CN112844818A

CN112844818A - 一种铜锌硫化矿选矿分离的方法

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Publication number: CN112844818A
Application number: CN202110021624.1A
Authority: CN
Inventors: 肖骏; 陈代雄; 董艳红; 杨建文; 蔡冰冰; 胡波; 曾惠明
Original assignee: Hunan Research Institute of Non Ferrous Metals
Current assignee: Hunan Research Institute of Non Ferrous Metals
Priority date: 2021-01-08
Filing date: 2021-01-08
Publication date: 2021-05-28
Anticipated expiration: 2041-01-08
Also published as: CN112844818B

Abstract

本发明涉及一种铜锌硫化矿选矿分离的方法，属于矿物加工领域。具体方法为：含铜锌硫化矿的矿石经磨矿分级、混合浮选，获得铜锌混合精矿；铜锌混合精矿经立式搅拌磨处理，立磨处理后的混合精矿矿浆进行浓密脱水处理，浓密溢流返回至铜锌混合粗选步骤，而浓密底流进行调浆搅拌，调浆后的物料输送至浮选柱中进行充气浮选，实现铜锌混合精矿中闪锌矿与其它矿物分离的目的。本发明方法相比于传统的浮铜抑锌工艺，具有流程短，药剂种类少、精矿产品互含低等优点，具有广泛的工业应用前景。

Description

一种铜锌硫化矿选矿分离的方法

技术领域

本发明涉及矿物加工领域，具体提供了一种含铜锌硫化矿的选矿分离的方法。

背景技术

含铜锌硫化矿矿石多产出于热液填充交代及矽卡岩型矿床之中，由于该类型的矿床具有的特有的造岩成矿作用，致使国内外常见的含硫化铜锌矿的矿石结构和构造极为复杂，部分矿石呈现微细粒的黄铜矿与闪锌矿相互交代呈细脉状、交织网脉状或包裹状填充于黄铁矿粒间或裂隙中，导致此类型矿石中的铜锌矿物单体解离及浮选分离极为困难，同时在矿石破磨过程中，由于矿物晶格键断裂致使矿物晶格间的Cu²⁺释放于矿浆溶液中，铜离子对闪锌矿具有强活化作用，经活化后的闪锌矿可浮性与铜蓝、辉铜矿等硫化铜矿物可浮性接近，进一步增大了铜锌分离的难度。

当前，国内外对于含铜锌硫化矿石的选矿处理工艺主要分为两种：1)优先浮选工艺，即浮铜抑锌优先选出铜获得铜精矿，选铜尾矿活化浮选锌获得锌精矿，此类工艺对于铜锌嵌生关系不密切的硫化铜锌矿石具有较好的处理效果，而优先浮选工艺对铜矿物的选择性以及锌抑制剂的种类、用量和添加方式具有较高的要求，同时需要高用量的石灰抑制黄铁矿的可浮性，才能实现合格铜精矿、锌精矿的产出；2)混合浮选-混合精矿浮铜抑锌分离工艺，该工艺包括铜锌部分混浮-铜锌分离、等可浮-铜锌硫分离、铜锌硫混浮-铜锌硫分离工艺，此类工艺多用于处理铜锌硫化矿物致密共生的矿石，通过混合浮选将含铜、锌矿物的单体或集合体富集至混合精矿产品中，再进行再磨处理以促进不同种类的硫化矿物单体解离，再磨后进行浮铜抑锌处理优先浮铜产出铜精矿，浮铜尾矿活化浮锌获得锌精矿。这两种工艺虽部分解决了铜锌分离困难的难题，但均存在着流程长、为实现单体解离进行细磨导致生产成本过高、生产过程中铜锌精矿品质波动性大等缺陷，而无论采取哪种工艺，浮选产出的铜精矿均含有一定量的锌(冶炼要求<6％)，铜精矿中的锌在铜精矿冶炼过程中部分以氧化锌进入铜冶渣中，而另一部分以硫化锌形态进入冰铜之中，造成冰铜的粘滞，所以，当前铜精矿中锌金属均不计金属价格当中，如此造成了铜锌矿山中锌资源的浪费，尤其是原矿矿石中铜原矿品位高于锌品位的矿山，由于铜精矿产率大，铜精矿中的锌资源的流失更为严重；同时这两种工艺对铜锌硫化矿中的闪锌矿均采用了先抑制再活化的处理方式，既增加了浮选药剂的种类(抑制闪锌矿需加入硫酸锌和亚硫酸钠)，也增大了浮选操作的难度。

所以为了含铜锌硫化矿中有价元素的资源充分回收，降低铜锌分离的成本，开发铜锌混合精矿选矿分离新方法十分必要。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明目的在于提供一种铜锌硫化矿选矿分离的方法，克服传统铜锌分离过程中采用浮铜抑锌工艺存在着金属资源流失严重、工艺流程长、磨矿成本高等缺陷，通过采用浮选柱复选不同的硫化矿实现铜锌硫化矿的分离，利用硫酸铜增大闪锌矿的上浮速率达到浮锌抑铜目的，进而提高铜锌选矿分离的效率。

为实现上述目的，本发明的技术方案如下：

一方面，本发明提供一种铜锌硫化矿选矿分离的方法，包括以下步骤：

S1、将待处理的铜锌硫化矿原矿矿石经磨矿分级处理后，进行铜锌混合浮选，获得铜锌混合精矿和混浮尾矿，混浮尾矿抛弃；

S2、对铜锌混合精矿进行再磨处理；

S3、再磨后的铜锌混合精矿进行浓密脱水处理，浓密溢流返回至步骤S1中，浓密底流进入下一步；

S4、浓密底流部分进行调浆处理，使矿浆pH为弱酸性；

S5、经调浆后的物料依次进行充气粗选和充气精选，依次获得铜精矿、锌精矿。

进一步地，S1中，经磨矿分级处理后的物料经泵输送至浮选机中进行搅拌调浆，加入铜锌矿物捕收剂进行充气铜锌混合浮选，获得铜锌混合精矿和尾矿；其中铜锌混合精矿留备用于下一步铜锌分离，尾矿直接抛弃；

在S1中，所述调浆、浮选过程中不加入石灰，浮选矿浆pH在6～8；

所述铜锌矿物捕收剂为乙硫氨酯、丁铵黑药中的一种或两种混合；

所述铜锌矿物捕收剂用量为60g/t～80g/t；

所述经磨矿分级处理后的物料中，70％经磨矿分级处理后的物料的粒级在-0.074mm；在中性条件下，铜锌矿物捕收剂(例如乙硫氨酯、丁铵黑药)对铜锌硫化矿物的选择性好，而对黄铁矿的捕收能力较弱，可以最大限度的减少混合精矿中的黄铁矿的含量。

进一步地，在S2中，将步骤S1产出的铜锌混合精矿输送至立式搅拌磨机中，获得立磨机溢流产品，通过控制物料铜锌混合精矿在立式搅拌磨机中的停留时间和转速，使所述立磨机溢流产品中粒径为-0.039mm的立磨机溢流产品占总物料的85％左右；

在S2中，通过再磨作业促进铜锌连生体的单体解离，同时在立磨机水平高速剪切擦洗作用下，使得吸附于矿物表面的捕收剂解吸脱附，达到脱药的目的。

进一步地，在S3中，对S2中产出的立磨机溢流产品进行浓密脱水作业，浓密溢流部分作为步骤S1中球磨及浮选机浮选的补加水，含铜锌混合精矿浓密底流部分浓度为矿浆质量浓度45％～50％，用于下一步作业备用，

在S3中，所述浓密脱水使用的浓密设备为浓泥斗或浓密箱，通过浓密作业使得步骤S2中矿物表面脱附的大部分的捕收剂成分不再随浓密底流部分进入下一步处理中，同时含捕收剂溢流部分返回至步骤S1中可减少步骤S1中捕收剂的实际用量。

进一步地，S4中，对步骤S3中产生的含铜锌混合精矿浓密底流加入调浆搅拌桶中，同时加入酸调整矿浆pH至5～6，并补加新鲜水稀释矿浆使得矿浆浓度为22％～25％，调浆后的矿浆用于下一步处理；所述调节矿浆pH使用的酸为草酸或醋酸。

进一步地，S5中，对步骤S4产生的矿浆浓度为22％～25％弱酸性矿浆经泵输送至粗选浮选柱进行充气浮选，同时加入硫酸铜和醇类起泡剂，充气浮选的泡沫精矿进入精选浮选柱中进行精选作业，浮选柱底流部分为铜精矿；精选浮选柱精选作业中再加入硫酸铜，精选所得泡沫精矿为锌精矿，精选浮选柱底流返回至步骤S4中的调浆搅拌桶中；

其中，在粗选浮选柱中，硫酸铜用量为400g/t～600g/t，醇类起泡剂为甲基异丁基甲醇(MIBC)，用量为100g/t～150g/t；在精选浮选柱中，硫酸铜用量为100g/t～150g/t；

在S5中，使用微泡浮选柱作为粗选浮选柱处理弱酸性含铜锌矿物的混合精矿，达到混合精矿中的闪锌矿、黄铜矿、少量的黄铁矿彼此分离的效果，实际上是：在粗选浮选柱中复合力场作用下的结果，其核心原理是：在弱酸性条件下，通过步骤S2、S3脱除了绝大多数极性捕收剂，此时矿浆中黄铜矿、闪锌矿、少量的黄铁矿的可浮性均较低，不同种类的矿物颗粒表面均具有一定的憎水性，而在加入高用量(400g/t～600g/t)的硫酸铜条件下，使得绝大多数的闪锌矿表面发生了Cu2+化学吸附，产生了类似Cu2S结构的类铜产物，该产物的天然可浮性大幅度提高，在不加入极性捕收剂(如黄药类、酯类)、弱酸性条件及在粗选浮选柱产生的微泡作用条件下，闪锌矿浮游速率超过了黄铜矿、黄铁矿。

相比于常规所用的萜烯类化合物(松醇油、樟油等)，加入醇类起泡剂甲基异丁基甲醇(MIBC)，具有气泡兼并作用小、泡沫尺寸稳定性好等优势，避免了因常规起泡剂易发生紊流兼并夹杂作用使得部分可浮性弱的黄铜矿、黄铁矿夹杂上浮的现象；同时，由于闪锌矿比重为3.9、而黄铜矿比重为4.3、黄铁矿比重为5.9，在浮选柱中，气枪发出的泡沫在上浮吸附不同种类的矿物过程中，黄铜矿、黄铁矿由于比重大、疏水性弱等原因会发生这两种矿物在泡沫表面脱附并沉降，进而在浮选柱的底流形成了铜精矿，而绝大多数的闪锌矿随着浮选柱泡沫富集形成了锌精矿，进而实现了铜锌混合精矿中闪锌矿与其它矿物的分离。

另一方面，本发明提供一种实现上述方法的铜锌硫化矿选矿分离系统，包括依次连通的球磨机、旋流器、浮选机、立式搅拌磨机、浓密设备、调浆搅拌桶、粗选浮选柱和精选浮选柱；

其中，所述浓密设备的溢流出液口与立式搅拌磨机入液口连通；

所述浓密设备的浓密底流出液口与调浆搅拌桶入液口连通；

所述调浆搅拌桶通过泵与粗选浮选柱入液口连通；

所述精选浮选柱的底流出液口与调浆搅拌桶的入液口连通。

与现有技术相比，本发明的有益效果如下：

(1)相比于常规的铜锌硫化矿浮选采用的优先浮选工艺和混合浮选-混合精矿浮铜抑锌分离工艺，本发明采用强化闪锌矿的可浮性，以浮选柱为分离媒介的基础下在复合力场综合作用的条件下扩大闪锌矿与黄铜矿、黄铁矿的上浮差，实现了“浮锌抑铜”。相比于传统工艺，不再加入硫酸锌，减少了浮选药剂种类，缩短了处理工艺流程，从而降低了成本，同时产品方案较传统工艺有了重大的变化，通过本发明处理铜锌混合精矿，锌金属基本得以通过锌精选形式优先产出，进入至铜精矿中不计价的锌金属损失率大幅降低，达到提高矿山整体经济效益；

(2)在第一阶段铜锌混浮步骤S1，不加入石灰使得铜锌混浮浮选矿浆pH显中性，而使用对铜锌选择性更好、对黄铁矿捕收能力弱的铜锌矿物捕收剂(例如乙硫氨酯、丁铵黑药)可尽可能降低铜锌混合精矿中黄铁矿的夹杂，在中性条件下更有利于矿山伴生贵金属金、银的回收，降低尾矿中的金属流失；而铜锌混浮精矿中少量夹杂上浮的黄铁矿可在步骤S5中，在重力差的作用下，黄铁矿沉降至浮选柱底流的铜精矿之中；

(3)本发明获得的锌精矿含Zn>50％，含Cu<1％，铜精矿含Cu12％～15％，含Zn<3％，其中锌精矿达到国家二级品要求，铜精矿达到五级品要求，采用本发明处理铜锌混合精矿获得的铜精矿其主要的杂质组分为黄铁矿(FeS2)，该部分含硫杂质可在铜精矿火法冶炼过程中在造锍和吹炼两阶段作为二氧化硫进行制硫酸回收；

(4)本发明提出的工艺的处理成本和设备配置要求远低于优先浮选工艺和混合浮选-混合精矿浮铜抑锌分离工艺，尤其是针对铜、锌原矿品位较低的铜锌硫化矿矿山其产品的产出经济效益更高，具有广泛的应用前景。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例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的附图。

图1本发明的实施例的工艺流程图。

图中，球磨机A、旋流器B、浮选机C、立式搅拌磨机D、浓密设备E、调浆搅拌桶F、粗选浮选柱G、精选浮选柱H、I铜锌硫化矿原矿矿石、J乙硫氨酯/丁铵黑药、K草酸/醋酸/清水、L硫酸铜/MIBC、N硫酸铜、M锌精矿、O铜精矿、P尾矿库、Q浓密溢流。

具体实施方式

下面结合具体实施例，进一步阐述本发明。这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。

实施例1

云南某铜锌硫化矿矿山为典型的铜锌矿物细粒浸染低品位铜锌矿山，其原矿矿石化学多元素分析结果如表1所示，同时经镜下分离和铜锌物相分析可知，该矿山产出的原矿中铜主要以原生硫化铜(黄铜矿)赋存，分布率占90.45％，锌主要以原生硫化锌(闪锌矿)形式赋存，分布率为95.65％，金属矿物除黄铜矿、闪锌矿外，同时含有少量的黄铁矿，占矿物总含量的4.3％，脉石矿物主要为石英，并含有部分方解石云母类矿物，矿石中黄铜矿、闪锌矿呈微细粒嵌布，且部分以相互包裹态交代于黄铁矿的裂隙间。

表1矿石化学多元素分析结果/％

组分

Cu

Zn

Pb

Fe

As

S

含量

0.36

1.89

0.02

3.12

<0.01

3.19

组分

SiO2

Al2O3

MgO

CaCO3

Na2O

K2O

含量

52.49

7.76

3.17

5.79

0.31

0.42

根据附图1所示的工艺流程处理云南某铅锌硫化矿原矿

(1)将云南某铜锌硫化矿原矿矿石经原矿粗碎-中碎-细碎处理至-3mm后，输送至球磨机中磨矿处理，磨矿溢流进入至水力旋流器分离，控制分级溢流粒径为-0.074mm占68％，分级底流返回至球磨机入口，溢流部分经泵输送至调浆搅拌桶中，在浮拌中加入丁铵黑药作为铜锌混浮的捕收剂，捕收剂用量为60g/t，浮选矿浆pH为7，后引流至浮选机中充气浮选获得泡沫层和槽底尾矿，泡沫层经机械刮板刮出为铜锌混合精矿，该精矿含Cu5.35％、Zn 33.97％，铜锌混浮尾矿含Cu 0.093％、Zn 0.173％，直接抛废；

(2)铜锌混合精矿引流至立式搅拌磨中进行再磨处理，控制立磨机中钢球添加量和矿浆停留时间，得到经立磨机处理后的溢流，控制再磨溢流产品粒级为-0.039mm占85％，再磨溢流浓度为23％；

(3)再磨溢流输送至浓密斗中浓密，浓密后的底流浓度为55％，浓密溢流浓度为0，浓密溢流引流至铜锌混合浮选调浆搅拌桶中；

(4)浓密后的底流经泵输送至搅拌桶中，并补加清水至矿浆浓度23％，在搅拌桶中加入用量为150g/t的草酸调整矿浆pH至5～6，并添加用量为500g/t的硫酸铜和用量为100g/t的MIBC，充分调浆搅拌后输送至微泡浮选柱给料仓中；

(5)经硫酸铜及MIBC充分作用后的矿浆输送至微泡旋流浮选柱粗选作业中，粗选浮选柱气枪充气量为0.3m³/h，浮选柱上层泡沫层厚度为15cm，通过机械刮板将泡沫层刮出为锌粗精矿，粗选浮选柱底流部分为铜精矿，锌粗精矿引流至精选浮选柱中，精选浮选柱中添加用量为150g/t的硫酸铜，精选浮选柱气枪充气量为0.2m³/h，浮选柱泡沫层高度为10cm，通过机械刮板将泡沫层刮出为锌精矿，精选浮选柱底流引流至粗选浮选柱前搅拌桶之中。

获得的铜、锌浮选选矿指标如表2所示。

表2云南铜锌矿铜锌混浮-铜锌分离浮选选矿指标/％

所得锌精矿含Cu 1.19％、Zn 50.80％，铜精矿含Cu 13.32％、Zn 1.67％，锌精矿中锌回收率达到89.76％，铜精矿中铜回收率为63.56％。

实施例2

内蒙古某低品位铜锌硫化矿原矿含Cu 0.14％、Zn 0.44％，按如附图1所示的工艺处理该矿山原矿矿石。

(1)将原矿矿石经磨矿分级后得到入选细度为-0.074mm占70％的原矿矿浆，原矿矿浆在浮选机中浮选作业，浮选过程中加入乙硫氨酯，用量为60g/t，得到铜锌混合精矿和混浮尾矿；

(2)铜锌混合精矿经立磨机处理，控制立磨溢流产品粒径为-0.039mm占85％，产品经浓泥斗浓密后浓密底流进入调浆搅拌桶中调浆搅拌，加入80g/t醋酸至矿浆pH至5，并添加600g/t硫酸铜和120g/t MIBC，搅拌后矿浆输送总微泡浮选柱中，控制浮选柱充气量为0.5m³/h，泡沫层高度25cm，泡沫精矿为锌精矿，浮选柱底流为铜精矿。

获得选矿指标如表3所示。

表3内蒙古铜锌矿选矿指标(％)

所得锌精矿含Cu 0.89％、Zn 52.60％，铜精矿含Cu 15.12％、Zn 1.32％。

从实施例的结果来看，本发明获得的锌精矿达二级品要求，同时铜精矿含Zn<2％，相比于传统的铜锌分离工艺，大幅降低了精矿中的金属互含，有效提高了资源产值，具有较好的经济性。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，包括以下步骤：

S2、对铜锌混合精矿进行再磨处理；

S4、浓密底流部分进行调浆处理，使矿浆pH为弱酸性；

2.根据权利要求1所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，所述磨矿分级处理后所得物料中粒级在-0.074mm的入选物料占总物料重量的70％。

3.根据权利要求1所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，所述铜锌混合浮选是指磨矿分级处理后所得物料经搅拌调浆后，加入铜锌矿物捕收剂进行充气铜锌混合浮选，获得铜锌混合精矿和尾矿。

4.根据权利要求3所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，所述铜锌矿物捕收剂为乙硫氨酯、丁铵黑药中的一种或两种，用量为60g/t～80g/t。

5.根据权利要求1所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，S2中，所述再磨处理采用的设备为立式搅拌磨机，再磨处理后所得产品为：粒径为-0.039mm的物料占总物料总量的85％。

6.根据权利要求1所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，所述浓密脱水处理使用浓密设备进行，所述浓密设备为浓密机或浓泥斗；所述浓密底流中矿浆质量浓度为45％～50％。

7.根据权利要求1所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，S4中加入酸调矿浆pH，所述酸为草酸或醋酸中的一种，所述酸的质量分数浓度为1％～5％，酸用量为80g/t～120g/t。

8.根据权利要求1所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，S5中，所述充气粗选和充气精选均采用浮选柱进行充气浮选；在所述充气粗选过程中，硫酸铜用量为400g/t～600g/t；所述醇类起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为100g/t～150g/t；在所述充气精选过程中，硫酸铜用量为100g/t～150g/t；浮选柱充气气量控制在0.01～0.03m³/h，同时控制浮选柱精矿泡沫层高度为10cm～20cm。

9.根据权利要求8所述的铜锌硫化矿选矿分离的方法，其特征在于，S5中，在粗选浮选过程中，在浮选柱中加入硫酸铜和MIBC，浮选柱精选泡沫为铜精矿；在精选浮选过程中，浮选柱精选泡沫为锌精矿，浮选柱精选的底流返回至S4步骤的调浆搅拌桶中。

10.一种实现权利要求1～9任一项所述方法的铜锌硫化矿选矿分离系统，其特征在于，包括依次连通的球磨机、旋流器、浮选机、立式搅拌磨机、浓密设备、调浆搅拌桶、粗选浮选柱和精选浮选柱；

所述浓密设备的浓密底流出液口与调浆搅拌桶入液口连通；

所述调浆搅拌桶通过泵与粗选浮选柱入液口连通；

所述精选浮选柱的底流出液口与调浆搅拌桶的入液口连通。