CN104437818A - 一种铜铅锌多金属矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种铜铅锌多金属矿石的选矿方法,属于有色金属选矿技术领域。采用的技术方案是依据含碳细粒级嵌布的复杂铜铅锌硫多金属矿矿石的性质特点，采用预先脱碳-铜铅部分混浮-铜铅分离-尾矿选锌选硫的工艺流程，并用浓缩加细磨的方式实现深度脱药，有效消除矿泥对浮选的影响，同时在铜铅部分混浮作业中使用高效捕收剂A8和铜铅分离的抑制剂T721，有效实现铜、铅、锌、硫的分离与回收利用，显著降低精矿互含。
Description
技术领域
本发明属于有色金属选矿技术领域，涉及一种铜铅锌多金属矿的选矿方法。
背景技术
铜铅锌复杂硫化矿,由于几种金属共生致密,相互嵌布粒度微细,分选非常困难；国内外处理这类矿石一般是将矿石磨到要求的细度,经浮选作业得到铜铅锌混合精矿,然后再进行铜铅锌矿物的分离；该工艺主要缺点是铜铅锌矿物经过混合浮选后,脱药困难,分离效果差。
从铜铅锌混合精矿分离铜、铅、锌的选矿方法主要有三种,一是加温法,即通过加温使矿物表面的各种药剂解吸,造成矿物可浮性差异而达分选的目的：该方法是先用蒸气把铜铅混合精矿加温到60℃左右,在酸性或中性矿浆中,方铅矿表面的捕收剂被解吸下来,表面氧化亲水,而黄铜矿仍然上浮从而实现铜铅分离；二是利用氰化物抑铜浮铅,达到分选的目的，但氰化物对黄铜矿抑制力较强,对方铅矿几乎不产生抑制作用,利用这种方法可以抑铜浮铅,并得到较好的效果；三是添加有机盐的方法,即采用淀粉、烤胶、糊精等,抑制方铅矿浮选铜矿物；但上述列举的方法,存在的共同问题是各种金属矿物分离效果不佳,金属回收率低,各精矿互含较高，造成铜、铅、锌精矿产品质量不合格,有的方法是药剂有毒、污染环境，有的方法能耗高,生产成本高，生产过程难以控制，不宜大规模推广。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术中存在的问题提供一种分离效果好,金属回收率高,各精矿互含低的选矿方法。
为达到上述目的，本发明一种铜铅锌多金属矿的选矿方法采用预先脱碳-铜铅部分混浮-铜铅分离-尾矿选锌选硫的工艺流程,并采用浓缩加细磨方式实现深度脱药,具体包括以下步骤:
1）原矿石磨矿:经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠(a)用量200～250g/t和石灰(b)用量2000～3000g/t,至磨矿产品磨矿细度为-74μm占75%～85%；
2)预先脱碳作业：添加煤油(c)用量 100～200g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，所得脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入铜铅粗选作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业；
3)铜铅粗选：在矿浆PH值为8～9的条件下，依次添加抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量200～300g/t、硫酸锌(e)用量500～600g/t、捕收剂乙硫氮(f)用量30～40g/t、捕收剂A8(g)用量20～40g/t进行铜铅混合粗选，所得铜铅粗精矿进入铜铅精选作业，所得铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选作业；
4)铜铅两次扫选：依次添加捕收剂乙硫氮(f)用量5～10g/t和捕收剂A8(g)用量5～10g/t进行第一次铜铅扫选；不添加任何药剂进行第二次铜铅扫选，所得铜铅扫选尾矿进入锌粗选作业, 两次铜铅扫选中矿顺序返回上一作业循环;
5)铜铅四次精选：依次添加石灰(b) 用量400～500g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量50～60g/t、硫酸锌(e)用量200～300g/t、捕收剂A8(g)用量10～15g/t进行第一次铜铅精选，依次添加石灰(b) 用量200～250g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量20～30g/t、硫酸锌(e)用量100～200g/t、捕收剂A8(g)用量5～10g/t进行第二次铜铅精选,不添加任何药剂进行第三次、第四次铜铅精选,所得铜铅精矿进入浓缩脱水作业, 四次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环;
6)铜铅精矿浓缩脱水:添加六偏磷酸钠(h)用量200～300g/t、硫化钠(a)用量100～160g/t和活性炭(i)用量100～150g/t进行浓缩脱水作业,经浓缩脱水后的铜铅精矿进入再磨作业；
7)铜铅精矿再磨：在磨机中添加石灰(b) 用量250～300g/t、活性炭(i) 用量150～200g/t,对经浓缩脱水后铜铅精矿进行再磨，至磨矿产品的磨矿细度为-38μm占85%～95%，进行后续的铜铅分离作业；
8)铜铅分离：依次添加铅抑制剂T721(j)用量500～700g/t、捕收剂乙基黄药(k)用量20～30g/t、起泡剂2#油(l)用量6～10g/t进行铜粗选,所得铜粗精矿进入铜铅分离精选作业, 所得铜粗选尾矿进入铜扫选作业;
9)铜铅分离三次精选：添加铅抑制剂T721(j)用量100～200g/t进行第一次铜精选，不添加任何药剂进行第二、三次铜精选, 三次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环;
10)铜两次扫选: 不添加任何药剂进行两次铜扫选;
11)锌粗选：依次添加石灰(b)用量3000～5000g/t、硫酸铜(m)用量300～400g/t、丁基黄药(n)用量50～100g/t、起泡剂2#油(l)用量10～20g/t进行锌粗选作业, 所得锌粗精矿进入再磨作业, 所得锌粗选尾矿进入锌扫选作业;
12)锌粗精矿再磨：对锌粗精矿进行再磨作业，至磨矿产品的磨矿细度为-43μm占75%～85%，进行后续的锌精选作业；
13)锌四次精选：添加石灰(b)用量1000～1500g/t进行第一次锌精选，不添加任何药剂进行第二、三、四次锌精选，四次锌精选中矿顺序返回上一作业循环；
14)锌两次扫选：添加硫酸铜(m)用量50～100g/t、丁基黄药(n)用量20～30g/t进行第一次锌扫选，不添加任何药剂进行第二次锌扫选，两次锌扫选中矿顺序返回上一作业循环, 所得锌扫选尾矿进入硫粗选作业；
15)硫粗选：依次添加活化剂碳酸氢铵（o）用量100～200g/t、硫酸铜(m)用量200～300g/t、丁基黄药(n)用量40～100g/t、起泡剂2#油(l)用量10～15g/t进行硫粗选，所得硫粗精矿进入硫精选作业，所得硫粗选尾矿进入硫扫选作业；
16)硫两次精选：不添加任何药剂进行两次硫精选作业得到硫精矿,两次硫精选中矿顺序返回上一作业循环;
17)硫扫选：添加捕收剂丁基黄药(n)用量15～20g/t、起泡剂2#油(l)用量5～10g/t进行硫扫选,硫扫选尾矿为最终尾矿；
上述各步骤涉及的药剂以原矿石干矿重量计。
捕收剂A8(g)由以下质量份的原料混合而成：烷基烯丙基硫氨酯15～25份、苯胺黑药20～30份、硫氮丙腈酯35～45份、胺基丙腈5～15份；
捕收剂A8(g)质量份最佳配比：烷基烯丙基硫氨酯25份、苯胺黑药30份、硫氮丙腈酯35份、胺基丙腈10份;其中烷基烯丙基硫氨酯选自丙基烯丙基硫氨酯、异丁基烯丙基硫氨酯或异戊基烯丙基硫氨酯中的任意一种。
捕收剂A8(g)的制备方法为：在常温常压下，将烷基烯丙基硫氨酯、苯胺黑药、硫氮丙腈酯、胺基丙腈按上述质量份加入搅拌釜中，室温下搅拌混合0.5～1小时，即得捕收剂A8；
铅抑制剂T721(j)由羧甲基纤维素、水玻璃、焦亚硫酸钠、氢氧化钠按2～3：12：3～5：1比例混合而成。
本发明具有以下有益效果：
1．采用预先脱碳-铜铅部分混浮-铜铅分离-尾矿选锌选硫的工艺流程,并用浓缩加细磨方式实现深度脱药,对于处理具有细粒嵌布特征的复杂多金属硫化矿石效果显著。
2．在铜铅部分混浮作业中使用高效捕收剂A8，它具有捕收和起泡双重属性，选择性好、捕收能力强，用于铜铅混选可有效提高精矿品位和回收率；浮选过程中泡沫稳定、矿物浮游速度快，药剂用量可大幅度降低。
3．在铜铅分离作业中使用抑制剂T721作为铅矿物的抑制剂，主要组成成分为羧甲基纤维素、水玻璃、焦亚硫酸钠、氢氧化钠，其成分中的羧甲基纤维素为有机高分子，在碱性溶液中，其羟基阴离子与矿物晶格表面的阳离子发生静电吸引，发生一定程度的化学吸附，羟基阴离子与铅形成的螯合物具有良好的亲水性，有效的抑制了铅矿物；其它的水玻璃、焦亚硫酸钠等为无机抑制剂，没有毒性，对环境无污染，从而能很好的改善生产环境，避免了传统使用的氰化物或重铬酸盐作为抑制剂具有的剧毒、对人体造成伤害,破坏环境的问题。
4．抑制剂T721使用方便,安全性高,为复杂铜铅锌矿石浮选作业中的铜铅硫化矿物的分离提供了一种绿色高效的选矿药剂。
附图说明
图1为本发明一种铜铅锌多金属矿的选矿方法流程图。
具体实施方式
以下结合附图对本发明作进一步描述。
实施例1：原矿石选用青海某多金属矿床为浸染体铜铅锌多金属矿,该 矿石中黄铜矿、方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿嵌布粒度粗细不均，共生关系复杂,铜品位较低，锌矿物主要为铁闪锌矿，磁铁矿含量较高达28%,属典型的复杂多金属硫化矿。矿石中含Cu0.30%, Pb2.30%, Zn1.65%, S12.73%,Ag17.67g/t，含碳3.80%。
如图1所示一种铜铅锌多金属矿的选矿方法，包括以下步骤：
原矿石磨矿:经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠(a)用量200g/t和石灰(b)用量2500g/t(以原矿石干矿重量计,下同),至磨矿产品磨矿细度为-74μm占70%；预先脱碳作业：添加煤油(c)用量 120g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，所得脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入铜铅粗选作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业；铜铅粗选：在矿浆PH值为8～9的条件下，依次添加抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量200g/t、硫酸锌(e)用量600g/t、捕收剂乙硫氮(f)用量35g/t、捕收剂A8(g)用量30g/t进行铜铅混合粗选，所得铜铅粗精矿进入铜铅精选作业，所得铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选作业；铜铅两次扫选：依次添加捕收剂乙硫氮(f)用量8g/t和捕收剂A8(g)用量5g/t进行第一次铜铅扫选；不添加任何药剂进行第二次铜铅扫选，所得铜铅扫选尾矿进入锌粗选作业, 两次铜铅扫选中矿顺序返回上一作业循环；铜铅四次精选：依次添加石灰(b) 用量400g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量60g/t、硫酸锌(e)用量200g/t、A8(g)用量10g/t进行第一次铜铅精选，依次添加石灰(b) 用量200g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量30g/t、硫酸锌(e)用量100g/t、捕收剂A8(g)用量8g/t进行第二次铜铅精选,不添加任何药剂进行第三次、第四次铜铅精选,所得铜铅精矿进入浓缩脱水作业, 四次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环；铜铅精矿浓缩脱水:添加六偏磷酸钠(h)用量200g/t、硫化钠(a)用量120g/t和活性炭(i)用量150g/t进行浓缩脱水作业,经浓缩脱水后的铜铅精矿进入再磨作业；铜铅精矿再磨：在磨机中添加石灰(b) 用量250g/t、活性炭(i) 用量200g/t,对经浓缩脱水后铜铅精矿进行再磨，至磨矿产品的磨矿细度为-38μm占90%，进行后续的铜铅分离作业；铜铅分离：依次添加铅抑制剂T721(j)用量600g/t、捕收剂乙基黄药(k)用量20g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行铜粗选,所得铜粗精矿进入铜铅分离精选作业, 所得铜粗选尾矿进入铜扫选作业；铜铅分离三次精选：添加铅抑制剂T721(j)用量150g/t进行第一次铜精选，不添加任何药剂进行第二、三次铜精选, 三次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环；铜两次扫选: 不添加任何药剂进行两次铜扫选；锌粗选：依次添加石灰(b)用量4000g/t、硫酸铜(m)用量300g/t、丁基黄药(n)用量80g/t、起泡剂2#油(l)用量15g/t进行锌粗选作业, 所得锌粗精矿进入再磨作业, 所得锌粗选尾矿进入锌扫选作业；锌粗精矿再磨：对锌粗精矿进行再磨作业，至磨矿产品的磨矿细度为-43μm占80%，进行后续的锌精选作业；锌四次精选：添加石灰(b)用量1200g/t进行第一次锌精选，不添加任何药剂进行第二、三、四次锌精选，四次锌精选中矿顺序返回上一作业循环；锌两次扫选：添加硫酸铜(m)用量60g/t、丁基黄药(n)用量30g/t进行第一次锌扫选，不添加任何药剂进行第二次锌扫选，两次锌扫选中矿顺序返回上一作业循环, 所得锌扫选尾矿进入硫粗选作业；硫粗选：依次添加活化剂碳酸氢铵（o）用量120g/t、硫酸铜(m)用量200g/t、丁基黄药(n)用量50g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行硫粗选，所得硫粗精矿进入硫精选作业，所得硫粗选尾矿进入硫扫选作业；硫两次精选：不添加任何药剂进行两次硫精选作业得到硫精矿,两次硫精选中矿顺序返回上一作业循环；硫扫选：添加捕收剂丁基黄药(n)用量15g/t、起泡剂2#油(l)用量6g/t进行硫扫选,硫扫选尾矿为最终尾矿。
上述各步骤涉及的药剂以原矿石干矿重量计。
捕收剂A8(g)由以下质量份的原料混合而成：烷基烯丙基硫氨酯25份、苯胺黑药30份、硫氮丙腈酯35份、胺基丙腈10份。
铅抑制剂T721(j)由羧甲基纤维素、水玻璃、焦亚硫酸钠、氢氧化钠按3：12： 5：1比例混合而成。
具体选矿指标见表1。
实施例2：原矿石选用西藏某复杂铜铅锌硫化矿属典型的嵌布关系复杂的难选多金属硫化矿，该矿石中铜矿物以黄铜矿为主，黄铜矿分布不均匀，属细粒嵌布，一般的在0.01～0.2mm之间，粗粒可达2mm，细粒不足0.005mm；方铅矿与闪锌矿主要成他形及合体或团状产出，多与黄铁矿、毒砂密切共生，粒度筛析结果表明，矿石中铜、铅嵌布粒度较细，特征复杂；闪锌矿是主要的含锌矿物，其与磁黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿嵌布关系较为密切，包裹镶嵌、交错镶嵌较为普遍；磁黄铁矿黄铜矿小于0.037mm的可怜占比较大，成乳滴状、不规则状微细粒包体形式存在于闪锌矿中；矿石中含C 4.10%、Cu 0.17%、Pb
如图1所示一种铜铅锌多金属矿的选矿方法，包括以下步骤：
原矿石磨矿:经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠(a)用量250g/t和石灰(b)用量3000g/t(以原矿石干矿重量计,下同),至磨矿产品磨矿细度为-74μm占75%；预先脱碳作业：添加煤油(c)用量 160g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，所得脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入铜铅粗选作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业；铜铅粗选：在矿浆PH值为8～9的条件下，依次添加抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量300g/t、硫酸锌(e)用量600g/t、捕收剂乙硫氮(f)用量40g/t、A8(g)用量25g/t进行铜铅混合粗选，所得铜铅粗精矿进入铜铅精选作业，所得铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选作业；铜铅两次扫选：依次添加捕收剂乙硫氮(f)用量8g/t和捕收剂A8(g)用量5g/t进行第一次铜铅扫选；不添加任何药剂进行第二次铜铅扫选，所得铜铅扫选尾矿进入锌粗选作业, 两次铜铅扫选中矿顺序返回上一作业循环；铜铅四次精选：依次添加石灰(b) 用量500g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量60g/t、硫酸锌(e)用量200g/t、捕收剂A8(g)用量15g/t进行第一次铜铅精选，依次添加石灰(b) 用量250g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量30g/t、硫酸锌(e)用量100g/t、捕收剂A8(g)用量6g/t进行第二次铜铅精选,不添加任何药剂进行第三次、第四次铜铅精选,所得铜铅精矿进入浓缩脱水作业, 四次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环；铜铅精矿浓缩脱水:添加六偏磷酸钠(h)用量300g/t、硫化钠(a)用量100g/t和活性炭(i)用量120g/t进行浓缩脱水作业,经浓缩脱水后的铜铅精矿进入再磨作业；铜铅精矿再磨：在磨机中添加石灰(b) 用量250g/t、活性炭(i) 用量180g/t,对经浓缩脱水后铜铅精矿进行再磨，至磨矿产品的磨矿细度为-38μm占85%，进行后续的铜铅分离作业；铜铅分离：依次添加铅抑制剂T721(j)用量700g/t、捕收剂乙基黄药(k)用量25g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行铜粗选,所得铜粗精矿进入铜铅分离精选作业, 所得铜粗选尾矿进入铜扫选作业;铜铅分离三次精选：添加铅抑制剂T721(j)用量200g/t进行第一次铜精选，不添加任何药剂进行第二、三次铜精选, 三次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环；铜两次扫选: 不添加任何药剂进行两次铜扫选；锌粗选：依次添加石灰(b)用量5000g/t、硫酸铜(m)用量360g/t、丁基黄药(n)用量60g/t、起泡剂2#油(l)用量15g/t进行锌粗选作业, 所得锌粗精矿进入再磨作业, 所得锌粗选尾矿进入锌扫选作业；锌粗精矿再磨：对锌粗精矿进行再磨作业，至磨矿产品的磨矿细度为-43μm占85%，进行后续的锌精选作业；锌四次精选：添加石灰(b)用量1400g/t进行第一次锌精选，不添加任何药剂进行第二、三、四次锌精选，四次锌精选中矿顺序返回上一作业循环；锌两次扫选：添加硫酸铜(m)用量80g/t、丁基黄药(n)用量20g/t进行第一次锌扫选，不添加任何药剂进行第二次锌扫选，两次锌扫选中矿顺序返回上一作业循环, 所得锌扫选尾矿进入硫粗选作业；硫粗选：依次添加活化剂碳酸氢铵（o）用量160g/t、硫酸铜(m)用量200g/t、丁基黄药(n)用量40g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行硫粗选，所得硫粗精矿进入硫精选作业，所得硫粗选尾矿进入硫扫选作业；硫两次精选：不添加任何药剂进行两次硫精选作业得到硫精矿,两次硫精选中矿顺序返回上一作业循环；硫扫选：添加捕收剂丁基黄药(n)用量20g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行硫扫选,硫扫选尾矿为最终尾矿。
上述各步骤涉及的药剂以原矿石干矿重量计。
捕收剂A8(g)由以下质量份的原料混合而成：烷基烯丙基硫氨酯25份、苯胺黑药30份、硫氮丙腈酯35份、胺基丙腈10份。
铅抑制剂T721(j)由羧甲基纤维素、水玻璃、焦亚硫酸钠、氢氧化钠按3：12： 5：1比例混合而成。
具体选矿指标见表1。
实施例3：原矿石选用甘肃某地铜铅锌多金属硫化矿，该矿石中有用矿物不仅嵌布粒度细，且嵌布关系复杂，并且该矿石为复杂高硫多金属硫化矿，矿石中主要有价金属为闪锌矿、方铅矿和黄铁矿，其次含有少量的黄铜矿，黄铜矿分布不均匀，属细粒嵌布；闪锌矿与磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿嵌布关系极为密切，包裹镶嵌、交错镶嵌较普遍；粒度分析结果表明，黄铜矿、方铅矿嵌布关系复杂，粒度微细；矿石中含Cu0.14%,Pb2.13%,Zn4.03%,S17.16%,Ag27.22g/t。
如图1所示一种铜铅锌多金属矿的选矿方法，包括以下步骤：
原矿石磨矿:经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠(a)用量200g/t和石灰(b)用量3000g/t(以原矿石干矿重量计,下同),至磨矿产品磨矿细度为-74μm占70%；预先脱碳作业：添加煤油(c)用量 200g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，所得脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入铜铅粗选作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业；铜铅粗选：在矿浆PH值为8～9的条件下，依次添加抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量300g/t、硫酸锌(e)用量600g/t、捕收剂乙硫氮(f)用量40g/t、A8(g)用量30g/t进行铜铅混合粗选，所得铜铅粗精矿进入铜铅精选作业，所得铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选作业；铜铅两次扫选：依次添加捕收剂乙硫氮(f)用量8g/t和捕收剂A8(g)用量6g/t进行第一次铜铅扫选；不添加任何药剂进行第二次铜铅扫选，所得铜铅扫选尾矿进入锌粗选作业, 两次铜铅扫选中矿顺序返回上一作业循环；铜铅四次精选：依次添加石灰(b) 用量400g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量50g/t、硫酸锌(e)用量200g/t、捕收剂A8(g)用量15g/t进行第一次铜铅精选，依次添加石灰(b) 用量200g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量25g/t、硫酸锌(e)用量100g/t、捕收剂A8(g)用量5g/t进行第二次铜铅精选,不添加任何药剂进行第三次、第四次铜铅精选,所得铜铅精矿进入浓缩脱水作业, 四次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环；铜铅精矿浓缩脱水:添加六偏磷酸钠(h)用量250g/t、硫化钠(a)用量100g/t和活性炭(i)用量150g/t进行浓缩脱水作业,经浓缩脱水后的铜铅精矿进入再磨作业；铜铅精矿再磨：在磨机中添加石灰(b) 用量250g/t、活性炭(i) 用量200g/t,对经浓缩脱水后铜铅精矿进行再磨，至磨矿产品的磨矿细度为-38μm占95%，进行后续的铜铅分离作业；铜铅分离：依次添加铅抑制剂T721(j)用量650g/t、捕收剂乙基黄药(k)用量25g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行铜粗选,所得铜粗精矿进入铜铅分离精选作业, 所得铜粗选尾矿进入铜扫选作业;铜铅分离三次精选：添加铅抑制剂T721(j)用量180g/t进行第一次铜精选，不添加任何药剂进行第二、三次铜精选, 三次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环；铜两次扫选: 不添加任何药剂进行两次铜扫选；锌粗选：依次添加石灰(b)用量4500g/t、硫酸铜(m)用量320g/t、丁基黄药(n)用量100g/t、起泡剂2#油(l)用量20g/t进行锌粗选作业, 所得锌粗精矿进入再磨作业, 所得锌粗选尾矿进入锌扫选作业；锌粗精矿再磨：对锌粗精矿进行再磨作业，至磨矿产品的磨矿细度为-43μm占85%，进行后续的锌精选作业；锌四次精选：添加石灰(b)用量1500g/t进行第一次锌精选，不添加任何药剂进行第二、三、四次锌精选，四次锌精选中矿顺序返回上一作业循环；锌两次扫选：添加硫酸铜(m)用量50g/t、丁基黄药(n)用量30g/t进行第一次锌扫选，不添加任何药剂进行第二次锌扫选，两次锌扫选中矿顺序返回上一作业循环, 所得锌扫选尾矿进入硫粗选作业；硫粗选：依次添加活化剂碳酸氢铵（o）用量100g/t、硫酸铜(m)用量200g/t、丁基黄药(n)用量60g/t、起泡剂2#油(l)用量10g/t进行硫粗选，所得硫粗精矿进入硫精选作业，所得硫粗选尾矿进入硫扫选作业；硫两次精选：不添加任何药剂进行两次硫精选作业得到硫精矿,两次硫精选中矿顺序返回上一作业循环；硫扫选：添加捕收剂丁基黄药(n)用量20g/t、起泡剂2#油(l)用量5g/t进行硫扫选,硫扫选尾矿为最终尾矿。
上述各步骤涉及的药剂以原矿石干矿重量计。
捕收剂A8(g)由以下质量份的原料混合而成：烷基烯丙基硫氨酯25份、苯胺黑药30份、硫氮丙腈酯35份、胺基丙腈10份。
铅抑制剂T721(j)由羧甲基纤维素、水玻璃、焦亚硫酸钠、氢氧化钠按3：12： 5：1比例混合而成。
具体选矿指标见表1。
表1 实施例1至实施例3具体选矿指标
由表1所示的实施例1、实施例2和实施例3的实施结果表明，采用本发明方法处理具有细粒嵌布特征的复杂多金属硫化矿石效果显著，脱药彻底，分选指标优异，能够最大程度的回收分离碳铜铅锌硫，显著降低精矿互含。
Claims (3)
1.一种铜铅锌多金属矿的选矿方法，依据含碳细粒级铜铅锌硫多金属矿矿石的性质特点,采用预先脱碳-铜铅部分混浮-铜铅分离-尾矿选锌选硫的工艺流程,并采用浓缩加细磨方式实现深度脱药, 其特征在于，具体包括以下步骤:
1）原矿石磨矿:经过破碎后的原矿石与水按1:1的比例加入球磨机进行磨矿,在磨矿机中添加硫化钠(a)用量200～250g/t和石灰(b)用量2000～3000g/t,至磨矿产品磨矿细度为-74μm占75%～85%；
2)预先脱碳作业：添加煤油(c)用量 100～200g/t进行一次脱碳粗选，所得碳粗精矿进行脱碳精选，所得脱碳粗选尾矿进行脱碳扫选，所得脱碳扫选尾矿进入铜铅粗选作业，脱碳精选的中矿和脱碳扫选的中矿合并返回脱碳粗选作业；
3)铜铅粗选：在矿浆PH值为8～9的条件下，依次添加抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量200～300g/t、硫酸锌(e)用量500～600g/t、捕收剂乙硫氮(f)用量30～40g/t、捕收剂A8(g)用量20～40g/t进行铜铅混合粗选，所得铜铅粗精矿进入铜铅精选作业，所得铜铅粗选尾矿进入铜铅扫选作业；
4)铜铅两次扫选：依次添加捕收剂乙硫氮(f)用量5～10g/t和捕收剂A8(g)用量5～10g/t进行第一次铜铅扫选；不添加任何药剂进行第二次铜铅扫选，所得铜铅扫选尾矿进入锌粗选作业, 两次铜铅扫选中矿顺序返回上一作业循环；
5)铜铅四次精选：依次添加石灰(b) 用量400～500g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量50～60g/t、硫酸锌(e)用量200～300g/t、捕收剂A8(g)用量10～15g/t进行第一次铜铅精选，依次添加石灰(b) 用量200～250g/t、抑制剂焦亚硫酸钠(d)用量20～30g/t、硫酸锌(e)用量100～200g/t、捕收剂A8(g)用量5～10g/t进行第二次铜铅精选,不添加任何药剂进行第三次、第四次铜铅精选,所得铜铅精矿进入浓缩脱水作业, 四次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环;
6)铜铅精矿浓缩脱水:添加六偏磷酸钠(h)用量200～300g/t、硫化钠(a)用量100～160g/t和活性炭(i)用量100～150g/t进行浓缩脱水作业,经浓缩脱水后的铜铅精矿进入再磨作业；
7)铜铅精矿再磨：在磨机中添加石灰(b) 用量250～300g/t、活性炭(i) 用量150～200g/t,对经浓缩脱水后铜铅精矿进行再磨，至磨矿产品的磨矿细度为-38μm占85%～95%，进行后续的铜铅分离作业；
8)铜铅分离：依次添加铅抑制剂T721(j)用量500～700g/t、捕收剂乙基黄药(k)用量20～30g/t、起泡剂2#油(l)用量6～10g/t进行铜粗选,所得铜粗精矿进入铜铅分离精选作业, 所得铜粗选尾矿进入铜扫选作业;
9)铜铅分离三次精选：添加铅抑制剂T721(j)用量100～200g/t进行第一次铜精选，不添加任何药剂进行第二、三次铜精选, 三次铜铅精选中矿顺序返回上一作业循环;
10)铜两次扫选: 不添加任何药剂进行两次铜扫选;
11)锌粗选：依次添加石灰(b)用量3000～5000g/t、硫酸铜(m)用量300～400g/t、丁基黄药(n)用量50～100g/t、起泡剂2#油(l)用量10～20g/t进行锌粗选作业, 所得锌粗精矿进入再磨作业, 所得锌粗选尾矿进入锌扫选作业;
12)锌粗精矿再磨：对锌粗精矿进行再磨作业，至磨矿产品的磨矿细度为-43μm占75%～85%，进行后续的锌精选作业；
13)锌四次精选：添加石灰(b)用量1000～1500g/t进行第一次锌精选，不添加任何药剂进行第二、三、四次锌精选，四次锌精选中矿顺序返回上一作业循环；
14)锌两次扫选：添加硫酸铜(m)用量50～100g/t、丁基黄药(n)用量20～30g/t进行第一次锌扫选，不添加任何药剂进行第二次锌扫选，两次锌扫选中矿顺序返回上一作业循环, 所得锌扫选尾矿进入硫粗选作业；
15)硫粗选：依次添加活化剂碳酸氢铵（o）用量100～200g/t、硫酸铜(m)用量200～300g/t、丁基黄药(n)用量40～100g/t、起泡剂2#油(l)用量10～15g/t进行硫粗选，所得硫粗精矿进入硫精选作业，所得硫粗选尾矿进入硫扫选作业；
16)硫两次精选：不添加任何药剂进行两次硫精选作业得到硫精矿,两次硫精选中矿顺序返回上一作业循环；
17)硫扫选：添加捕收剂丁基黄药(n)用量15～20g/t、起泡剂2#油(l)用量5～10g/t进行硫扫选,硫扫选尾矿为最终尾矿；
上述各步骤涉及的药剂以原矿石干矿重量计；
所述捕收剂A8(g)由以下质量份的原料混合而成：烷基烯丙基硫氨酯15～25份、苯胺黑药20～30份、硫氮丙腈酯35～45份、胺基丙腈5～15份；
所述铅抑制剂T721(j)由羧甲基纤维素、水玻璃、焦亚硫酸钠、氢氧化钠按2～3：12：3～5：1的比例混合而成。
2.如权利要求1所述一种铜铅锌多金属矿的选矿方法，其特征在于：所述烷基烯丙基硫氨酯选自丙基烯丙基硫氨酯、异丁基烯丙基硫氨酯或异戊基烯丙基硫氨酯中的任意一种。
3.如权利要求1所述一种铜铅锌多金属矿的选矿方法，其特征在于，所述捕收剂A8(g)的制备方法为：在常温常压下，将烷基烯丙基硫氨酯、苯胺黑药、硫氮丙腈酯、胺基丙腈按上述质量份加入搅拌釜中，室温下搅拌混合0.5～1小时，即得捕收剂A8(g)。
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