CN102921554B - 一种高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法，利用“粗磨混合浮选抛尾，混合粗精矿分步再磨，分步脱硫”的方法，对高硫铜锌硫矿，粗磨抛尾得到混合粗精矿后，再进行分步磨矿分步脱硫，可将单体解离的硫铁矿依次以硫精矿产品分离脱出，可减少后续再磨时的混合精矿矿量，避免了直接细磨脱硫导致的入磨矿量大、浮选过程严重泥化的问题，降低了磨矿成本，使铁硫化物和铜锌矿物能有效分离，降低了铜锌精矿中的硫铁矿含量，实现了硫铁矿和铜锌矿物的高效富集回收。此外，还可防止过磨并降低硫对浮选过程的影响。对微细粒嵌布的高硫铜锌矿，本发明可以硫精矿的形式分步脱出其中的硫，且硫精矿品质较好，硫回收率高，脱硫效果好。
Description
技术领域
本发明涉及一种高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法，属于矿物加工工程技术领域。
背景技术
我国有丰富的铜锌矿资源，其中不少为高硫类型的硫化铜锌矿石。这类矿石结构复杂，矿石中黄铁矿含量较高，铜、锌和铁的硫化物等常常致密共生，各硫化物之间嵌布关系复杂，相互包裹严重，既难解离、又难分离；同时，矿石中铜锌硫化矿物多呈微细粒浸染状态嵌布，进一步增加了铜、锌、硫的选矿分离难度。
通常，高硫类型的硫化铜锌矿石可以采用优先浮选流程处理，也可以采用混合浮选流程处理。优先浮选要求浮选给矿中的各种矿物已经解离，即浮选前的磨矿要直接磨细，一是导致入磨矿量大、磨矿成本高，二是导致浮选过程泥化严重，使铁硫化物和铜锌矿物不能有效分离；通常意义的混合浮选，在较粗的磨矿细度下抛弃尾矿，但抛尾所得的铜、锌、硫混合粗精矿在浮选前也常常采用直接磨细，尽管情形有所改善，但同样存在上述问题。
发明内容
本发明的目的是提供一种高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法，该方法对高硫铜锌矿的分步再磨后，进行抛尾和分段脱硫，关健是将拋尾所得粗精矿中的铁硫矿物与铜锌矿物进行分步浮选分离，该工艺及药剂简单，铁硫化物和铜锌矿物分离较彻底，有价金属回收率较高，具有较强的适应性。
为实现本发明的目的所采取的技术方案如下：一种高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法，经过下列各步骤：
（1）将高硫铜锌矿经破碎筛分，一段粗磨，加入乙基黄药和丁基黄药为硫化矿的组合捕收剂，加入松油调浆后进行一次粗选和一次扫选，浮选泡沫合并，为铜、锌、硫混合粗精矿，底流为尾矿；
（2）将上述铜、锌、硫混合粗精矿加入石灰后，二段再磨至一定细度，采用一次粗选和一次扫选流程，进行浮选一段脱硫；粗选过程中不加药剂，扫选时依次加入硫酸铜、乙基黄药、丁基黄药和松油，粗、扫选的浮选泡沫为铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；
（3）将上述铜、锌混合粗精矿加入石灰后，三段磨矿至一定细度，调浆后采用一次粗选和两次扫选流程，进行浮选二段脱硫；粗选时不加药剂，扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药、丁基黄药和松油，扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜、乙基黄药、丁基黄药和松油，粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ的浮选泡沫为铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。
上述方案的具体步骤为：
（1）将高硫铜锌矿破碎筛分至-2mm，经一段粗磨至粒度达到-200目的占60%～65%，调节矿浆浓度为35%，分别经一次粗选和一次扫选进行混合浮选抛尾，粗选时加入乙基黄药20～30g/t、丁基黄药80～100g/t，再加入松油50～60g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选；扫选时加入乙基黄药10～15g/t、丁基黄药40～60g/t，再加入松油25～30g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选扫选；将混合浮选粗选和扫选的泡沫合并，得到铜、锌、硫混合粗精矿，槽中底流为尾矿；
（2）在步骤（1）所得铜、锌、硫混合粗精矿中加入5000～7000g/t的石灰进行二段磨矿至细度为-200目的占90～95%，调浆至矿浆浓度为25%～30%，采用一次粗选和一次扫选进行浮选一段脱硫；粗选时不加药剂，扫选时依次加入硫酸铜200～300g/t、乙基黄药5～10g/t、丁基黄药10～20g/t、松油10～20g/t，粗、扫选的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；
（3）将步骤（2）所得铜、锌混合粗精矿加入3000～5000g/t的石灰后进行三段磨矿至细度为-400目的占90～95%，调浆至矿浆浓度为20%～25%，采用一次粗选和两次扫选进行浮选二段脱硫；粗选时不加药剂，扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药5～10g/t、丁基黄药10～20g/t、松油10～20g/t，扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜100～200g/t、乙基黄药5～10g/t、丁基黄药10～15g/t，再加入松油5～10g/t，粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。
为保证有价金属铜、锌和硫的较高综合回收率，本发明首先采用粗磨，使脉石矿物与金属硫化矿物集合体实现解离的情况下，对铜、锌、硫矿物进行混合浮选，得到铜锌硫的混合粗精矿，实现粗磨抛尾；铜锌硫粗精矿集合体再磨再选时，金属硫化矿物集合体中脉石矿物（特别绿泥石）的量少，对各金属硫化矿物之间分离的影响较小，各金属硫化矿物之间的分离难度减小。本发明包括三个主要步骤。首先，对铜锌硫硫化矿进行第一步粗磨浮选抛尾，即对破碎后的铜锌硫硫化矿粗磨、调浆后进行铜、锌、硫混合浮选，得到硫化物混合粗精矿和尾矿；其次，对硫化物混合粗精矿（加入石灰后）进行第二步细磨，调浆后进行铜、锌混合浮选，得到铜锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；最后，对铜锌混合粗精矿进行第三步细磨，调浆后进行铜、锌混合浮选，槽中底流为二段硫精矿。
针对高硫铜锌矿的浮选脱硫，本发明利用“粗磨混合浮选抛尾，混合粗精矿分步再磨，分步脱硫”的方法，对高硫铜锌硫矿，粗磨抛尾得到混合粗精矿后，再进行分步磨矿分步脱硫，可将单体解离的硫铁矿依次以硫精矿产品分离脱出，可减少后续再磨时的混合精矿矿量，避免了直接细磨脱硫导致的入磨矿量大、浮选过程严重泥化的问题，降低了磨矿成本，使铁硫化物和铜锌矿物能有效分离，降低了铜锌精矿中的硫铁矿含量，实现了硫铁矿和铜锌矿物的高效富集回收。此外，还可防止过磨并降低硫对浮选过程的影响。对微细粒嵌布的高硫铜锌矿，本发明可以硫精矿的形式分步脱出其中的硫，且硫精矿品质较好，硫回收率高，脱硫效果好。
与公知的技术比本发明具有的优点及积极效果：
（1）由于多数高硫铜锌矿具有品位低、共生关系较复杂和嵌布粒度较细等特点，本发明首先在较粗的磨矿细度下预先抛尾，将粗磨条件下单体解离程度较好的脉石矿物提前脱除，大大减少了后续入磨的粗精矿矿量，同时避免了泥化现象对后续浮选过程的影响，为后续进一步浮选脱硫创造了有利条件；
（2）对铜锌硫混合粗精矿采用分步磨矿分段脱硫技术，使含铁硫化物与铜锌矿物分段进行分离并脱出，与常规的粗精矿全部直接细磨方法相比，避免了已经单体解离的硫化物的过磨，减少了再磨时的混合精矿矿量，降低了磨矿成本和矿物间分离的难度，使铜锌硫混合粗精矿实现了彻底的脱硫，本发明采用的一段粗磨抛尾，混合粗精矿分步再磨分段脱硫的两段脱硫方法，是实现该技术的重要支撑点。
本技术与公知的技术相比，本工艺对矿石的适应性强，浮选药剂简单、可降低磨矿能耗、有价金属回收率高且脱硫效果好，生产上容易控制。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明做进一步说明。
云南省思茅地区的大平掌铜锌硫化矿矿床，为复杂难选铜多金属硫化矿，矿样中含有大量黄铁矿，主要金属矿物黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿密切共生，相互包裹严重，主要脉石矿物为石英、方解石、白云石、绿泥石、透闪石和白云母。本部分的三个实例中，分别以云南大平掌铜锌矿矿床中不同矿体的三种典型高硫铜锌矿为矿样，进行了本发明的技术实施。
实施例1
云南大平掌1号高硫铜锌矿样含铜1.04%，含锌2.16%，含硫17.24%。
（1）将高硫铜锌矿破碎筛分至-2mm，经一段粗磨至粒度达到-200目的占65%，调节矿浆浓度为35%，分别经一次粗选和一次扫选进行混合浮选抛尾，粗选时加入乙基黄药20g/t、丁基黄药80g/t，再加入松油50g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选；扫选时加入乙基黄药15g/t、丁基黄药60g/t，再加入松油30g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选扫选；将混合浮选粗选和扫选的泡沫合并，得到铜、锌、硫混合粗精矿，槽中底流为尾矿；抛尾量为56.38%，尾矿含Cu 0.05%、含Zn 0.09%，含S 0.90%。
（2）在步骤（1）所得铜、锌、硫混合粗精矿中加入6000g/t的石灰进行二段磨矿至细度为-200目的占95%，调浆至矿浆浓度为30%，采用一次粗选和一次扫选进行浮选一段脱硫；粗选时不加药剂，扫选时依次加入硫酸铜250g/t、乙基黄药10g/t、丁基黄药20g/t、松油10g/t，粗、扫选的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；其产率为19.30%，含Cu0.13%、含Zn0.19%、含S36.91%，一段脱硫的S脱出率为41.32%。
（3）将步骤（2）所得铜、锌混合粗精矿加入3000g/t的石灰后进行三段磨矿至细度为-400目的占95%，调浆至矿浆浓度为25%，采用一次粗选和两次扫选进行浮选二段脱硫；粗选时不加药剂，扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药10g/t、丁基黄药10g/t、松油10g/t，扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜200g/t、乙基黄药5g/t、丁基黄药10g/t，再加入松油5g/t，粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。铜、锌混合精矿其产率为7.92%，含Cu11.83%，含Zn24.27%，含S35.44%；槽中底流为二段硫精矿，其产率为16.40%，含Cu0.33%、含Zn0.67%、含S39.09%，二段脱硫的S脱出率为37.19%。
对该高硫铜锌矿，采用分步再磨分段脱硫方法，有价金属和损失率少，Cu、Zn和S的回收率分别为97.39%、95.86%和94.79%，两段硫精矿的总产率为35.70%，硫总脱出率为78.51%，脱硫较彻底，大幅降低了高硫铜锌矿中的硫含量，且得到了品质较好、回收率较高的硫精矿。
实施例2
云南大平掌2号高硫铜锌矿样含铜1.36%、锌2.03%、硫26.25%。
（1）将高硫铜锌矿破碎筛分至-2mm，经一段粗磨至粒度达到-200目的占60%，调节矿浆浓度为35%，分别经一次粗选和一次扫选进行混合浮选抛尾，粗选时加入乙基黄药25g/t、丁基黄药90g/t，再加入松油55g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选；扫选时加入乙基黄药10g/t、丁基黄药50g/t，再加入松油25g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选扫选；将混合浮选粗选和扫选的泡沫合并，得到铜、锌、硫混合粗精矿，槽中底流为尾矿；抛尾量为41.21%，尾矿含Cu 0.09%、含Zn 0.10%，含S5.06%。
（2）在步骤（1）所得铜、锌、硫混合粗精矿中加入7000g/t的石灰进行二段磨矿至细度为-200目的占93%，调浆至矿浆浓度为25%，采用一次粗选和一次扫选进行浮选一段脱硫；粗选时不加药剂，扫选时依次加入硫酸铜300g/t、乙基黄药8g/t、丁基黄药15g/t、松油20g/t，粗、扫选的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；其产率为24.82%，含Cu0.19%、含Zn0.31%、含S42.66%，一段脱硫的S脱出率为40.34%
（3）将步骤（2）所得铜、锌混合粗精矿加入4500g/t的石灰后进行三段磨矿至细度为-400目的占93%，调浆至矿浆浓度为20%，采用一次粗选和两次扫选进行浮选二段脱硫；粗选时不加药剂，扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药8g/t、丁基黄药15g/t、松油15g/t，扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜150g/t、乙基黄药8g/t、丁基黄药15g/t，再加入松油10g/t，粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。其产率为15.65%，含Cu7.79%、含Zn 11.63%、含S34.49%；槽中底流为二段硫精矿，其产率为18.32%，含Cu0.31%、含Zn0.51%、含S44.63%，一段脱硫的S脱出率为31.15%。
对该高硫铜锌矿，采用分步再磨分段脱硫方法，有价金属和损失率少，Cu、Zn和S的回收率分别为97.27%、97.97%和92.05%，两段硫精矿的总产率为43.14%，硫总脱出率为71.49%，脱硫较彻底，大幅降低了高硫铜锌矿中的硫含量，且得到了品质较好、回收率较高的硫精矿。
实施例3
云南大平掌3号高硫铜锌矿样含铜3.10%，含锌3.90%，含硫27.40%。
（1）将高硫铜锌矿破碎筛分至-2mm，经一段粗磨至粒度达到-200目的占62%，调节矿浆浓度为35%，分别经一次粗选和一次扫选进行混合浮选抛尾，粗选时加入乙基黄药30g/t、丁基黄药100g/t，再加入松油60g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选；扫选时加入乙基黄药12g/t、丁基黄药40g/t，再加入松油28g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选扫选；将混合浮选粗选和扫选的泡沫合并，得到铜、锌、硫混合粗精矿，槽中底流为尾矿；抛尾量为35.00%，尾矿含Cu 0.19%、含Zn 0.16%；
（2）在步骤（1）所得铜、锌、硫混合粗精矿中加入5000g/t的石灰进行二段磨矿至细度为-200目的占90%，调浆至矿浆浓度为28%，采用一次粗选和一次扫选进行浮选一段脱硫；粗选时不加药剂，扫选时依次加入硫酸铜200g/t、乙基黄药5g/t、丁基黄药10g/t、松油15g/t，粗、扫选的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；其产率为25.25%，含Cu0.34%、含Zn0.25%、含S42.79%，一段脱硫的S脱出率为39.43%。
（3）将步骤（2）所得铜、锌混合粗精矿加入5000g/t的石灰后进行三段磨矿至细度为-400目的占90%，调浆至矿浆浓度为23%，采用一次粗选和两次扫选进行浮选二段脱硫；粗选时不加药剂，扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药5g/t、丁基黄药20g/t、松油20g/t，扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜100g/t、乙基黄药10g/t、丁基黄药12g/t，再加入松油8g/t，粗选、扫选Ⅰ和扫选Ⅱ的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。其产率为20.00%，含Cu14.20%、含Zn17.63%、含S29.36%；槽中底流为二段硫精矿，其产率为19.75%，含Cu0.55%、含Zn1.29%、含S45.90%，一段脱硫的S脱出率为39.43%。
对该高硫铜锌矿，采用分步再磨分段脱硫方法，有价金属和损失率少，Cu、Zn、S的回收率分别为97.85%、98.56%和93.95%，，两段硫精矿总产率为45.00%，其中含Cu0.43%、含Zn0.71%、含S44.15%，脱硫彻底，硫总脱出率为72.52%，大幅降低了高硫铜锌矿中的硫含量，且得到了品质较好、回收率较高的硫精矿。
Claims (2)
1.一种高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法，其特征在于经过下列各步骤：
（1）将高硫铜锌矿经破碎筛分，一段粗磨，加入乙基黄药和丁基黄药为硫化矿的组合捕收剂，加入松油调浆后进行一次一段粗选和一次一段扫选，浮选泡沫合并，为铜、锌、硫混合粗精矿，底流为尾矿；
（2）将上述铜、锌、硫混合粗精矿加入石灰后，二段再磨至一定细度，采用一次二段粗选和一次二段扫选流程，进行浮选一段脱硫；二段粗选过程中不加药剂，二段扫选时依次加入硫酸铜、乙基黄药、丁基黄药和松油，二段粗、扫选的浮选泡沫为铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；
（3）将上述铜、锌混合粗精矿加入石灰后，三段磨矿至一定细度，调浆后采用一次三段粗选和两次三段扫选流程，进行浮选二段脱硫；三段粗选时不加药剂，三段扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药、丁基黄药和松油，三段扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜、乙基黄药、丁基黄药和松油，三段粗选、三段扫选Ⅰ和三段扫选Ⅱ的浮选泡沫为铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。
2.根据权利要求1所述的高硫铜锌矿的分步再磨分段脱硫方法，其特征在于具体步骤如下：
（1）将高硫铜锌矿破碎筛分至-2mm，经一段粗磨至粒度达到-200目的占60%～65%，调节矿浆浓度为35%，分别经一次一段粗选和一次一段扫选进行混合浮选抛尾，一段粗选时加入乙基黄药20～30g/t、丁基黄药80～100g/t，再加入松油50～60g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选；一段扫选时加入乙基黄药10～15g/t、丁基黄药40～60g/t，再加入松油25～30g/t，调浆后进行铜、锌、硫的混合浮选扫选；将混合浮选一段粗选和一段扫选的泡沫合并，得到铜、锌、硫混合粗精矿，槽中底流为尾矿；
（2）在步骤（1）所得铜、锌、硫混合粗精矿中加入5000～7000g/t的石灰进行二段磨矿至细度为-200目的占90～95%，调浆至矿浆浓度为25%～30%，采用一次二段粗选和一次二段扫选进行浮选一段脱硫；二段粗选时不加药剂，二段扫选时依次加入硫酸铜200～300g/t、乙基黄药5～10g/t、丁基黄药10～20g/t、松油10～20g/t，二段粗、扫选的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合粗精矿，槽中底流为一段硫精矿；
（3）将步骤（2）所得铜、锌混合粗精矿加入3000～5000g/t的石灰后进行三段磨矿至细度为-400目的占90～95%，调浆至矿浆浓度为20%～25%，采用一次三段粗选和两次三段扫选进行浮选二段脱硫；三段粗选时不加药剂，三段扫选Ⅰ时依次加入乙基黄药5～10g/t、丁基黄药10～20g/t、松油10～20g/t，三段扫选Ⅱ时依次加入硫酸铜100～200g/t、乙基黄药5～10g/t、丁基黄药10～15g/t，再加入松油5～10g/t，三段粗选、三段扫选Ⅰ和三段扫选Ⅱ的浮选泡沫合并，得到铜、锌混合精矿，槽中底流为二段硫精矿。
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Citations (4)
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