CN110328046A - 一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于矿物加工技术领域，尤其涉及一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法。本发明将原矿进行第一磨矿，得到浮选粗选原矿；将所述浮选粗选原矿进行混合浮选，得到铜锌硫混合精矿；将所述铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，得到铜锌硫混合矿浆；将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离，得到铜锌混合精矿和硫粗矿；将所述硫粗矿进行浮选，得到硫精矿。本发明的分选方法所得铜锌混合精矿的铜品位为14.88％，铜回收率为75.37％，含锌9.96％，锌回收率为66.58％；所得硫精矿的硫品位为30.56％，硫回收率为31.43％；能够有效提高低品位铜锌矿的综合利用率；本发明的分选方法药剂用量显著降低，能够减少对环境的污染程度。

Description

一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法。
背景技术
铜铅锌矿的特点是典型的“贫细杂散”,复杂铜铅锌矿选矿是选矿科研工作者的重点研究领域。研究表明，铜铅锌矿的矿石性质复杂多变，而且由于磨矿和浮选过程中次生铜矿和氧化铜矿部分溶解的铜离子对锌矿物具有强烈的活化作用，从而增加了铜铅分离、铅锌分离以及铜锌分离的难度。目前，传统的铜铅锌选矿工艺，一是存在药剂毒性大、环境污染严重等弱点；二是存在有用矿物利用率低、大量的低品位矿石作为废矿丢弃以及资源浪费严重的现象。
在青海柴达木南缘广泛分布有以黄铜矿、闪锌矿、毒砂、磁黄铁矿、方铅矿为主的复杂矽卡岩型低品位铜锌多金属矿，其矿石物质成分极为复杂，矿物间紧密共生包裹，嵌布粒度微细，单体解离困难。在选矿过程中，矿石中的部分矿物磨矿解离后在水中发生部分水解和溶解，析出金属阳离子，使得这些离子成为矿浆中的难免离子，给硫化矿物的浮选分离增加难度。此外，原矿中存在的非金属矿物(辉石、蛇纹石、叶腊石、绿泥石)及其它钙、镁、铁、铝的硅酸盐矿物磨矿后易泥化，使得矿浆黏稠度增大，对选矿药剂形成竞争吸附，影响目的矿物回收率，对选矿过程十分不利。
由于青海高原特殊的地理特征，矿区海拔都在3000米以上，空气稀薄，缺氧，气温、水温偏低，许多药剂、设备或者选矿工艺并不适宜在高海拔地区使用。因此，迫切需要研究适宜于高原地区高效的选矿工艺和选矿药剂，尤其是对于生态植被薄弱、干旱少雨的山区，研究采用环保的清洁生产工艺，提高共生、伴生矿石的综合利用程度和矿产品质量，对于高原地区资源的综合回收具有重要的意义。
发明内容
本发明的目的在于提供一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法，该方法中所用的耐低温捕收剂P0553以及硫抑制剂可以有效提高低品位铜锌矿的综合利用率，降低选矿药剂用量，减少对环境的污染程度。
为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：
本发明提供了一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法，包括以下步骤：
将原矿进行第一磨矿，得到浮选粗选原矿；
将所述浮选粗选原矿进行混合浮选，得到铜锌硫混合精矿；
将所述铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，得到铜锌硫混合矿浆；
将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离，得到铜锌混合精矿和硫粗矿；
将所述硫粗矿进行浮选，得到硫精矿。
优选的，所述第一磨矿是将原矿磨至92％以上颗粒的粒径小于0.074mm；
进行所述第一磨矿时，矿浆的质量浓度为60～68％。
优选的，所述混合浮选包括依次进行的第一粗选、第二粗选、第一扫选和第二扫选。
优选的，进行所述第一粗选时，所用药剂为硫酸铜、P0553和甲基异丁基甲醇；
进行所述第二粗选时，所用药剂为P0553。
优选的，进行所述第一扫选和第二扫选时，所用药剂为P0553。
优选的，所述第二磨矿是将铜锌硫混合精矿磨至85.6％以上颗粒的粒径小于0.038mm；
所述铜锌硫混合矿浆的质量浓度为58～63％。
优选的，所述铜锌与硫分离的过程包括依次进行的粗选、第一扫选、第二扫选、第一精选和第二精选。
优选的，进行所述粗选时，所用药剂为硫抑制剂，所述硫抑制剂为腐殖酸钠和双氧水的混合物；所述硫抑制剂中腐殖酸钠和双氧水的质量比为7:2。
优选的，进行所述第一扫选时，所用药剂为硫抑制剂和P0533；所述硫抑制剂为腐殖酸钠和双氧水的混合物；所述硫抑制剂中腐殖酸钠和双氧水的质量比为2:1；
进行所述第二扫选时，所用药剂为P0553。
优选的，进行所述第一精选和第二精选时，所用药剂为石灰。
本发明提供了一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法，将原矿进行第一磨矿，得到浮选粗选原矿；将所述浮选粗选原矿进行混合浮选，得到铜锌硫混合精矿；将所述铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，得到铜锌硫混合矿浆；将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离，得到铜锌混合精矿和硫粗矿；将所述硫粗矿进行浮选，得到硫精矿。
根据实施例可知，本发明的分选方法所得铜锌混合精矿的铜品位为14.88％，铜回收率为75.37％，铜锌混合精矿含锌9.96％，锌回收率为66.58％；所得硫精矿的硫品位为30.56％，硫回收率为31.43％；因此，本发明方法能够提高共生、伴生矿石的综合利用程度，有效提高低品位铜锌矿的综合利用率。
进一步的，本发明使用耐低温捕收剂P0553以及硫抑制剂(腐殖酸钠+双氧水组合剂)，在选矿工艺流程结构不变的条件下，能够有效提高对铜锌的捕收作用，矿物综合回收率得到进一步的提高，且全流程耐低温捕收剂P0553用量仅为53g/t，而现用捕收剂BK301(北京矿冶研究院研制的捕收剂)用量为73g/t，本发明的分选方法中药剂用量显著降低，能够减少对环境的污染程度。
附图说明
图1为本发明矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法流程图。
具体实施方式
本发明提供了一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法，包括以下步骤：
将原矿进行第一磨矿，得到浮选粗选原矿；
将所述浮选粗选原矿进行混合浮选，得到铜锌硫混合精矿；
将所述铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，得到铜锌硫混合矿浆；
将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离，得到铜锌混合精矿和硫粗矿；
将所述硫粗矿进行浮选，得到硫精矿。
本发明将原矿进行第一磨矿，得到浮选粗选原矿。在本发明中，所述原矿优选为矽卡岩型低品位铜锌矿，所述矽卡岩型低品位铜锌矿来自于青海格尔木某铜多金属矿，该矿属于镁含量较高的矽卡岩型低品位铜锌矿，原矿分析矿石含铜0.44％，含锌0.38％，含硫5.30％，砷0.30％，氧化镁14.27％，金0.10g/t，银5.25g/t，主要矿石矿物有黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、毒砂、黄铁矿、磁铁矿等，脉石矿物主要有蛇纹石、绿泥石、透辉石等。矿石矿物间紧密共生，与脉石矿物穿插、互相包裹，矿石中较多的蛇纹石、绿泥石等易泥化的矿物对选矿过程影响较为严重。
矿物单体解离度分析结果显示：黄铜矿、闪锌矿粒度呈粗细极不均匀分布，其中黄铜矿20微米以下粒级分布率达到28.27％，闪锌矿20微米以下粒级分布率达到23.07％，主要呈毛发状、稠密浸染、乳滴状嵌布形式存在，这部分粒级的铜锌回收极为困难，属极难选矿，采用常规选矿方法和药剂进行回收，铜、锌的回收率偏低。
利用电子探针微区分析得知该矿中的闪锌矿平均含锌53.488％，含硫34.363％，含铁12.157％，说明该矿中的锌矿物为铁闪锌矿，与黄铁矿、磁黄铁矿分离较为困难。
在本发明中，所述原矿的粒径优选为1～2mm，所述第一磨矿优选将原矿磨至92％以上颗粒的粒径小于0.074mm；进行所述第一磨矿时，矿浆的质量浓度优选为60～68％，更优选为63～67％。本发明优选在第一磨矿过程中添加碳酸钠，所述碳酸钠的用量优选为500g/t(所述用量是相对于原矿干矿的用量)。在本发明中，所述碳酸钠作为矿浆电位调整剂。
如无特殊说明，本发明所述分选方法中所用药剂的用量均为相对于原矿干矿的用量。
得到浮选粗选原矿后，本发明将所述浮选粗选原矿进行混合浮选，得到铜锌硫混合精矿。在本发明中，所述混合浮选优选包括依次进行的第一粗选、第二粗选、第一扫选和第二扫选。本发明向所述浮选粗选原矿中加入硫酸铜、P0553和甲基异丁基甲醇(MIBC)，进行第一粗选，得到铜锌硫混合粗精矿1和混合浮选尾矿。在本发明中，进行所述第一粗选的矿浆浓度优选为27％～35％，更优选为30％。在本发明中，所述硫酸铜、P0553和甲基异丁基甲醇(MIBC)的质量比优选为50:30:6。本发明优选先加入硫酸铜，搅拌3min后加入P0553，搅拌3min后加入甲基异丁基甲醇(MIBC)，搅拌1min后，进行第一粗选。在本发明中，所述第一粗选的时间优选为3～5min，更优选为4min。在本发明中，所述硫酸铜作为锌硫活化剂，所述P0553作为耐低温铜锌硫捕收剂，所述甲基异丁基甲醇(MIBC)作为起泡剂。
在本发明中，所述P0533优选包括以下体积份的组分：
在本发明中，若无特殊说明，所有的组分均为本领域技术人员熟知的市售商品。
以体积份计，本发明提供的耐低温复合捕收剂包括10～50份硫氮腈酯，优选为15～45份，更优选为20～40份，进一步优选为25～35份。在本发明中，所述硫氮腈酯包括乙硫氮丙烯腈酯和/或乙硫氮丙腈酯。在本发明中，所述硫氮腈酯具有对目标矿物元素捕收的作用，是捕收剂的主要成分。
以所述硫氮腈酯的体积份为基准，本发明提供的耐低温复合捕收剂包括2～30份二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯，优选为5～27份，更优选为10～22份，进一步优选为12～20份。在本发明中，所述所述二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯的结构通式优选如式I，
式I中，
n＝1、2或3；
R1为H或CH3；
R2为H、C2H5、C3H7、C4H9、C5H11、C6H13或C8H17。
在本发明中，所述所述二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯优选为邻苯二甲酸二(乙二醇单丁醚)酯、邻苯二甲酸二(二乙二醇单乙醚)酯、邻苯二甲酸二(三乙二醇)酯或邻苯二甲酸二(二丙二醇单丁醚)酯。在本发明中，所述二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯有利于矿浆选矿过程中硫氮腈酯选矿性能的活化和高效发挥，且所述二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯与邻苯二甲酸二酯(二甲酯、二乙酯、二丁酯、二辛酯)相比，更为环保无害。
以所述硫氮腈酯的体积份为基准，本发明提供的耐低温复合捕收剂包括20～55份二烷基硫代氨基甲酸酯，优选为25～50份，更优选为30～45份，进一步优选为32～40份。在本发明中，所述二烷基硫代氨基甲酸酯优选为N-乙基-O-异丙基硫代氨基甲酸酯和/或N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯。在本发明中，所述二烷基硫代氨基甲酸酯对铜、金、铅、钼等有色矿均有很好的选矿性能，其低温性极好，在零下几十度都不会凝结，且选矿动力极佳，它与本发明所述的邻苯二甲酸酯协同改进了硫氮腈酯的可溶性和低温性，增强了捕收剂的表活性。
以所述硫氮腈酯的体积份为基准，本发明提供的耐低温复合捕收剂包括1～20份助剂。在本发明中，所述助剂优选包括C2～C8的醇和/或丁酸到辛酸的酯，更优选为C2的醇、C3的醇、C4的醇、C5的醇、C6的醇、C7的醇、C8的醇、丁酸辛酯、戊酸辛酯、己酸辛酯、庚酸辛酯和辛酸辛酯中的一种或多种。在本发明中，所述助剂有利于硫氮腈酯的溶解，且提供一定的抗低温性，有利于所述耐低温复合捕收剂的耐低温性能的保证。
在本发明中，所述耐低温复合捕收剂具有低温不凝、不固，仍为液体的特点，低温下可在矿浆中快速扩散，有利于取药、配药与现场加药。
在本发明中，所述耐低温复合捕收剂的制备方法，优选包括以下步骤：将二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯、硫氮腈酯、二烷基硫代氨基甲酸酯和助剂混合，得到耐低温复合捕收剂。本发明对所述二元醇或醚类的邻苯二甲酸酯、硫氮腈酯、二烷基硫代氨基甲酸酯和助剂的混合顺序没有特殊限定，采用任意混合顺序均可。本发明对所述混合的方式没有特殊限定，采用本领域技术人员熟知的混合方式即可。在本发明中，所述混合的方式优选为搅拌；所述混合的时间优选为8～15min。本发明通过所述混合，形成均相、透明的、油状的耐低温复合捕收剂，保证所述耐低温复合捕收剂的均相、稳定，便于在选矿应用中发挥所述耐低温复合捕收剂优异的选矿性能。
得到混合浮选尾矿后，本发明优选将P0553加入到所述混合浮选尾矿中，进行第二粗选，得到铜锌硫混合粗精矿2和铜锌硫混合粗选尾矿。在本发明中，所述耐低温捕收P0533的用量优选为7g/t。本发明利用P0553作为铜锌硫捕收剂。在本发明中，所述第二粗选的时间优选为2～4min，更优选为3min。本发明将第一粗选和第二粗选得到的铜锌硫混合粗精矿1和铜锌硫混合粗精矿2称为铜锌硫混合精矿。
得到铜锌硫混合粗选尾矿后，本发明将所述铜锌硫混合粗选尾矿与P0553混合，进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿。在本发明中，所述第一扫选的矿浆浓度优选为25～27％，更优选为26％；所述P0533的用量优选为7g/t。在本发明中，所述混合在搅拌条件下进行，所述搅拌的时间优选为1～3min，更优选为2min。在本发明中，所述第一扫选的时间优选为2～4min，更优选为3min。
得到第一扫选尾矿后，本发明将所述第一扫选尾矿与P0533混合，进行第二扫选，得到第二扫选精矿和扫选尾矿1(尾矿1)。在本发明中，所述第二扫选的矿浆浓度优选为24～26％，更优选为25％；所述P0533的用量优选为3g/t。在本发明中，所述混合在搅拌条件下进行，所述搅拌的时间优选为1～3min，更优选为2min。在本发明中，所述第一扫选的时间优选为2～4min，更优选为3min。
本发明优选将第一扫选精矿和第二扫选精矿分别返回至第一粗选和第二粗选阶段。
在第一扫选和第二扫选过程中，本发明利用P0553作为铜锌硫捕收剂。
得到铜锌硫混合精矿后，本发明将所述铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，得到铜锌硫混合矿浆。在本发明中，所述第二磨矿优选磨至85.6％以上颗粒的粒径小于0.038mm。在进行第二磨矿过程中，本发明优选加入石灰(600g/t)作为硫抑制剂。在本发明中，所述铜锌硫混合矿浆的质量浓度优选为58～63％，更优选为60％。
得到铜锌硫混合矿浆后，本发明将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离，得到铜锌混合精矿和硫粗矿。
在本发明中，所述铜锌与硫分离的过程优选包括依次进行的铜锌与硫分离粗选、第一扫选、第二扫选、第一精选和第二精选。
在本发明中，向所述铜锌硫混合矿浆中加入硫抑制剂，进行铜锌与硫分离粗选，得到铜锌混合粗精矿和铜锌混合粗选尾矿。在本发明中，所述硫抑制剂优选为腐殖酸钠和双氧水的混合物；所述硫抑制剂中腐殖酸钠和双氧水的质量比优选为7:2，在本发明的实施例中，具体用量优选为腐殖酸钠70g/t、双氧水20g/t。
得到铜锌混合粗精矿后，向所述铜锌混合粗精矿中加入石灰，进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向所得第一精选精矿中加入石灰，进行第二精选，得到铜锌混合精矿和第二精选尾矿。在本发明中，进行第一精选时，所述石灰的用量优选为200g/t石灰，进行第二精选时，所述石灰的用量优选为100g/t。本发明利用石灰作为硫抑制剂。
得到铜锌混合粗选尾矿后，向所述粗选尾矿中加入硫抑制剂和P0553，进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向所得第一扫选尾矿中加入P0553，进行第二扫选，得到第二扫选精矿和尾矿(即为硫粗矿)。在本发明中，进行所述第一扫选时，所述硫抑制剂优选为腐殖酸钠和双氧水的混合物；所述硫抑制剂中腐殖酸钠和双氧水的质量比优选为2:1。在本发明中，所述硫抑制剂的用量优选为腐殖酸钠20g/t、双氧水10g/t；所述P0553的用量优选为4g/t。本发明对所述硫抑制剂和P0553的加入顺序和加入方式有特殊的限定，在本发明的实施例中，具体是先加入硫抑制剂，搅拌2min后，再加入P0553，进行第一扫选。本发明利用P0553作为铜锌捕收剂。
在本发明中，进行所述第二扫选时，所述耐低温捕收P0553的用量优选为2g/t。本发明利用耐低温捕收P0553作为铜锌捕收剂。
本发明优选将第一精选尾矿和第一扫选精矿返回至铜锌硫分离粗选阶段，将第二扫选精矿返回至第一扫选阶段，第二精选尾矿返回至第一精选阶段，第二精选得到的精矿为铜锌混合精矿。
得到硫粗矿后，本发明将所述硫粗矿进行浮选，得到硫精矿。在本发明中，所述浮选过程优选包括粗选、扫选和精选。本发明向所述硫粗矿中加入硫酸铜和丁黄药，进行粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿。在本发明中，所述硫酸铜的用量优选为100g/t，所述丁黄药的用量优选为50g/t。本发明利用硫酸铜作为硫活化剂，利用丁黄药作为硫捕收剂。本发明对所述硫酸铜和丁黄药的加入顺序和方式有特殊的限定，在本发明的实施例中具体是先加入硫酸铜，搅拌3min后，加入丁黄药。
得到硫粗选尾矿后，本发明向所述硫粗选尾矿中加入丁黄药，进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿2(尾矿2)。在本发明中，所述丁黄药的用量优选为20g/t；本发明利用丁黄药作为硫捕收剂。
得到硫粗精矿后，本发明将所述硫粗精矿进行精选，得到精选尾矿和硫精矿。本发明优选将精选尾矿和扫选精矿返回至硫粗选阶段，将尾矿1与尾矿2共同作为最终尾矿。
图1为本发明矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法流程图，由图可知，本发明先将原矿进行第一磨矿，将所得矿浆进行混合浮选(两次粗选和两次扫选)，得到铜锌硫混合精矿和尾矿1，将扫选1、扫选2得到的精矿分别返回至粗选1和粗选2阶段；然后将两次粗选所得铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，再将所得铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离(一次粗选、两次扫选和两次精选)，得到铜锌混合精矿和硫粗矿，将精选1得到的尾矿和扫选1得到精矿返回至粗选，扫选2得到的精矿返回至扫选1，精选2得到的尾矿返回至精选1阶段；精选2得到的精矿为铜锌混合精矿，扫选2所得尾矿为硫粗矿；然后将所述硫粗矿进行浮选(一次粗选、一次精选和一次扫选)，得到硫精矿和尾矿2，将所得尾矿1与尾矿2合并作为最终尾矿。
下面结合实施例对本发明提供的矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法进行详细的说明，但是不能把它们理解为对本发明保护范围的限定。
实施例1
将原矿(矽卡岩型低品位铜锌矿)进行磨矿，控制磨矿的质量浓度为67％，在磨矿过程中添加碳酸钠(500g/t)，磨至92％以上颗粒的粒径小于0.074mm，得到浮选粗选原矿；
将所述浮选粗选原矿进行铜锌硫混合浮选：向浮选粗选原矿中依次加入50g/t硫酸铜搅拌3min、加入30g/tP0553，搅拌3min，加入6g/tMIBC(甲基异丁基甲醇)，设定粗选矿浆的质量浓度为30％，进行第一粗选，得到铜锌硫混合精矿1，向第一粗选所得尾矿中加入7g/tP0553进行第二粗选，得到铜锌硫混合精矿2和铜锌硫混合粗选尾矿，将所述铜锌硫混合精矿1和铜锌硫混合精矿2合并，得到铜锌硫混合精矿；向所述铜锌硫混合粗选尾矿中加入7g/tP0553，进行第一扫选，设定第一扫选的矿浆质量浓度为26％，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向第一扫选尾矿中加入3g/tP0553，进行第二扫选，设定第二扫选的矿浆质量浓度为25％，得到第二扫选精矿和尾矿1；将所述第一扫选精矿和第二扫选精矿分别返回至第一粗选和第二粗选阶段；
向所述铜锌硫混合精矿中加入石灰600g/t，进行第二磨矿，设定磨矿浓度为60％，磨至85.6％以上颗粒的粒径小于0.038mm，得到铜锌硫混合矿浆；
将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离：向所述铜锌硫混合矿浆中加入腐殖酸钠70g/t和双氧水20g/t，搅拌2min，进行粗选，得到铜锌混合粗精矿和铜锌混合粗选尾矿；向所述铜锌粗选尾矿中加入腐殖酸钠20g/t和双氧水10g/t，搅拌3min，再加入4g/tP0553进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向第一扫选尾矿中加入2g/tP0553进行第二扫选，得到第二扫选精矿和扫选尾矿(即硫粗矿)；向铜锌混合粗精矿中加入200g/t石灰进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向所得第一精选精矿中加入100g/t石灰进行第二精选，得到铜锌混合精矿和第二精选尾矿；将所述第一精选尾矿和第一扫选精矿、第二扫选精矿分别返回至粗选和第一扫选阶段，第二精选尾矿返回至第一精选阶段；
将所述硫粗矿进行浮选：向所述硫粗矿中加入100g/t硫酸铜，搅拌3min后加入50g/t丁黄药进行粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，向所述硫粗选尾矿中加入20g/t丁黄药，进行扫选，得到扫选精矿和尾矿2；将所述硫粗精矿进行精选，得到硫精矿和精选尾矿，将所述精选尾矿和扫选精矿返回至粗选阶段，尾矿1和尾矿2作为最终尾矿。
通过测定，实施例1分选方法所得铜锌混合精矿的铜品位为14.88％，铜回收率为75.37％，铜锌混合精矿含锌9.96％，锌回收率为66.58％；所得硫精矿的硫品位为30.56％，硫回收率为31.43％。
本发明使用的捕收剂P0553全流程用量仅为53g/t，而现用捕收剂BK301(北京矿冶研究院研制的捕收剂)用量为73g/t，本发明的分选方法中药剂用量显著降低，能够减少对环境的污染程度。
实施例2
将原矿(矽卡岩型低品位铜锌矿)进行磨矿，控制磨矿的质量浓度为67％，在磨矿过程中添加碳酸钠(500g/t)，磨至92％以上颗粒的粒径小于0.074mm，得到浮选粗选原矿；
将所述浮选粗选原矿进行混合浮选：向浮选粗选原矿中依次加入50g/t硫酸铜搅拌3min、加入25g/t P0553，搅拌3min，加入6g/t MIBC，设定粗选矿浆的质量浓度为30％，进行第一粗选，得到铜锌硫混合精矿1，向第一粗选所得尾矿中加入10g/t P0553进行第二粗选，得到铜锌硫混合精矿2和铜锌硫混合粗选尾矿；将所述铜锌硫混合精矿1和铜锌硫混合精矿2合并，得到铜锌硫混合精矿；向所述铜锌硫混合粗选尾矿中加入5g/tP0553，进行第一扫选，设定第一扫选的矿浆质量浓度为26％，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向第一扫选尾矿中加入2g/tP0553，进行第二扫选，设定第二扫选的矿浆质量浓度为25％，得到第二扫选精矿和尾矿1；将所述第一扫选精矿和第二扫选精矿分别返回至第一粗选和第二粗选阶段；
向所述铜锌硫混合精矿中加入石灰600g/t，设定磨矿浓度为60％，进行第二磨矿，磨至85.6％以上颗粒的粒径小于0.038mm，得到铜锌硫混合矿浆；
将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离：向所述铜锌硫混合矿浆中加入腐殖酸钠65g/t和双氧水25g/t，搅拌2min，进行粗选，得到铜锌混合粗精矿和铜锌混合粗选尾矿；向所述铜锌混合粗选尾矿中加入腐殖酸钠25g/t和双氧水15g/t，搅拌3min，再加入4g/tP0553进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向第一扫选尾矿中加入3g/tP0553进行第二扫选，得到第二扫选精矿和扫选尾矿(即硫粗矿)；向所述铜锌混合粗精矿中加入200g/t石灰进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向所得第一精选精矿中加入100g/t石灰进行第二精选，得到第二精选尾矿和铜锌混合精矿；将所述第一精选尾矿和第一扫选精矿、第二扫选精矿分别返回至粗选和第一扫选阶段，第二精选尾矿返回至第一精选阶段；
将所述硫粗矿进行浮选：向所述硫粗矿中加入100g/t硫酸铜，搅拌3min后加入50g/t丁黄药进行粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，向所述粗选尾矿中加入20g/t丁黄药，进行扫选，得到扫选精矿和尾矿2；将所述硫粗精矿进行精选，得到精选尾矿和硫精矿，将所述精选尾矿和扫选精矿返回至粗选阶段，尾矿1和尾矿2作为最终尾矿。
通过测定，实施例2分选方法所得铜锌混合精矿的铜品位为14.18％，铜回收率为75.27％，铜锌混合精矿含锌9.12％，锌回收率为65.22％；所得硫精矿的硫品位为31.56％，硫回收率为30.15％。
实施例3
将原矿(矽卡岩型低品位铜锌矿)进行磨矿，控制磨矿的质量浓度为67％，在磨矿过程中添加碳酸钠(500g/t)，磨至92％以上颗粒的粒径小于0.074mm，，得到浮选粗选原矿；
将所述浮选粗选原矿进行混合浮选：向浮选粗选原矿中依次加入50g/t硫酸铜搅拌3min、加入35g/t P0553，搅拌3min，加入6g/t MIBC，设定粗选矿浆的质量浓度为30％，进行第一粗选，得到铜锌硫混合精矿1，向第一粗选所得尾矿中加入6g/t P0553进行第二粗选，得到铜锌硫混合精矿2和铜锌硫混合粗选尾矿，将所述铜锌硫混合精矿1和铜锌硫混合精矿2合并，得到铜锌硫混合精矿；向所述铜锌硫混合粗选尾矿中加入6g/t P0553，进行第一扫选，设定第一扫选的矿浆质量浓度为26％，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向第一扫选尾矿中加入4g/t P0553进行第二扫选，设定第二扫选的矿浆质量浓度为25％，得到第二扫选精矿和尾矿1；将所述第一扫选精矿和第二扫选精矿分别返回至第一粗选和第二粗选阶段；
向所述铜锌硫混合精矿中加入石灰600g/t，设定磨矿浓度为60％，进行第二磨矿，磨至85.6％以上颗粒的粒径小于0.038mm，得到铜锌硫混合矿浆；
将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离：向所述铜锌硫混合矿浆中加入腐殖酸钠70g/t和双氧水20g/t，搅拌2min，进行粗选，得到铜锌混合粗精矿和铜锌混合粗选尾矿；向所述铜锌混合粗选尾矿中加入腐殖酸钠20g/t和双氧水10g/t，搅拌3min，再加入4g/tP0553进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；向第一扫选尾矿中加入2g/tP0553进行第二扫选，得到第二扫选精矿和扫选尾矿，即硫粗矿；向所述铜锌混合粗精矿中加入200g/t石灰进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向所得第一精选精矿中加入100g/t石灰进行第二精选，得到第二精选尾矿和铜锌混合精矿；将所述第一精选尾矿和第一扫选精矿、第二扫选精矿分别返回至粗选和第一扫选阶段，第二精选尾矿返回至第一精选阶段；
将所述硫粗矿进行浮选：向所述硫粗矿中加入100g/t硫酸铜，搅拌3min后加入50g/t丁黄药进行粗选，得到硫粗精矿和硫粗选尾矿，向所述硫粗选尾矿中加入20g/t丁黄药，进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿2；将所述硫粗精矿进行精选，得到精选尾矿和硫精矿，将所述精选尾矿和扫选精矿返回至粗选阶段，尾矿1和尾矿2作为最终尾矿。
通过测定，实施例3分选方法所得铜锌混合精矿的铜品位为14.76％，铜回收率为75.15％，铜锌混合精矿含锌9.29％，锌回收率为66.45％；所得硫精矿的硫品位为30.24％，硫回收率为31.21％。
由以上实施例可知，本发明提供了一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法，本发明的分选方法所得铜锌混合精矿的铜品位为14.88％，铜回收率为75.37％，铜锌混合精矿含锌9.96％，锌回收率为66.58％；所得硫精矿的硫品位为30.56％，硫回收率为31.43％；因此，本发明方法能够提高共生、伴生矿石的综合利用程度，有效提高低品位铜锌矿的综合利用率。本发明使用的耐低温捕收剂P0553全流程用量仅为53g/t，而现用捕收剂BK301(北京矿冶研究院研制的捕收剂)用量为73g/t，本发明的分选方法中药剂用量显著降低，能够减少对环境的污染程度。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法，其特征在于，包括以下步骤：
将原矿进行第一磨矿，得到浮选粗选原矿；
将所述浮选粗选原矿进行混合浮选，得到铜锌硫混合精矿；
将所述铜锌硫混合精矿进行第二磨矿，得到铜锌硫混合矿浆；
将所述铜锌硫混合矿浆进行铜锌与硫分离，得到铜锌混合精矿和硫粗矿；
将所述硫粗矿进行浮选，得到硫精矿。
2.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述第一磨矿是将原矿磨至92％以上颗粒的粒径小于0.074mm；
进行所述第一磨矿时，矿浆的质量浓度为60～68％。
3.根据权利要求1或2所述的分选方法，其特征在于，所述混合浮选包括依次进行的第一粗选、第二粗选、第一扫选和第二扫选。
4.根据权利要求3所述的分选方法，其特征在于，进行所述第一粗选时，所用药剂为硫酸铜、P0553和甲基异丁基甲醇；
进行所述第二粗选时，所用药剂为P0553。
5.根据权利要求3所述的分选方法，其特征在于，进行所述第一扫选和第二扫选时，所用药剂为P0553。
6.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述第二磨矿是将铜锌硫混合精矿磨至85.6％以上颗粒的粒径小于0.038mm；
所述铜锌硫混合矿浆的质量浓度为58～63％。
7.根据权利要求1所述的分选方法，其特征在于，所述铜锌与硫分离的过程包括依次进行的粗选、第一扫选、第二扫选、第一精选和第二精选。
8.根据权利要求7所述的分选方法，其特征在于，进行所述粗选时，所用药剂为硫抑制剂，所述硫抑制剂为腐殖酸钠和双氧水的混合物；所述硫抑制剂中腐殖酸钠和双氧水的质量比为7:2。
9.根据权利要求7所述的分选方法，其特征在于，进行所述第一扫选时，所用药剂为硫抑制剂和P0553；所述硫抑制剂为腐殖酸钠和双氧水的混合物；所述硫抑制剂中腐殖酸钠和双氧水的质量比为2:1；
进行所述第二扫选时，所用药剂为P0553。
10.根据权利要求7所述的分选方法，其特征在于，进行所述第一精选和第二精选时，所用药剂为石灰。
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