CN111905932A - 一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法 - Google Patents

一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及选矿技术领域，涉具体涉及一种从硫化铜锌矿中分离铜、锌的选矿方法。一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法，选矿过程的步骤包括：磨矿方法、在浮选中组合抑制剂的使用方法和组合捕收剂的使用方法。该方法以清洁环保生产为基本原则，以提高铜锌及伴生金回收率，同时降低铜锌精矿中互含严重的问题，提高经济效益为目标。该选矿方法技术可行、环保分离铜锌矿物，综合回收有价金属的复杂硫化铜锌矿，不仅可以取消氰化钠或氧化剂在选矿中的使用，有效提高铜锌回收率、提高贵金属金的回收率，同时降低精矿杂质互含，增加企业经济效益，同时降低选矿尾矿排放造成的环境汚染，实现工业化清洁环保安全生产。

Description

一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，涉及一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法，具体涉及一种从硫化铜锌矿中分离铜、锌的选矿方法，特别涉及复杂粗细粒嵌布硫化铜锌矿的浮选分离方法。
背景技术
多金属硫化铜锌矿是我国的复杂难选矿产之一，而锌金属大部分来自硫化矿资源，锌金属广泛应用于镀锌、电池制造等领域，鉴于国内供给不足，我国每年需要进口大量锌金属才能满足经济发展的需要。我国有不少硫化锌矿资源，通常伴生金、银等贵金属以及稀有金属如铟、镉、钴等，但是大多为高硫、结构复杂呈浸染与致密块状型难选矿石。由于矿石易氧化、致密共生、闪锌矿易被Cu2+离子活化、硫含量高等原因，通常造成硫化铜锌矿选矿过程铜、锌矿物浮选分离困难。
硫化铜锌矿选矿一直是选矿科技工作者关注的焦点和研究的热点问题。主要原因是多数铜锌矿石性质复杂，矿石中少部分铜锌矿物以粗粒粒嵌布产出，大部硫化铜锌矿物以微细粒嵌布产出，铜锌矿物与脉石密切共生，部分黄铜矿以乳浊状微细小颗粒嵌布于闪锌矿颗粒中，导致铜锌矿物较难单体解离，同时浮选彼此分离难度较大；矿石深度细磨，在磨矿过程中难免产生次生铜离子，使闪锌矿得到活化，矿石浮选分离得到的铜、锌单一的精矿中主金属品位偏低，同时杂质含量较高，铜锌互含严重。对于这些复杂微细粒嵌布的硫化铜锌矿，少数矿山因选矿分选难度大而未有效开发，多数矿山只分选出铜锌互含超标的铜、锌单一精矿，致使铜锌回收率偏低，从严重影响了企业的经济效益。
传统的优先浮选或混合浮选技术，多采用石灰作调整剂，硫酸锌、亚硫酸钠、氰化物或氧化剂作闪锌矿抑制剂。
国内报道研究某铜锌矿(矿冶1996vol5.NO1)中次生硫化铜矿物含量50～86％，铜锌矿物嵌布粒度较粗，原生产指标铜精矿含铜24.63％，含锌18.08％，锌精矿中含锌44.36％，含铜2.25％。试验研究获得磨矿细度-0.074mm占70％，无氰浮选，采用BK+ZnSO4+Na2S组合抑制剂，铜精矿含铜26.96％，含锌13.05％，锌精矿中含锌48.88％，含铜1.76％。
国内报道研究某铜锌矿(北京矿冶研究总院学报1992.1)中次生硫化铜矿物含量40％，铜锌矿物分离采用两步浮选法，加入氰化钾长时间搅拌，获得铜精矿含铜19.30％，含锌2.50％，锌精矿中含锌51.70％。
中国发明专利“一种难选铜锌硫矿的选矿方法”公开了针对矿物间超细粒嵌布高硫高次生铜含量矿石，浮选中间产品铜锌混合粗精矿、铜粗精矿、浮铜抑制锌槽内产品进行多段再磨矿，并适当加入硫化钠、氧化剂(次氯酸钠或双氧水或漂白粉或重铬酸盐)，硫酸锌、亚硫酸钠，捕收剂使用丁基黄药、Z-200#，获得铜精矿含铜25.37％，含锌9.88％，铜回收率65.59％；锌精矿中含锌49.51％，含铜1.56％，锌回收率69.65％。
国内报道研究某铜锌矿(有色金属，2003.6)，矿石中铜锌矿物嵌布关系复杂，密切浸染共生，并以微细粒产出。试验研究中以选择性强的SK9011为铜锌分离捕收剂，以硫酸锌和亚硫酸钠合理配比作为闪锌矿的抑制剂，铜精矿1的尾矿和铜锌混合精矿进行再磨,采用优先—混合浮选工艺流程,获得铜精矿含铜25.06％，含锌9.56％，铜回收率71.87％，锌精矿含锌50.42％，含铜4.48％，锌回收率52.42％。
国内报道研究某铜锌矿(矿冶工程，2012.3)，该复杂铜锌硫化矿石矿物类型多，多种有价元素伴生，除了含铜、锌、铁的硫化物外，还含有金、银等。采用优先浮选工艺流程，用石灰抑制含铁矿物，硫酸锌抑制含锌矿物，丁黄药和2一巯基苯骈噻唑的混合药剂捕收含铜矿物，获得铜精矿品位22.09％，铜回收率92.11％，锌精矿品位49.13％，锌回收率73.33％的选别指标。
发明内容
针对现有技术的复杂难选硫化铜锌矿分离工艺存在的问题，本发明的目的是提供一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法，该方法以清洁环保生产为基本原则，以提高铜锌及伴生金回收率，同时降低铜锌精矿中互含严重的问题，提高经济效益为目标。发明人经过多年研究及实践后，提供一种技术可行、环保分离铜锌矿物，综合回收有价金属的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，该方法不仅可以取消氰化钠或氧化剂在选矿中的使用，有效提高铜锌回收率、提高贵金属金的回收率，同时降低精矿杂质互含，增加企业经济效益，同时降低选矿尾矿排放造成的环境汚染，实现工业化清洁环保安全生产。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案。
一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法，选矿过程的步骤包括：磨矿方法、在浮选中组合抑制剂的使用方法和组合捕收剂的使用方法。
进一步地，所述磨矿方法具体包括以下步骤。
(1)将铜锌矿石原矿进行一段磨矿，在磨矿后的原矿加入抑制剂和捕收剂进行易浮粗粒铜矿物浮选，铜粗精矿经过三次精选得到铜精矿1。
(2)在易浮铜矿物浮选后的尾矿进行第二段再磨矿，实现细粒铜锌矿物与脉石矿物的解离；易浮铜矿物浮选后的尾矿进行第二段再磨矿后进行2次铜锌混合粗选，2次铜锌混合粗选的2个粗精矿与步骤(1)得到的铜精尾矿2合并(中矿)进行再磨矿。
(3)将步骤(2)中铜锌混合2次粗选后再进行铜锌混合第1次和第2次扫选，扫选得到的中矿顺序返回。
(4)将步骤(2)中的中矿再磨矿后，进行抑锌浮铜的铜锌分离，分离后进行铜二次精选，得到铜精矿2，分离后进行铜一次扫选，中矿按顺序返回上一级作业。
(5)将步骤(4)中得到的尾矿进行再磨矿。
(6)将步骤(5)中的尾矿再磨矿后，进行抑锌浮铜的铜锌分离，分离后进行铜二次精选，得到铜精矿3，铜锌分离后进行铜一次扫选，铜一次扫选后得到锌精矿，中矿按顺序返回上一级作业。
优选的，步骤(1)中磨矿细度-0.075mm占65～70％。
优选的，步骤(2)中，在易浮铜矿物浮选后的尾矿进行第二段再磨矿，磨矿细度-0.075mm占80～85％；2次铜锌混合粗选的2个粗精矿与步骤(1)得到的铜精尾矿2合并(中矿)进行再磨矿，磨矿细度-0.038mm占85％。
优选的，步骤(4)中磨矿细度-0.038mm占95～98％。
进一步地，所述在浮选中组合抑制剂的使用方法具体包括以下步骤。
(1)在易选粗粒嵌布铜矿物浮选中加入组合抑制剂：粗选中加入石灰1500g/t～2000g/t，硫代硫酸钠300g/t～500g/t，巯基乙酸钠300g/t～500g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物浮选后尾矿进行再磨矿，再磨后进行铜锌混合浮选的第一次粗选，加入抑制剂：石灰700g/t～900g/t，巯基乙酸钠300g/t～400g/t。
第二次粗选前加入组合抑制剂：石灰400g/t～600g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰300g/t～500g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰200g/t～400g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物第一次精选中加入石灰300g/t～500g/t，硫化钠100g/t～200g/t，硫酸锌300g/t～500g/t，硫代硫酸钠300g/t～400g/t，巯基乙酸钠100g/t～200g/t。
精选二中加入加入石灰200g/t～300g/t、硫化钠100g/t～200g/t、硫酸锌200g/t～300g/t、硫代硫酸钠200g/t～300g/t、巯基乙酸钠100g/t～200g/t。
(2)在步骤(1)中得到的混合中矿再磨后进行铜锌分离，分离加入石灰500g/t～700g/t，硫化钠50g/t～100g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
在铜扫选前石灰200g/t～400g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
铜锌分离后第一次精选前加入石灰300g/t～500g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
第二次精选前加入石灰200g/t～300g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠100g/t～200g/t。
(3)在步骤(2)中得到的尾矿进行再磨矿，磨矿后铜锌分离加入石灰400g/t～500g/t，加入硫化钠50g/t～100g/t，硫酸锌300g/t～400g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t,巯基乙酸钠200g/t～300g/t。在铜扫选加入石灰200g/t～400g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t。
铜锌分离后第一次精选加入石灰200g/t～400g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t。
第二次精选前加入石灰200g/t～300g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠100g/t～200g/t。
进一步地，所述在浮选中组合捕收剂的使用方法具体包括以下步骤。
(1)在易选粗粒嵌布铜矿物浮选加入捕收剂：粗选中烯丙基硫氨酯20g/t～30g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t～20g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物浮选后尾矿再磨进行铜锌混合浮选的第一次粗选前加入烯丙基硫氨酯30g/t～50g/t，黄原酸甲酸甲酯40g/t～60g/t，丁基黄药20g/t～30g/t。
第二次粗选前加入烯丙基硫氨酯20g/t～40g/t，黄原酸甲酸甲酯30g/t～40g/t，丁基黄药15g/t～20g/t。
第一次扫选前加入烯丙基硫氨酯15g/t～20g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t～30g/t，丁基黄药10g/t～20g/t。
第二次扫选前加入烯丙基硫氨酯10g/t～20g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～20g/t，丁基黄药10g/t～15g/t。
精选一中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
精选二中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
(2)在步骤(1)中得到的混合中矿再磨后进行铜锌分离时加入烯丙基硫氨酯15g/t～20g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～20g/t。
扫选时加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
精选一中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
精选二中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
(3)在步骤(2)中得到的尾矿进行再磨矿，再磨后铜锌分离加入烯丙基硫氨酯15g/t～150g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
扫选时加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
精选一中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
精选二中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
在浮选中的中矿循序返回为一种中矿的处理方法，即除浮选的最终产品精矿和尾矿外，在浮选过程中产出的中间产品，如精选尾矿、扫选精矿，习惯称之为中矿，将该中矿从该级作业返回到上一级作业的方法，为中矿循序返回。
与现有技术相比，本发明的有益效果如下。
1)本发明提供的选矿方法中使用的铜锌分离浮选体系中，铜浮选时将pH调整剂石灰及硫化钠、硫代硫酸钠、巯基乙酸钠抑制剂组合使用，在不同的作业采用分别添加方法，构建浮选溶液电位调控体系，有效抑制锌硫矿物。
2)本发明提供的选矿方法中添加组合抑制剂后，再采用添加烯丙基硫氨酯，黄原酸甲酸甲酯捕收剂组合使用，可以高选择性的捕收浮选铜矿物和金矿物。烯丙基硫氨酯，黄原酸甲酸甲酯二种捕收剂组合使用时，发挥药剂间协同作用，对黄铜矿的选择性更好，且它们在黄铜矿表面的吸附量要大于单一捕收剂，从而降低捕收剂用量，实现低剂量捕收剂条件下的良好的分离效果。
3)本发明提供的选矿方法根据矿石中铜锌矿物嵌布粒度粗细不均的特点，通过阶段磨矿，阶段选别工艺，即采用一段常规磨矿(粗粒铜矿物解离)，先浮选易浮粗粒铜矿物，浮选尾矿再磨矿(铜锌矿物与脉石矿物解离)，易浮铜精尾矿2和铜锌混合粗精矿再磨矿(细粒铜锌矿物解离)，铜锌第一次分离尾矿再磨矿(微细粒铜锌矿物解离)，可以使不同粒度嵌布特征的矿物获得良好的单体解离，从而提高矿物分选效果，提高产品质量及回收率。
4)采用本发明提供的的浮选复杂硫化铜锌矿的选矿方法，使复杂难选矿石中的有价元素能够得到有效选别分离，并综合回收有价元素，获得合格的铜锌精矿产品和较高的铜锌回收率。
5)与现有技术相比，本发明获得的铜精矿中铜品位提高了2.21～2.55个百分点，金品位提高了0.24～0.6g/t，铜回收率提高了7.44～10.42个百分点，金回收率提高了3.51～7.24个百分点；锌精矿中锌品位提高了3.21～4.12个百分点，锌回收率提高了11.77～16.81个百分点。
6)本发明提供的选矿工艺中不用添加剧毒品氰化物或氧化剂，避免了对环境的严重污染，实现清洁环保安全生产。
7)在铜锌浮选体系调控中，采用温和的pH值(pH＝8.5～9.0)条件下进行浮选作业，减少了石灰用量，降低了矿浆输送管道结垢等问题。
8)本发明提供的选矿方法解决了复杂硫化铜锌矿分选的选矿问题，是一种有效的高效清洁环保安全的选矿方法，具有良好的推广应用价值。
附图说明
图1是本发明的铜锌矿浮选工艺流程图。
图2是实施例1铜锌矿原工艺流程及条件。
图3是实施例2铜锌矿原工艺流程及条件。
具体实施方案
下面结合具体实例和附图对本发明的技术方案做详细介绍，但本发明并非局限于此。本说明书中未作详细描述之内容为本领域专业技术人员公知现有技术。
实施例1某铜锌矿矿石选矿工艺。
某铜锌矿矿石中矿物种类较多，矿物组成较复杂。矿石主要回收有价元素为铜、锌，并伴生有少量金。铜矿物主要为黄铜矿，其含量为4.25％，辉铜矿斑铜矿和铜蓝含量较少；锌矿物为闪锌矿，其含量为5.33％。本矿石的特点黄铜矿以粗细粒不均匀嵌布，闪锌矿以细粒嵌布为主。脉石矿物主要有石英、长石、白云母、绢云母、透闪石、阳起石、黑云母、碳酸盐矿物、绿泥石，高岭土等。矿石中金银矿物主要有金银矿、银金矿。矿石中铜品位2.75％，锌品位3.26％，金品位0.76g/t。铜氧化率占2.15％，锌氧化率占2.24％。
本发明提供的选矿方法具体包括以下步骤。
(1)将铜锌矿石原矿进行一段磨矿。磨矿细度-0.075mm占65％，在易选粗粒嵌布铜矿物浮选加入组合抑制剂：粗选中加入石灰1500g/t，硫代硫酸钠300g/t，巯基乙酸钠300g/t。加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯20g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t；2#油20g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物浮选后尾矿进行再磨矿，再磨矿细度-0.075mm占80％；再磨后进行铜锌混合浮选的第一次粗选，加入组合抑制剂：石灰700g/t，巯基乙酸钠300g/t；硫酸铜100g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯30g/t，黄原酸甲酸甲酯40g/t，丁基黄药20g/t，2#油40g/t。
第二次粗选前加入组合抑制剂：石灰400g/t，巯基乙酸钠200g/t；硫酸铜50g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯20g/t，黄原酸甲酸甲酯30g/t，丁基黄药15g/t，2#油30g/t。
第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰300g/t，巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t，丁基黄药10g/t，2#油25g/t。
第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰200g/t，巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t，丁基黄药10g/t，2#油20g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物第一次精选中加入组合抑制剂：石灰300g/t、硫化钠100g/t、硫酸锌300g/t、硫代硫酸钠300g/t、巯基乙酸钠100g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
精选二中加入组合抑制剂：石灰200g/t、硫化钠100g/t、硫酸锌200g/t、硫代硫酸钠200g/t、巯基乙酸钠100g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
(2)在步骤(1)中得到的铜锌混合粗精矿与精尾矿2再磨矿，磨矿细度-0.038mm占85％。再磨后进行铜锌分离，分离加入组合抑制剂：石灰500g/t，硫化钠50g/t，硫酸锌200g/t、硫代硫酸钠200g/t、巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
在铜扫选前加入组合抑制剂：石灰200g/t，硫酸锌200g/t，硫代硫酸钠200g/t，巯基乙酸钠200g/t，加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t，
铜锌分离后第一次精选前加入组合抑制剂：石灰300g/t，硫酸锌200g/t，硫代硫酸钠200g/t，巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
第二次精选前加入组合抑制剂：石灰200g/t，硫酸锌200g/t，硫代硫酸钠100g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
(3)在步骤(3)中得到的尾矿进行再磨矿，磨矿细度-0.038mm占95％。磨矿后铜锌分离加入组合抑制剂：石灰400g/t，加入硫化钠50g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠200g/t，巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
在铜扫选加入组合抑制剂：石灰200g/t，硫酸锌200g/t，硫代硫酸钠200g/t，巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
铜锌分离后第一次精选加入组合抑制剂：石灰200g/t，硫酸锌200g/t，硫代硫酸钠200g/t，巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
第二次精选前加入组合抑制剂：石灰200g/t，硫酸锌200g/t，硫代硫酸钠100g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯10g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t。
本发明工艺流程如图1所示，原工艺流程及条件如图2所示，试验结果见表1。
表1.试验结果(％)。
Figure BDA0002587514330000081
实施例2某铜锌矿矿石选矿工艺。
某铜锌矿矿石中矿物组成较复杂，矿物种类较多。矿石主要回收有价元素为铜、锌，并伴生有金。铜矿物主要为黄铜矿，其含量为4.03％，辉铜矿、斑铜矿和铜蓝含量较少；锌矿物为闪锌矿，其含量为5.85％。本矿石的特点黄铜矿以粗细粒不均匀嵌布，闪锌矿以细粒嵌布为主。脉石矿物主要有石英、长石、绢云母、透闪石、阳起石、碳酸盐矿物、绿泥石，高岭土等。矿石中金银矿物主要有金银矿、银金矿。矿石中铜品位3.02％，锌品位4.55％，金品位0.88g/t。铜氧化率占2.86％，锌氧化率占3.15％。
本发明提供的选矿方法具体包括以下步骤。
(1)将铜锌矿石原矿进行一段磨矿。磨矿细度-0.075mm占70％，在易选粗粒嵌布铜矿物浮选加入组合抑制剂：粗选中加入石灰2000g/t，硫代硫酸钠500g/t，巯基乙酸钠500g/t。加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯30g/t，黄原酸甲酸甲酯20g/t，2#油20g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物浮选后尾矿进行再磨矿，再磨矿细度-0.075mm占85％；再磨后进行铜锌混合浮选的第一次粗选，加入组合抑制剂：石灰900g/t，巯基乙酸钠400g/t；硫酸铜200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯50g/t，黄原酸甲酸甲酯60g/t，丁基黄药30g/t，2#油60g/t。
第二次粗选前加入组合抑制剂：石灰600g/t，巯基乙酸钠300g/t；硫酸铜100g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯40g/t，黄原酸甲酸甲酯40g/t，丁基黄药20g/t，2#油40g/t。
第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰500g/t，巯基乙酸钠300g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯20g/t，黄原酸甲酸甲酯30g/t，丁基黄药20g/t，2#油30g/t。
第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰400g/t，巯基乙酸钠300g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯20g/t，黄原酸甲酸甲酯20g/t，丁基黄药15g/t，2#油25g/t。
在易选粗粒嵌布铜矿物第一次精选中加入组合抑制剂：石灰500g/t、硫化钠200g/t、硫酸锌500g/t、硫代硫酸钠400g/t、巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
精选二中加入组合抑制剂：石灰300g/t、硫化钠200g/t、硫酸锌300g/t、硫代硫酸钠300g/t、巯基乙酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
(2)在步骤(1)中得到的铜锌混合粗精矿与精尾矿2再磨矿，磨矿细度-0.038mm占85％。再磨后进行铜锌分离，分离加入组合抑制剂：石灰700g/t，硫化钠100g/t，硫酸锌300g/t、硫代硫酸钠300g/t、巯基乙酸钠300g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯20g/t，黄原酸甲酸甲酯20g/t。
在铜扫选前加入组合抑制剂：石灰400g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠300g/t，巯基乙酸钠300g/t，加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
铜锌分离后第一次精选前加入组合抑制剂：石灰500g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠300g/t，巯基乙酸钠300g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
第二次精选前加入组合抑制剂：石灰300g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
(3)在步骤(3)中得到的尾矿进行再磨矿，磨矿细度-0.038mm占98％。磨矿后铜锌分离加入组合抑制剂：石灰500g/t，硫化钠100g/t，硫酸锌400g/t，硫代硫酸钠300g/t，巯基乙酸钠300g/t。加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
在铜扫选加入组合抑制剂：石灰400g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠300g/t，巯基乙酸钠300g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
铜锌分离后第一次精选加入组合抑制剂：石灰400g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠300g/t，巯基乙酸钠300g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
第二次精选前加入组合抑制剂：石灰300g/t，硫酸锌300g/t，硫代硫酸钠200g/t；加入组合捕收剂：烯丙基硫氨酯15g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t。
本发明工艺流程如图1所示，原工艺流程及条件如图3所示，试验结果见表2。
表2.试验结果(％)。
Figure BDA0002587514330000101
从上述实施例可以看出本发明在允许参数的范围内，采用本发明提供的的浮选复杂硫化铜锌矿的选矿方法，使复杂难选矿石中的有价元素能够得到有效选别分离，并综合回收有价金属，获得合格的铜锌精矿产品和较高的铜锌回收率。与现有技术相比，本发明获得的铜精矿中铜品位提高了2.21～2.55个百分点，金品位提高了0.24～0.6g/t，铜回收率提高了7.44～10.42个百分点，金回收率提高了3.51～7.24个百分点；锌精矿中锌品位提高了3.21～4.12个百分点，锌回收率提高了11.77～16.81个百分点。

Claims (8)

1.一种复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，选矿过程的步骤包括：磨矿方法、在浮选中组合抑制剂的使用方法和组合捕收剂的使用方法。
2.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，所述磨矿方法具体包括以下步骤：
（1）将铜锌矿石原矿进行一段磨矿，在磨矿后的原矿加入抑制剂和捕收剂进行易浮粗粒铜矿物浮选，铜粗精矿经过三次精选得到铜精矿1；
（2）在易浮铜矿物浮选后的尾矿进行第二段再磨矿，实现细粒铜锌矿物与脉石矿物的解离；易浮铜矿物浮选后的尾矿进行第二段再磨矿后进行2次铜锌混合粗选，2次铜锌混合粗选的2个粗精矿与步骤（1）得到的铜精尾矿2合并（中矿）进行再磨矿；
（3）将步骤（2）中铜锌混合2次粗选后再进行铜锌混合第1次和第2次扫选，扫选得到的中矿顺序返回；
（4）将步骤（2）中的中矿再磨矿后，进行抑锌浮铜的铜锌分离，分离后进行铜二次精选，得到铜精矿2，分离后进行铜一次扫选，中矿按顺序返回上一级作业；
（5）将步骤（4）中得到的尾矿进行再磨矿；
（6）将步骤（5）中的尾矿再磨矿后，进行抑锌浮铜的铜锌分离，分离后进行铜二次精选，得到铜精矿3，铜锌分离后进行铜一次扫选，铜一次扫选后得到锌精矿，中矿按顺序返回上一级作业。
3.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，所述磨矿方法步骤（1）中磨矿细度-0.075mm占65～70%。
4.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，所述磨矿方法步骤（2）中，在易浮铜矿物浮选后的尾矿进行第二段再磨矿，磨矿细度-0.075mm占80～85%；2次铜锌混合粗选的2个粗精矿与步骤（1）得到的铜精尾矿2合并（中矿）进行再磨矿，磨矿细度-0.038mm占85%。
5.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，所述磨矿方法步骤（4）中磨矿细度-0.038mm占95～98%。
6.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，所述在浮选中组合抑制剂的使用方法具体包括以下步骤：
（1）在易选粗粒嵌布铜矿物浮选中加入组合抑制剂：粗选中加入石灰1500g/t～2000g/t，硫代硫酸钠300g/t～500g/t，巯基乙酸钠300g/t～500g/t；
在易选粗粒嵌布铜矿物浮选后尾矿进行再磨矿，再磨后进行铜锌混合浮选的第一次粗选，加入抑制剂：石灰700g/t～900g/t，巯基乙酸钠300g/t～400g/t；
第二次粗选前加入组合抑制剂：石灰400g/t～600g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰300g/t～500g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰200g/t～400g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
在易选粗粒嵌布铜矿物第一次精选中加入石灰300g/t～500g/t，硫化钠100g/t～200g/t，硫酸锌300g/t～500g/t，硫代硫酸钠300g/t～400g/t，巯基乙酸钠100g/t～200g/t；
精选二中加入加入石灰200g/t～300g/t、硫化钠100g/t～200g/t、硫酸锌200g/t～300g/t、硫代硫酸钠200g/t～300g/t、巯基乙酸钠100g/t～200g/t；
（2）在步骤（1）中得到的混合中矿再磨后进行铜锌分离，分离加入石灰500g/t～700g/t，硫化钠50g/t～100g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
在铜扫选前石灰200g/t～400g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
铜锌分离后第一次精选前加入石灰300g/t～500g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
第二次精选前加入石灰200g/t～300g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠100g/t～200g/t；
（3）在步骤（2）中得到的尾矿进行再磨矿，磨矿后铜锌分离加入石灰400g/t～500g/t，加入硫化钠50g/t～100g/t，硫酸锌300g/t～400g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t,巯基乙酸钠200g/t～300g/t；在铜扫选加入石灰200g/t～400g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t，巯基乙酸钠200g/t～300g/t；
铜锌分离后第一次精选加入石灰200g/t～400g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠200g/t～300g/t；
第二次精选前加入石灰200g/t～300g/t，硫酸锌200g/t～300g/t，硫代硫酸钠100g/t～200g/t。
7.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，所述在浮选中组合捕收剂的使用方法具体包括以下步骤：
（1）在易选粗粒嵌布铜矿物浮选加入捕收剂：粗选中烯丙基硫氨酯20g/t～30g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t～20g/t；
在易选粗粒嵌布铜矿物浮选后尾矿再磨进行铜锌混合浮选的第一次粗选前加入烯丙基硫氨酯30g/t～50g/t，黄原酸甲酸甲酯40g/t～60g/t，丁基黄药20g/t～30g/t；
第二次粗选前加入烯丙基硫氨酯20g/t～40g/t，黄原酸甲酸甲酯30g/t～40g/t，丁基黄药15g/t～20g/t；
第一次扫选前加入烯丙基硫氨酯15g/t～20g/t，黄原酸甲酸甲酯15g/t～30g/t，丁基黄药10g/t～20g/t；
第二次扫选前加入烯丙基硫氨酯10g/t～20g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～20g/t，丁基黄药10g/t～15g/t；
精选一中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
精选二中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
（2）在步骤（1）中得到的混合中矿再磨后进行铜锌分离时加入烯丙基硫氨酯15g/t～20g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～20g/t；
扫选时加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
精选一中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
精选二中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
（3）在步骤（2）中得到的尾矿进行再磨矿，再磨后铜锌分离加入烯丙基硫氨酯15g/t～150g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
扫选时加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
精选一中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t；
精选二中加入烯丙基硫氨酯10g/t～15g/t，黄原酸甲酸甲酯10g/t～15g/t。
8.如权利要求1所述的复杂硫化铜锌矿的选矿方法，其特征在于，在浮选中的中矿循序返回为一种中矿的处理方法，即除浮选的最终产品精矿和尾矿外，在浮选过程中产出的中间产品，如精选尾矿、扫选精矿，习惯称之为中矿，将该中矿从该级作业返回到上一级作业的方法，为中矿循序返回。
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Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112871459A (zh) * 2021-01-11 2021-06-01 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种硫钴矿的浮选分离药剂制度及其应用
CN112934479A (zh) * 2021-04-22 2021-06-11 江西理工大学 一种组合抑制剂及微细粒铜锌混合精矿浮选分离方法
CN113333172A (zh) * 2021-05-13 2021-09-03 西北矿冶研究院 一种高硫铜锌矿石浮选分离方法
CN114589002A (zh) * 2022-03-08 2022-06-07 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司 高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法
CN115430523A (zh) * 2022-08-18 2022-12-06 昆明理工大学 一种低铜高锌型铜锌硫化矿石的浮选分离方法
CN115894318A (zh) * 2022-12-14 2023-04-04 沈阳有色金属研究院有限公司 一种铜锌分离抑制剂n-甲氧丙基二硫代氨基甲酸锌的制备方法及其应用

Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101585017A (zh) * 2009-06-05 2009-11-25 湖南有色金属研究院 一种难选铜锌硫矿的选矿方法
CN101992151A (zh) * 2010-11-11 2011-03-30 西北矿冶研究院 一种高硫铜矿捕收剂
CN102225368A (zh) * 2011-04-02 2011-10-26 吐鲁番雪银金属矿业股份有限公司 难选硫化矿高硫铜锌矿石浮选分离方法
CN102698875A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 紫金矿业集团股份有限公司 一种复杂铜锌硫多金属矿选矿工艺
CN102806150A (zh) * 2012-08-03 2012-12-05 西北矿冶研究院 一种用于铜锌矿铜锌分离浮选的捕收剂
CA2880395A1 (en) * 2014-01-31 2015-03-23 Marcus Tomlinson Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate
CN104437818A (zh) * 2014-11-24 2015-03-25 西北矿冶研究院 一种铜铅锌多金属矿的选矿方法
CN104437882A (zh) * 2014-11-21 2015-03-25 广西大学 一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法
CN105251620A (zh) * 2014-07-18 2016-01-20 沈阳有色金属研究院 一种复杂含砷硫化铅锌矿的选矿方法
CN107824339A (zh) * 2017-11-16 2018-03-23 石义武 铜、铅锌环保无毒药剂分离技术
CN109174459A (zh) * 2018-09-10 2019-01-11 北京矿冶科技集团有限公司 一种高温环境下高硫铅锌矿的选矿方法

Patent Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101585017A (zh) * 2009-06-05 2009-11-25 湖南有色金属研究院 一种难选铜锌硫矿的选矿方法
CN101992151A (zh) * 2010-11-11 2011-03-30 西北矿冶研究院 一种高硫铜矿捕收剂
CN102225368A (zh) * 2011-04-02 2011-10-26 吐鲁番雪银金属矿业股份有限公司 难选硫化矿高硫铜锌矿石浮选分离方法
CN102698875A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 紫金矿业集团股份有限公司 一种复杂铜锌硫多金属矿选矿工艺
CN102806150A (zh) * 2012-08-03 2012-12-05 西北矿冶研究院 一种用于铜锌矿铜锌分离浮选的捕收剂
CA2880395A1 (en) * 2014-01-31 2015-03-23 Marcus Tomlinson Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate
CN105251620A (zh) * 2014-07-18 2016-01-20 沈阳有色金属研究院 一种复杂含砷硫化铅锌矿的选矿方法
CN104437882A (zh) * 2014-11-21 2015-03-25 广西大学 一种浮选分离尾矿中微细粒铅锌矿物的方法
CN104437818A (zh) * 2014-11-24 2015-03-25 西北矿冶研究院 一种铜铅锌多金属矿的选矿方法
CN107824339A (zh) * 2017-11-16 2018-03-23 石义武 铜、铅锌环保无毒药剂分离技术
CN109174459A (zh) * 2018-09-10 2019-01-11 北京矿冶科技集团有限公司 一种高温环境下高硫铅锌矿的选矿方法

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
中南矿冶学院选矿教研组等: "《浮选》", 30 January 1960, 冶金工业出版社 *
苏成德等: "《选矿操作技术解疑》", 31 August 1999, 河北科学技术出版社 *
鞍山冶金专科学校选矿教研组: "《选矿厂设计》", 31 July 1961, 中国工业出版社 *

Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112871459A (zh) * 2021-01-11 2021-06-01 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种硫钴矿的浮选分离药剂制度及其应用
CN112871459B (zh) * 2021-01-11 2021-11-16 中国地质科学院矿产综合利用研究所 一种硫钴矿的浮选分离药剂制度及其应用
CN112934479A (zh) * 2021-04-22 2021-06-11 江西理工大学 一种组合抑制剂及微细粒铜锌混合精矿浮选分离方法
CN113333172A (zh) * 2021-05-13 2021-09-03 西北矿冶研究院 一种高硫铜锌矿石浮选分离方法
CN114589002A (zh) * 2022-03-08 2022-06-07 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司 高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法
CN114589002B (zh) * 2022-03-08 2022-10-18 深圳市中金岭南有色金属股份有限公司 高铜锌比硫化铜锌矿选矿分离方法
CN115430523A (zh) * 2022-08-18 2022-12-06 昆明理工大学 一种低铜高锌型铜锌硫化矿石的浮选分离方法
CN115894318A (zh) * 2022-12-14 2023-04-04 沈阳有色金属研究院有限公司 一种铜锌分离抑制剂n-甲氧丙基二硫代氨基甲酸锌的制备方法及其应用
CN115894318B (zh) * 2022-12-14 2024-03-01 沈阳有色金属研究院有限公司 一种铜锌分离抑制剂n-甲氧丙基二硫代氨基甲酸锌的制备方法及其应用

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