CN104128246B - 一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法，包括：铜粗选的步骤：向硫化铜锌矿的原矿矿浆中加入锌抑制剂、铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到以铜和易浮脉石为主的铜粗精矿和以锌为主的铜粗选尾矿；铜脉石分离的步骤：向铜粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到以铜为主的铜二次粗精矿和以易浮脉石为主的铜脉石分离尾矿。本发明实施例不仅能够有效脱除易浮脉石，从而获得了较高品位的铜精矿和锌精矿，而且能使铜精矿和锌精矿的回收率得到大幅提升。

Description

一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法。

背景技术

目前，大多数硫化矿的矿床中会含有不同程度的易浮脉石。硫化矿中的易浮脉石主要是滑石、蛇纹石、绿泥石等矿物。根据各类易浮脉石的矿石性质不同，易浮脉石的可浮性也存在细微差别；结晶好的滑石极易浮，只需少量起泡剂即可造成这类易浮脉石的大量上浮；结晶稍差的滑石或蛇纹石等可浮性很好，随着捕收剂和起泡剂用量的逐渐增加，这类易浮脉石也会大量上浮。

含易浮脉石的硫化矿在浮选过程中，易浮脉石易磨、易泥化，容易导致浮选现象恶化，这不仅会消耗浮选药剂，而且会影响浮选指标；同时，这些易浮脉石容易随气泡上浮进入浮选精矿，从而降低精矿品位。

在现有技术中，对含易浮脉石的硫化铜锌矿研究较少，而对含易浮脉石的硫化铜矿研究较多，因此含易浮脉石的硫化铜锌矿采用了与含易浮脉石的硫化铜矿相同的脉石处理方法。根据矿石性质不同，含易浮脉石的硫化铜锌矿主要有以下两种浮选方法：

第一种方法是使用脉石抑制剂将易浮脉石抑制到尾矿中，其具体浮选流程可以如图1所示。为了获得合格品位的铜精矿和锌精矿，这种方法需要在整个浮选过程中加入大量的脉石抑制剂。由于易浮脉石的可浮性较好，每一次添加捕收剂和起泡剂都会造成易浮脉石上浮，因此几乎每个浮选作业中都要添加脉石抑制剂。但是，这些脉石抑制剂会对锌精矿的浮选造成很大负面影响，会造成锌回收率偏低，一般锌回收率会不高于69％。

第二种方法是浮选出易浮脉石抛尾，其具体浮选流程可以如图2所示。这种方法适合含大量易浮脉石的硫化矿，这种矿物组成类型较少，而且易浮脉石在脱出时会造成铜矿物和锌矿物的损失。

发明内容

针对现有技术中的上述不足之处，本发明提供了一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法，不仅能够有效脱除易浮脉石，从而获得了较高品位的铜精矿和锌精矿，而且能使铜精矿和锌精矿的回收率得到大幅提升。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的：

一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法，包括如下步骤：

铜粗选的步骤：向硫化铜锌矿的原矿矿浆中加入锌抑制剂、铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到以铜和易浮脉石为主的铜粗精矿和以锌为主的铜粗选尾矿；

铜脉石分离的步骤：向铜粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到以铜为主的铜二次粗精矿和以易浮脉石为主的铜脉石分离尾矿。

优选地，在铜粗选的步骤中，锌抑制剂的用量为500～5000g/t；铜捕收剂的用量为20～100g/t；起泡剂的用量为10～60g/t；该铜粗选的步骤进行1～2次；

在铜脉石分离的步骤中，脉石抑制剂的用量为10～200g/t；锌抑制剂的用量为100～1000g/t。

优选地，铜精选的步骤：向铜二次粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到铜精矿；

铜精扫的步骤：向铜脉石分离尾矿中加入脉石抑制剂、锌抑制剂和铜捕收剂，并进行浮选作业，从而得到铜精扫尾矿；

铜精尾选锌粗选的步骤：向铜精扫尾矿中加入脉石抑制剂、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌粗精矿和铜精尾选锌粗选尾矿；

铜精尾选锌扫选的步骤：向铜精尾选锌尾矿加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌扫选尾矿。

优选地，在铜精选的步骤中，脉石抑制剂的用量为0～100g/t；锌抑制剂的用量为0～500g/t；该铜精选的步骤进行1～3次；

在铜精扫的步骤中，脉石抑制剂的用量为0～50g/t；锌抑制剂的用量为0～500g/t；铜捕收剂的用量为0～10g/t；该铜精扫的步骤进行1～3次；

在铜精尾选锌粗选的步骤中，脉石抑制剂的用量为0～50g/t；锌活化剂的用量为10～100g/t；锌捕收剂的用量为10～100g/t；起泡剂的用量为0～30g/t；

在铜精尾选锌扫选的步骤中，锌活化剂的用量为0～50g/t；锌捕收剂的用量为5～50g/t；起泡剂的用量为0～20g/t；该铜精尾选锌扫选的步骤进行1～2次。

优选地，还包括如下步骤：

锌粗选的步骤：向铜粗选尾矿和/或铜精尾选锌粗精矿中加入石灰、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

锌精选的步骤：向锌粗精矿中加入石灰，并进行浮选作业，从而得到锌精矿；

锌扫选的步骤：向锌粗选尾矿中加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌扫选尾矿。

优选地，在锌粗选的步骤中，石灰的用量为0～8000g/t；锌活化剂的用量为50～500g/t；锌捕收剂的用量为30～200g/t；起泡剂的用量为10～50g/t；该锌粗选的步骤进行1～2次；

在锌精选的步骤中，石灰的用量为0～2000g/t；该锌精选的步骤进行2～4次；

在锌扫选的步骤中，锌活化剂的用量为0～100g/t；锌捕收剂的用量为5～100g/t；起泡剂的用量为0～20g/t；该锌扫选的步骤进行2～4次。

优选地，在锌粗选的步骤进行前，还设有如下步骤：铜扫选的步骤：向铜粗选尾矿中加入铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜扫选尾矿；在锌粗选的步骤中，用铜扫选尾矿替代铜粗选尾矿进行浮选作业。

优选地，在铜扫选的步骤中，铜捕收剂的用量为5～20g/t；起泡剂的用量为0～20g/t；该铜扫选的步骤进行1～3次。

优选地，在铜粗选的步骤进行前，还设有如下步骤：磨矿的步骤：以含易浮脉石硫化铜锌矿为原矿，向原矿中加入石灰和水后进行磨矿，从而得到硫化铜锌矿的原矿矿浆；其中，石灰的用量为0～5000g/t；水与原矿和石灰的液固比为1:1；经磨矿后，粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的50％～90％。

优选地，在铜脉石分离的步骤进行前，还设有如下步骤：再磨矿的步骤：对铜粗精矿进行再次磨矿，从而使粒度不大于0.038mm的矿石占铜粗精矿矿石总重量的50％～95％；在铜脉石分离的步骤中，对再磨矿处理后的铜粗精矿进行铜脉石分离。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明实施例所提供的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法通过铜粗选的步骤将大部分易浮脉石与以锌为主的铜粗选尾矿相脱离，再通过铜脉石分离的步骤使易浮脉石与以铜为主的铜二次粗精矿相脱离，这不仅有效解决了现有技术中易浮脉石影响锌浮选的问题，而且具有较高的铜精矿品位和铜回收率。同时，该选矿方法对铜精扫尾矿进行了铜精尾选锌粗选的步骤以及铜精尾选锌扫选的步骤的处理，这强化了铜尾矿中的锌回收，降低了尾矿中的锌损失，提高了锌的回收率。可见，本发明实施例所提供的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法不仅能够有效脱除易浮脉石，从而获得了较高品位的铜精矿和锌精矿，而且能使铜精矿和锌精矿的回收率得到大幅提升。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附 图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。

图1为现有技术中的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法的流程示意图一；

图2为现有技术中的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法的流程示意图二；

图3为本发明实施例提供的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法的流程示意图。

具体实施方式

下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。

首先需要说明的是，本发明实施例所提供的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法主要适用于易浮脉石的含量在2～0％之间的硫化铜锌矿，但其他硫化铜锌矿也可以适用，只是技术效果没用此类硫化铜锌矿明显；本申请文件中的药剂用量均是以此类硫化铜锌矿为基准，当硫化铜锌矿中的易浮脉石含量不在此范围时，药剂用量可根据实际情况进行增减。下面分别对本发明实施例所提供的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法进行详细描述。

如图3所示，一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法，其具体可以包括如下步骤：

(1)磨矿的步骤：以含易浮脉石硫化铜锌矿为原矿，向原矿中加入石灰和水后进行磨矿，从而得到硫化铜锌矿的原矿矿浆。

其中，石灰的用量最好为0～5000g/t(在本申请文件中，g/t是指每吨原矿中添加多少克药剂量)；水与原矿和石灰的液固比最好为1:1。原矿在磨矿过程中，当粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的50％～90％时，即可停止此步骤的磨矿。

具体地，如果本发明的具体实施例中采用了该磨矿的步骤制备硫化铜锌矿的原矿矿浆，那么该磨矿的步骤需要在铜粗选的步骤进行前处理完成；但是，当硫化铜锌矿的原矿矿浆采用现有技术中的其他方法制备时，该磨矿的步骤可以省略。

(2)铜粗选的步骤：向硫化铜锌矿的原矿矿浆中加入锌抑制剂、铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，得到以铜和易浮脉石为主的铜粗精矿和以锌为主的铜粗选尾矿。

其中，锌抑制剂的用量最好为500～5000g/t；铜捕收剂的用量最好为20～100g/t；起泡剂的用量最好为10～60g/t；在实际应用中，该铜粗选的步骤最好进行1～2次，从而可以 使易浮脉石尽可能多地上浮。

具体地，该步骤中硫化铜锌矿的原矿矿浆可以采用上述磨矿的步骤制备而成，也可以采用现有技术中的矿浆制备方法制备而成，但最好采用上述磨矿的步骤制备而成，这可以不仅有助于提高铜回收率和锌回收率，也有助于提升铜精矿和锌精矿的品位。通过该铜粗选的步骤可以使大部分易浮脉石与以锌为主的铜粗选尾矿相脱离，从而大大降低了易浮脉石对选锌作业的影响，易于获得较高品位的锌精矿。

(3)再磨矿的步骤：对铜粗精矿进行再次磨矿，从而使粒度不大于0.038mm的矿石占铜粗精矿矿石总重量的50％～95％。

具体地，该再磨矿的步骤可以根据铜粗精矿的解离程度选择使用；当采用该步骤时，在铜脉石分离的步骤中，对再磨矿处理后的铜粗精矿进行铜脉石分离，这可以提升铜粗精矿的解离程度，从而提高浮选效果。

(4)铜脉石分离的步骤：向铜粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到以铜为主的铜二次粗精矿和以易浮脉石为主的铜脉石分离尾矿。

其中，脉石抑制剂的用量最好为10～200g/t；锌抑制剂的用量最好为100～1000g/t。

具体地，通过该铜脉石分离的步骤可以使易浮脉石与以铜为主的铜二次粗精矿有效脱离，这有助于提升铜精矿的品位和铜回收率。本发明实施例先通过铜粗选的步骤使大部分易浮脉石与以锌为主的铜粗选尾矿相脱离，再通过铜脉石分离的步骤使易浮脉石与以铜为主的铜二次粗精矿相脱离，这不仅有效解决了现有技术中易浮脉石影响锌浮选的问题，而且具有较高的铜精矿品位和铜回收率。

(5)铜精选的步骤：向铜二次粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到铜精矿。

其中，脉石抑制剂的用量最好为0～100g/t；锌抑制剂的用量最好为0～500g/t。在实际应用中，该铜精选的步骤最好进行1～3次，从而可以提升铜精矿的品位；采用发明实施例所提供的选矿方法，铜精矿品位一般在15％～28％之间。

(6)铜精扫的步骤：向铜脉石分离尾矿中加入脉石抑制剂、锌抑制剂和铜捕收剂，并进行浮选作业，从而得到铜精扫尾矿。

其中，脉石抑制剂的用量最好为0～50g/t；锌抑制剂的用量最好为0～500g/t；铜捕收剂的用量为0～10g/t；在实际应用中，该铜精扫的步骤最好进行1～3次，这可以提高铜回收率。

具体地，该铜精扫的步骤可以提高铜回收率。通过该铜精扫的步骤，除了得到铜精扫 尾矿外，还会得到品位较低的铜精扫中矿，这些铜精扫中矿可以返回到上一道浮选作业中进行重新浮选。

(7)铜精尾选锌粗选的步骤：向铜精扫尾矿中加入脉石抑制剂、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌粗精矿和铜精尾选锌粗选尾矿。

其中，脉石抑制剂的用量最好为0～50g/t；锌活化剂的用量最好为10～100g/t；锌捕收剂的用量最好为10～100g/t；起泡剂的用量最好为0～30g/t。

具体地，铜精尾选锌粗精矿可以与以锌为主的铜粗选尾矿或铜扫选尾矿一起，进行锌粗选的步骤的作业，因此该铜精尾选锌粗选的步骤强化了铜尾矿中的锌回收，降低了尾矿中的锌损失，提高了锌的回收率。

(8)铜精尾选锌扫选的步骤：向铜精尾选锌尾矿加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌扫选尾矿。

其中，锌活化剂的用量最好为0～50g/t；锌捕收剂的用量最好为5～50g/t；起泡剂的用量为0～20g/t。在实际应用中，该铜精尾选锌扫选的步骤最好进行1～2次，这可以提高锌回收率。

具体地，该铜精尾选锌扫选的步骤可以提高锌回收率。通过该铜精尾选锌扫选的步骤，除了得到铜精尾选锌扫选尾矿外，还会得到品位较低的铜尾选锌中矿，这些铜尾选锌中矿可以返回到上一道浮选作业的步骤进行重新浮选。

(9)铜扫选的步骤：向铜粗选尾矿中加入铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜扫选尾矿。

其中，铜捕收剂的用量最好为5～20g/t；起泡剂的用量最好为0～20g/t。在实际应用中，该铜扫选的步骤进行1～3次，这可以提高铜回收率。

具体地，通过该铜扫选的步骤，除了得到铜扫选尾矿外，还会得到铜扫选中矿，这些铜扫选中矿可以返回到上一道浮选作业的步骤进行重新浮选，以提高铜回收率。该铜扫选的步骤可以有效回收以锌为主的铜粗选尾矿中的铜。

(10)锌粗选的步骤：向铜扫选尾矿和/或铜精尾选锌粗精矿中加入石灰、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌粗精矿和锌粗选尾矿。

其中，石灰的用量最好为0～8000g/t；锌活化剂的用量最好为50～500g/t；锌捕收剂的用量最好为30～200g/t；起泡剂的用量最好为10～50g/t；在实际应用中，该锌粗选的步骤进行1～2次，这可以提高锌的回收率。

具体地，如果铜粗选尾矿经过了铜扫选的步骤的处理，该锌粗选的步骤中可以直接对 铜扫选尾矿进行处理；如果铜粗选尾矿未经过了铜扫选的步骤的处理，而直接进行锌粗选的步骤，那么该锌粗选的步骤中可以直接对铜粗选尾矿进行处理。

(11)锌精选的步骤：向锌粗精矿中加入石灰，并进行浮选作业，得到锌精矿。

其中，石灰的用量最好为0～2000g/t。在实际应用中，该锌精选的步骤进行2～4次，这可以提高锌的回收率；采用发明实施例所提供的选矿方法，锌精矿品位一般在40％～50％之间。

(12)锌扫选的步骤：向锌粗选尾矿中加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌扫选尾矿。

其中，锌活化剂的用量最好为0～100g/t；锌捕收剂的用量最好为5～100g/t；起泡剂的用量最好为0～20g/t。在实际应用中，该锌扫选的步骤进行2～4次，这可以提高锌的回收率。

需要说明的是，上述技术方案中所使用的铜捕收剂最好采用现有技术中的硫氨酯类捕收剂；脉石抑制剂最好采用现有技术中的六偏磷酸钠或羧甲基纤维素(CMC)中的至少一种；锌抑制剂最好采用现有技术中的硫酸锌或亚硫酸钠中的至少一种；锌活化剂最好采用现有技术中的硫酸铜；锌捕收剂最好采用现有技术中的黄药类捕收剂；起泡剂最好采用现有技术中的2号油或矿冶研究总院生产的可通过商业手段购买的BK201起泡剂。

可见，本发明实施例不仅能够有效脱除易浮脉石，从而获得了较高品位的铜精矿和锌精矿，而且能使铜精矿和锌精矿的回收率得到大幅提升。

为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以几组对比实施例对本发明所提供的含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法进行详细描述

实施例一

在新疆某硫化铜锌矿的原矿中，按重量百分比计，黄铜矿含量为3.2％、闪锌矿含量为3.4％、黄铁矿含量为1.9％、滑石含量为23.2％、方解石含量为15.2％、绢云母和绿泥石的整体含量为20.8％、石英和长石的整体含量为27.1％、角闪石含量为4.6％。

采用本发明实施例一的硫化铜锌矿选矿方法对该原矿进行选矿，其具体步骤如下：

(1)磨矿的步骤：将硫化铜锌矿的原矿和石灰加入到球磨机中，石灰的用量为1500g/t，并向球磨机内的原矿和石灰中加水，水与原矿和石灰的液固比为1:1；加水后进行磨矿，磨至粒度不大于0.074mm的矿石占原矿矿石总重量的85％时，停止磨矿，得到硫化铜锌矿的原矿矿浆。

(2)铜粗选的步骤：向硫化铜锌矿的原矿矿浆中加入硫酸锌1500g/t，并进行2次铜粗选作业；在第1次铜粗选作业中，加入硫氨酯类捕收剂28g/t、2号油30g/t；在第2次铜粗选作业中，加入硫氨酯类捕收剂7g/t、2号油3.5g/t；得到以铜和易浮脉石为主的铜粗精矿和以锌为主的铜粗选尾矿。

(3)铜脉石分离的步骤：向铜粗精矿中加入羧甲基纤维素80g/t、硫酸锌600g/t，并进行浮选作业，得到铜二次粗精矿和铜脉石分离尾矿。

(4)铜精选的步骤：向铜二次粗精矿中加入羧甲基纤维素20g/t、硫酸锌300g/t，并进行2次铜精选作业，得到含铜23％的铜精矿(按重量百分数计)。

(5)铜扫选的步骤：向铜粗选尾矿中加入硫氨酯类捕收剂7g/t、2号油3.5g/t，并进行1次铜扫选作业，从而得到铜扫选尾矿。

(6)铜精扫的步骤：对铜脉石分离尾矿进行2次铜精扫作业；在第1次铜精扫作业中，加入羧甲基纤维素40g/t、硫酸锌300g/t和硫氨酯类捕收剂3.5g/t；在第2次铜精扫作业中，加入羧甲基纤维素20g/t、硫酸锌100g/t和硫氨酯类捕收剂3.5g/t；得到铜精扫尾矿。

(7)铜精尾选锌粗选的步骤：向铜精扫尾矿中加入羧甲基纤维素10g/t、硫酸铜50g/t、乙黄药30g/t和2号油7g/t，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌粗精矿和铜精尾选锌粗选尾矿。

(8)铜精尾选锌扫选的步骤：向铜精尾选锌尾矿加入硫酸铜50g/t、乙黄药30g和2号油3.5g/t，并进行1次铜精尾选锌扫选作业，从而得到铜精尾选锌扫选尾矿。

(9)锌粗选的步骤：向铜扫选尾矿和/或铜精尾选锌粗精矿中加入石灰3000g/t、硫酸铜150g/t、乙黄药80g和2号油21g/t，并进行1次锌粗选作业，从而得到锌粗精矿和锌粗选尾矿。

(10)锌精选的步骤：对锌粗精矿进行3次锌精选作业；在第1次锌精选作业中，加入石灰400g/t；在第2次锌精选作业中，加入石灰200g/t；在第3次锌精选作业中，不加入石灰；得到含锌44％的锌精矿(按重量百分数计)。

(11)锌扫选的步骤：对锌粗选尾矿进行2次锌扫选作业；在第1次锌扫选作业中，加入硫酸铜30g/t、乙黄药20g和2号油7g/t；在第2次锌扫选作业中，加入硫酸铜20g/t、乙黄药10g和2号油3.5g/t；得到锌扫选尾矿。

采用本发明实施例一的硫化铜锌矿选矿方法对该原矿进行选矿的结果如下：按重量百分比计，在获得的铜精矿中，铜品位为23.98％，铜回收率为89.73％；在获得的锌精矿中，锌品位为45.61％，锌回收率为81.46％。

采用现有技术中的硫化矿选矿方法对该原矿进行选矿；其选矿结果如下：按重量百分 比计，在获得的铜精矿中，铜品位为23.02％，铜回收率为85.82％；在获得的锌精矿中，锌品位为40.06％，锌回收率为68.70％。

经对比可知，与现有技术相比，采用本发明实施例所提供的硫化铜锌矿选矿方法使铜精矿的回收率提高了4.91％，锌精矿的回收率提高了12.67％，铜精矿的品位提高了0.98％，锌精矿的品位提高了5.55％。

由此可见，本发明实施例能够有效解决现有技术中易浮脉石影响锌浮选的问题，不仅能够有效脱除易浮脉石，从而获得了较高品位的铜精矿和锌精矿，而且能使铜精矿和锌精矿的回收率得到大幅提升。

实施例二

在云南某硫化铜锌矿的原矿中，按重量百分比计，含铜0.23％，含锌3.16％。金属矿物主要有黄铜矿、闪锌矿、磁铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、锡石；脉石矿物为辉石、石英、云母、绿泥石、方解石、滑石、长石、萤石、磷灰石、榍石、钙铁榴石等。

采用本发明实施例一中的硫化铜锌矿选矿方法对该原矿进行选矿，其选矿结果如下：按重量百分比计，在获得的铜精矿中，铜品位为18.54％，铜回收率为66.72％；在获得的锌精矿中，锌品位为46.07％，锌回收率为86.29％。

采用现有技术中的硫化矿选矿方法对该原矿进行选矿；其选矿结果如下：按重量百分比计，在获得的铜精矿中，铜品位为15.44％，铜回收率为61.60％；在获得的锌精矿中，锌品位为41.02％，锌回收率为84.56％。

经对比可知，与现有技术相比，采用本发明实施例所提供的硫化铜锌矿选矿方法使铜精矿的回收率提高了5.12％，锌精矿的回收率提高了1.73％，铜精矿的品位提高了3.10％，锌精矿的品位提高了5.05％。

由此可见，本发明实施例能够有效解决现有技术中易浮脉石影响锌浮选的问题，不仅能够有效脱除易浮脉石，从而获得了较高品位的铜精矿和锌精矿，而且能使铜精矿和锌精矿的回收率得到大幅提升。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (9)

1.一种含易浮脉石硫化铜锌矿选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：

铜粗选的步骤：向硫化铜锌矿的原矿矿浆中加入锌抑制剂、铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到以铜和易浮脉石为主的铜粗精矿和以锌为主的铜粗选尾矿；

铜脉石分离的步骤：向铜粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到以铜为主的铜二次粗精矿和以易浮脉石为主的铜脉石分离尾矿；

铜精选的步骤：向铜二次粗精矿中加入脉石抑制剂和锌抑制剂，并进行浮选作业，从而得到铜精矿；

铜精扫的步骤：向铜脉石分离尾矿中加入脉石抑制剂、锌抑制剂和铜捕收剂，并进行浮选作业，从而得到铜精扫尾矿；

铜精尾选锌粗选的步骤：向铜精扫尾矿中加入脉石抑制剂、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌粗精矿和铜精尾选锌粗选尾矿；

铜精尾选锌扫选的步骤：向铜精尾选锌尾矿加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜精尾选锌扫选尾矿。

2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，

在铜粗选的步骤中，锌抑制剂的用量为500～5000g/t；铜捕收剂的用量为20～100g/t；起泡剂的用量为10～60g/t；该铜粗选的步骤进行1～2次；

在铜脉石分离的步骤中，脉石抑制剂的用量为10～200g/t；锌抑制剂的用量为100～1000g/t。

3.根据权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，

在铜精选的步骤中，脉石抑制剂的用量为不大于100g/t；锌抑制剂的用量为不大于500g/t；该铜精选的步骤进行1～3次；

在铜精扫的步骤中，脉石抑制剂的用量为不大于50g/t；锌抑制剂的用量为不大于500g/t；铜捕收剂的用量为不大于10g/t；该铜精扫的步骤进行1～3次；

在铜精尾选锌粗选的步骤中，脉石抑制剂的用量为不大于50g/t；锌活化剂的用量为10～100g/t；锌捕收剂的用量为10～100g/t；起泡剂的用量为不大于30g/t；

在铜精尾选锌扫选的步骤中，锌活化剂的用量为不大于50g/t；锌捕收剂的用量为5～50g/t；起泡剂的用量为不大于20g/t；该铜精尾选锌扫选的步骤进行1～2次。

4.根据权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，还包括如下步骤：

锌粗选的步骤：向铜粗选尾矿和/或铜精尾选锌粗精矿中加入石灰、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

锌精选的步骤：向锌粗精矿中加入石灰，并进行浮选作业，从而得到锌精矿；

锌扫选的步骤：向锌粗选尾矿中加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌扫选尾矿。

5.根据权利要求4所述的选矿方法，其特征在于，

在锌粗选的步骤中，石灰的用量为不大于8000g/t；锌活化剂的用量为50～500g/t；锌捕收剂的用量为30～200g/t；起泡剂的用量为10～50g/t；该锌粗选的步骤进行1～2次；

在锌精选的步骤中，石灰的用量为不大于2000g/t；该锌精选的步骤进行2～4次；

在锌扫选的步骤中，锌活化剂的用量为不大于100g/t；锌捕收剂的用量为5～100g/t；起泡剂的用量为不大于20g/t；该锌扫选的步骤进行2～4次。

6.根据权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，还包括如下步骤：

铜扫选的步骤：向铜粗选尾矿中加入铜捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到铜扫选尾矿；

锌粗选的步骤：向铜扫选尾矿中加入石灰、锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

锌精选的步骤：向锌粗精矿中加入石灰，并进行浮选作业，从而得到锌精矿；

锌扫选的步骤：向锌粗选尾矿中加入锌活化剂、锌捕收剂和起泡剂，并进行浮选作业，从而得到锌扫选尾矿。

7.根据权利要求6所述的选矿方法，其特征在于，在铜扫选的步骤中，铜捕收剂的用量为5～20g/t；起泡剂的用量为不大于20g/t；该铜扫选的步骤进行1～3次。

8.根据权利要求1或2所述的选矿方法，其特征在于，在铜粗选的步骤进行前，还设有如下步骤：

磨矿的步骤：以含易浮脉石硫化铜锌矿为原矿，向原矿中加入石灰和水后进行磨矿，从而得到硫化铜锌矿的原矿矿浆；

其中，石灰的用量为不大于5000g/t；水与原矿和石灰的液固比为1:1；经磨矿后，粒度不大于0.074mm的矿石占矿石总重量的50％～90％。

9.根据权利要求8所述的选矿方法，其特征在于，在铜脉石分离的步骤进行前，还设有如下步骤：

再磨矿的步骤：对铜粗精矿进行再次磨矿，从而使粒度不大于0.038mm的矿石占铜粗精矿矿石总重量的50％～95％；

在铜脉石分离的步骤中，对再磨矿处理后的铜粗精矿进行铜脉石分离。