过一次粗选、三次精选和二次扫选得到铜精矿；(4) 步骤(3)所述铜锌分离浮选的尾矿经脱水再磨矿，细度小于0.038mm占 80-95%，磨矿中加入CaO300 5000g/t，进入锌矿物浮选作业，所述浮选作业 加入Na2SiO350 300g/t、 CuSO450 500g/t、 丁黄药50 100g/t，采用一次粗选 三次精选和二次扫选，得到锌精矿。所述铜锌混合浮选和铜锌分离浮选所得到的中矿分别顺序返回至前一作业。步骤(3)所述铜粗精矿再磨后精选过程加入ZnSO4200 1000g/t、 Na2SO3100 800g/t组合剂，Z-200#20 100g/t捕吹剂。所述氧化剂是双氧水、次氯酸钠、漂白粉或重铬酸盐。所述铜锌硫矿为细粒嵌布铜锌硫矿，其中，含次生铜10% 80%、含硫化 铁5% 80%。优选方案为铜锌硫矿为细粒嵌布铜锌硫矿；其中，含次生铜 40% 80%、含硫化铁28% 80%,所述细粒细度为0.005-0.04mm。步骤(3)和(4)所述的再磨矿采用高效搅拌磨矿细磨设备。 所述粗选、精选和扫选均为现有技术。 本专利技术的技术原理有1、 磨矿工艺方法1) 、铜锌粗选磨矿方法原矿中含有大量的原生矿泥，为避免磨矿过程造 成矿泥进一步泥化，采用预先分级的磨矿工艺方法，预先筛分出细粒级矿及矿 泥和粗粒级筛上产品经过磨矿后一同进入浮选，避免了磨矿时细粒级及矿泥进 一步泥化对浮选过程的影响，使进入浮选的矿石粒度相对均匀，有利于浮选工 艺的有效实施。2) 、再磨矿工艺方法镜下鉴定铜锌矿物要在接近5微米粒级时才能获得 90%单体解离，因此选择多个不同的地点多段再磨矿达到铜锌充分单体解离的 要求；所述的再磨矿主要包括(1)、铜锌混合粗精矿脱水后再磨矿(2)、铜锌 分离浮选铜粗精矿脱水后再磨矿(3)、铜锌分离浮选尾矿脱水后再磨矿，尾矿 再磨矿后浮选锌矿物；多段再磨矿的另一个作用为，剥落一部分药剂，有一定 脱药作用；同时不断的在磨矿过程加入组合抑制剂，又使药剂在磨矿过程与矿 物新鲜表面直接作用，选择性抑制目的矿物，提高抑制剂效果，获得铜锌矿物 的有效分离。3) 、磨矿工艺设备选择采用高效搅拌磨矿细磨设备，实现矿物细粒磨矿要求，使超细粒嵌布铜锌矿充分单体解离，并可以得到均匀的入选矿石粒度。2、 浮选工艺方法1)、铜锌粗选浮选工艺由于次生铜含量亦常高，采用铜优先浮选工艺难以实现铜的选择性上浮，矿浆中被次生铜离子活化的硫化铁及锌矿物变得亦常好浮随铜矿物一铜上浮；因此采用铜锌混合浮选工艺，采用一粗三精三扫中矿顺序返回流程，在粗选磨矿中加入石灰、硫化钠抑制剂，沉淀铜离子，使被铜 离子活化的黄铁矿得到有效抑制，可以获得含铜锌品位及回收率较高的混合精矿。2)、铜锌分离浮选工艺分离浮选采用铜锌混合精矿分离后、铜锌分离尾 矿再浮选锌的选矿工艺；铜锌分离时采用一粗二扫，扫选精矿顺序返回，扫选尾矿经脱水再磨矿后采用一粗三精二扫浮选工艺浮选回收锌矿物，获得锌精矿；铜粗精矿经再磨矿后进行三次精选，二次扫选，精选、扫选中矿顺序返回， 获得铜本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种难选铜锌硫矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：　（１）铜锌硫矿原矿采用预先分级，分级出粒径小于０．０７４ｍｍ的产品，剩余原矿经过磨矿后再与上述产品合并，得到总细度小于０．０７４ｍｍ占６０％－７０％的产品，所述磨矿过程中加入Ｎａ ↓［２］Ｓ５０～５００ｇ／ｔ、ＣａＯ　１０００～１５０００ｇ／ｔ组合抑制剂；　（２）合并后的产品进入铜锌混合浮选，采用一次粗选、三次精选和三次扫选，得到铜锌混合精矿，脱水后加入组合抑制剂Ｎａ↓［２］Ｓ　５０～５００ｇ／ｔ、氧化剂５０～ ５００ｇ／ｔ再磨矿，使其细度小于０．０７４ｍｍ占８０－９８％；　（３）再磨矿后产品进入铜锌分离浮选，所述分离浮选加入ＺｎＳＯ↓［４］２００～２０００ｇ／ｔ、Ｎａ↓［２］ＳＯ↓［３］２００～１５００ｇ／ｔ组合剂，包括一次粗选、二次扫选， 获得铜粗精矿，脱水后加入Ｎａ↓［２］Ｓ　５０～５００ｇ／ｔ、氧化剂５０～５００ｇ／ｔ组合抑制剂再磨矿，使其细度小于０．０３８ｍｍ占８０－９５％，再经过一次粗选、三次精选和二次扫选得到铜精矿；　（４）步骤（３）所述铜锌分离浮选的尾矿经脱 水再磨矿，细度小于０．０３８ｍｍ占８０－９５％，磨矿中加入ＣａＯ↓［３］００～５０００ｇ／ｔ，进入锌矿物浮选作业，所述浮选作业加入Ｎａ↓［２］ＳｉＯ↓［３］５０～３００ｇ／ｔ、ＣｕＳＯ↓［４］５０～５００ｇ／ｔ、丁黄药５０～１００ｇ／ｔ，采用一次粗选、三次精选和二次扫选，得到锌精矿。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：周菁，朱一民，李天霞，周玉才，焦科诚，陈明，
申请(专利权)人：湖南有色金属研究院，
类型：发明
国别省市：43[中国|湖南]