一种细浸染体铜铅锌硫复杂多金属矿的选矿方法

摘要

本发明涉及本发明一种细浸染体铜铅锌硫复杂多金属矿的选矿方法，采用的技术方案是依据细浸染体铜铅锌黄铁矿型多金属矿矿石性质特点，采用全硫混浮-铜铅部分混浮分离-锌硫优先浮选流程，并采用浓缩加细磨方式实现深度脱药，该方法脱药彻底，同时有效消除矿泥对浮选的影响，最大程度地分离回收分离铜铅锌硫，显著降低精矿互含。

说明书

一.技术领域

本发明涉及冶金行业，具体说是一种细浸染体铜铅锌硫复杂多 金属矿的选矿方法，特别适合处理细粒-微细粒嵌布的铜铅锌黄铁矿 型多金属矿矿石。

二.背景技术

细浸染体铜铅锌黄铁矿型多金属矿矿石性质极其复杂，主要的硫 化矿，如黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等，不仅具有相近的浮选特性，而 且铜铅锌金属硫化矿矿物之间共生关系非常紧密，金属互含高，黄铜 矿、方铅矿的嵌布粒度属于细粒-微细粒，尤其是微细粒黄铜矿以极 细（0.05mm～0.001mm）的粒度稀疏或稠密分散状浸染在闪锌矿中， 铜矿物与锌矿物彼此解离困难。矿石中白云石含量高，泥化现象严重， 加大选矿分离难度。

对于此类黄铁矿含量很高的细浸染多金属矿石，目前多采用直接 优先浮选和部分混合-优先浮选方法。由于金属矿物嵌布粒度极细以 及各矿物之间紧密共生，采用直接优先浮选方法进行分离的工艺指标 很差，精矿互含很高。此外，采用直接优先浮选方式，对浮选特性相 近的硫化铜、硫化铅和硫化锌进行优先浮选时，如果这些成分在矿石 开采过程中已经被氧化，则更难达到浮选效果。采用部分混合-优先 浮选方法，对闪锌矿和黄铁矿进行抑制后，可得到铜铅混合精矿再分 离；采用相应的活化措施后，从铜铅浮选尾矿中提取闪锌矿和黄铁矿。 但部分混合-优先浮选方法的主要缺点是，由于抑制深度不足，容易 造成锌矿物进入铜铅精矿中；而提高抑制剂用量对锌矿物进行深度抑 制的情况下，将使部分硫化铜会残留在铜铅浮选尾矿中。此外，由于 铜和铅具有很高的浮选活性，铜铅混合精矿分离也难以实现。

针对该类细浸染体铜铅锌黄铁矿型多金属硫化矿石，开发出一种 分选效果好，互含低，适合矿石性质特点的选矿工艺，对提高矿业开 发科技进步具有重要意义。

三.发明内容

本发明的目的在于开发一种分离效果显著，互含低，对细浸染体 复杂铜铅锌硫多金属矿石适应性强的选矿新方法。为了达到以上目 的，本发明一种细浸染体铜铅锌硫复杂多金属矿的选矿方法，采用的 技术方案是依据细浸染体铜铅锌黄铁矿型多金属矿矿石性质特点，采 用全硫混浮-铜铅部分混浮分离-锌硫优先浮选流程，并采用浓缩加细 磨方式实现深度脱药。首先原矿石磨矿后（磨矿细度-0.074mm95%） 浮选全部硫化矿物。对全硫混浮精矿添加六偏磷酸钠、硫化钠和活性 炭进行浓缩和再磨（磨矿细度-0.045mm95%）后，以碳酸钠、石灰、 亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌硫，在矿浆рН值为8.5～9.0的条件下进行 铜铅部分混合浮选；再对铜铅混选精矿添加六偏磷酸钠、硫化钠和活 性炭进行浓缩和再磨（磨矿细度-0.038mm95%）后，以亚硫酸钠和重 铬酸钾抑制方铅矿，铜捕收剂选用Z-200；以石灰和硫酸锌再次抑制 锌硫，铅捕收剂选用SN-9，经分离得到铜精矿和铅精矿；对铜铅部 分混合浮选尾矿添加石灰抑制黄铁矿，添加硫酸铜活化闪锌矿，在矿 浆рН值为11.0～11.5的条件下，以丁基黄药为捕收剂浮选得到锌精 矿；添加硫酸活化黄铁矿，在矿浆рН值为6.0～6.5的条件下，以丁 基黄药为捕收剂浮选得到硫精矿。

本发明具体包括以下步骤：

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和碳 酸钠（b）用量500～550g/t（以原矿石干矿重量计，下同），至磨矿 产品磨矿细度为-0.074mm占95%；

2）全硫两次混合粗选：控制矿浆рН值为7.5～8.0，在浮选机 内进行两次全硫混合粗选，第一次全硫混合粗选添加捕收剂丁基黄药 （c）用量70～75g/t和2#油（d）用量35～40g/t，第二次全硫混合 粗选添加丁基黄药（c）用量35～40g/t和2#油（d）用量20～25g/t， 两次全硫混合粗选精矿合并进入浓缩脱水作业，全硫混合粗选尾矿进 行全硫混合扫选；

3）全硫混合扫选：添加捕收剂丁基黄药（c）用量20～25g/t和 2#油（d）用量10～15g/t进行全硫混合扫选，全硫混合扫选尾矿即为 最终尾矿，全硫混合扫选精矿返回上一作业循环；

4）全硫混选精矿浓缩脱水：在全硫混选精矿中添加六偏磷酸钠 （e）用量200～250g/t、硫化钠（f）用量100～120g/t和活性炭（g） 用量100～120g/t进行浓缩脱水作业，经浓缩脱水后的全硫混选精矿 进入再磨作业；

5）全硫混选精矿再磨：在磨矿机中添加碳酸钠（b）用量500～ 550g/t、石灰（h）用量500～550g/t、亚硫酸钠（i）用量400～450g/t 和硫酸锌（j）用量200～250g/t，对经浓缩脱水后的全硫混选精矿进 行磨矿，至磨矿产品磨矿细度为-0.045mm占95%；

6）铜铅两次部分混合粗选：在矿浆рН值为8.5～9.0的条件下， 依次添加矿泥分散剂六偏磷酸钠（e）用量100～150g/t、抑制剂亚硫 酸钠（i）用量400～450g/t和硫酸锌（j）用量200～250g/t、捕收剂 SN-9（k）用量20～25g/t和Z-200（l）用量20～25g/t进行铜铅第一 次部分混合粗选，再依次添加矿泥分散剂六偏磷酸钠（e）用量50～ 100g/t、抑制剂亚硫酸钠（i）用量200～250g/t和硫酸锌（j）用量100～ 150g/t、捕收剂SN-9（k）用量10～15g/t和Z-200（l）用量10～15g/t 进行铜铅第二次部分混合粗选，铜铅两次部分混合粗选精矿合并进入 铜铅精选作业，铜铅部分混合粗选尾矿进行锌粗选；

7）铜铅两次精选：依次添加六偏磷酸钠用量（e）50～100g/t、 亚硫酸钠（i）用量200～250g/t和硫酸锌（j）用量100～150g/t、捕 收剂SN-9（k）用量15～20g/t和Z-200（l）用量15～20g/t进行第 一次铜铅精选，再依次添加六偏磷酸钠（e）用量50～100g/t、抑制 剂亚硫酸钠（i）用量100～150g/t和硫酸锌（j）用量50～100g/t进 行第二次铜铅精选，经过两次精选后的铜铅精矿进入浓缩脱水作业， 两次铜铅精选各尾矿顺序返回到上一作业循环；

8）铜铅精矿浓缩脱水：在铜铅精矿中添加六偏磷酸钠（e）用量 200～250g/t、硫化钠（f）用量100～120g/t和活性炭（g）用量100～ 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；

9）铜铅精矿再磨：在磨矿机中添加硫化钠（f）用量100～120g/t 和活性炭（g）用量100～120g/t，对经浓缩脱水后的铜铅精矿磨矿， 至磨矿产品磨矿细度为-0.038mm占95%；

10）铜粗选：添加抑制剂亚硫酸钠（i）用量500～550g/t、重铬 酸钾（m）用量100～120g/t和捕收剂Z-200（l）用量20～25g/t进行 铜粗选，铜粗选精矿进入铜精选，铜粗选尾矿进行铜扫选；

11）铜三次精选：添加亚硫酸钠（i）用量200～250g/t、重铬酸 钾（m）用量50～55g/t进行第一次铜精选，再添加亚硫酸钠（i）用 量100～150g/t、重铬酸钾（m）用量25～30g/t进行第二次铜精选， 不添加任何药剂进行铜第三次空白精选得到铜精矿，铜三次精选各尾 矿顺序返回到上一作业循环；

12）铜扫选：添加亚硫酸钠（i）用量200～250g/t、重铬酸钾（m） 用量50～55g/t和捕收剂Z-200（l）用量10～15g/t进行铜扫选，铜 扫选尾矿进入铅粗选作业，铜扫选精矿返回到上一作业循环；

13）铅粗选：添加石灰（h）用量800～850g/t、硫酸锌（j）用量 400～450g/t和SN-9（k）用量20～25g/t进行铅粗选，铅粗选精矿进 入铅精选作业，铅粗选尾矿进行铅扫选；

14）铅两次精选：添加硫酸锌（j）用量100～150g/t进行第一次 铅精选，不添加任何药剂进行第二次铅精选得到铅精矿，铅二次精选 各尾矿顺序返回到上一作业循环；

15）铅扫选：添加硫酸锌（j）用量200～250g/t和SN-9（k）用 量10～15g/t进行铅扫选，铅扫选尾矿返回锌粗选作业，铅扫选精矿 返回到上一作业循环；

16）锌粗选：添加石灰（h）用量1500～1550g/t、活化剂硫酸铜 （n）用量300～350g/t，捕收剂丁基黄药（c）用量40～45g/t和2# 油（d）用量20～25g/t，在矿浆рН值为11.0～11.5的条件下，进行 锌粗选，锌粗选精矿进入锌精选作业，锌粗选尾矿进行锌扫选；

17）锌三次精选：保持矿浆рН值为11.0～11.5，添加石灰（h） 用量200～250g/t进行第一次锌精选，添加石灰（h）用量100～150g/t 进行第二次锌精选，不添加任何药剂进行第三次锌空白精选得到锌精 矿，锌三次精选各尾矿顺序返回到上一作业循环；

18）锌扫选：添加捕收剂丁基黄药（c）用量20～25g/t和2#油 （d）用量10～15g/t进行锌扫选，锌扫选尾矿进入硫粗选作业，锌扫 选精矿返回到上一作业循环；

19）硫粗选：添加活化剂硫酸（o）用量1000～1050g/t，调整矿 浆рН值为6.0～6.5，再添加捕收剂丁基黄药（c）用量40～45g/t和 2#油（d）用量20～25g/t进行硫粗选，硫粗选精矿进入硫精选作业， 硫粗选尾矿进行硫扫选；

20）硫两次精选：不添加任何药剂进行硫的两次精选作业得到硫 精矿，硫二次精选各尾矿顺序返回到上一作业循环；

21）硫扫选：添加捕收剂丁基黄药（c）用量20～25g/t和2#油 （d）用量10～15g/t进行硫扫选，硫扫选尾矿返回全硫混合扫选作业， 硫扫选精矿返回到上一作业循环。

本发明的特点：

采用全硫混浮-铜铅部分混浮分离-锌硫优先浮选流程，并充分细 磨脱药，对于处理具有总体浸染特点的复杂多金属硫化矿石效果显 著。该方法脱药彻底，同时有效消除矿泥对浮选的影响，最大程度地 分离回收分离铜铅锌硫，显著降低精矿互含。

四.附图说明

图1是本发明一种细浸染体铜铅锌硫复杂多金属矿的选矿方法的 流程图。

图中标注：a：硫化钠，b：碳酸钠，c：丁基黄药，d：2#油，e： 六偏磷酸钠，f：硫化钠，g：活性炭，h：石灰，i：亚硫酸钠，j：硫 酸锌，k：SN-9，l：Z-200，m：重铬酸钾，n：硫酸铜，o：硫酸。

五.具体实施方式

以下结合附图对本发明作进一步描述

下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。内蒙古 自治区某多金属矿床为细浸染体铜铅锌黄铁矿型多金属矿，矿石性质 极其复杂，铜铅锌矿物共生关系紧密，嵌布粒度微细，分选难度大。 采用该矿区不同矿样进行试验对比，实施例1使用的矿石含Cu 3.18%，Pb4.10%，Zn7.70%，S22.28%；实施例2使用的矿石含 Cu4.30%，Pb6.41%，Zn11.45%，S30.10%。

实施例1：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用量225g/t和碳酸钠用量525g/t （以原矿石干矿重量计，下同），至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占 95%；控制矿浆рН值为7.5～8.0，在浮选机内进行两次全硫混合粗选， 第一次全硫混合粗选添加捕收剂丁基黄药用量72g/t和2#油用量 37g/t，第二次全硫混合粗选添加丁基黄药用量37g/t和2#油用量 22g/t，两次全硫混合粗选精矿合并进入浓缩脱水作业，全硫混合粗选 尾矿进行全硫混合扫选；添加捕收剂丁基黄药用量22g/t和2#油用量 12g/t进行全硫混合扫选，全硫混合扫选尾矿即为最终尾矿，全硫混 合扫选精矿返回上一作业循环；在全硫混选精矿中添加六偏磷酸钠用 量225g/t、硫化钠用量110g/t和活性炭用量110g/t进行浓缩脱水后， 在磨矿机中添加碳酸钠用量525g/t、石灰用量525g/t、亚硫酸钠用量 425g/t和硫酸锌用量225g/t进行再磨至磨矿产品磨矿细度为 -0.045mm占95%；调整矿浆рН值为8.5～9.0，依次添加矿泥分散剂 六偏磷酸钠用量125g/t、抑制剂亚硫酸钠用量425g/t和硫酸锌用量 225g/t、捕收剂SN-9用量22g/t和Z-200用量22g/t进行铜铅第一次 部分混合粗选，依次添加矿泥分散剂六偏磷酸钠用量75g/t、抑制剂 亚硫酸钠用量225g/t和硫酸锌用量125g/t、捕收剂SN-9用量12g/t 和Z-200用量12g/t进行铜铅第二次部分混合粗选，铜铅两次混合粗 选精矿合并进入铜铅精选作业，铜铅部分混合粗选尾矿进行锌粗选； 依次添加六偏磷酸钠用量75g/t、亚硫酸钠用量225g/t和硫酸锌用量 125g/t、捕收剂SN-9用量17g/t和Z-200用量17g/t进行第一次铜铅 精选，再依次添加六偏磷酸钠用量75g/t、抑制剂亚硫酸钠用量125g/t 和硫酸锌用量75g/t进行第二次铜铅精选，经过两次精选后的铜铅精 矿进入浓缩脱水作业，两次铜铅精选各尾矿顺序返回到上一作业循 环；在铜铅精矿中添加六偏磷酸钠用量225g/t、硫化钠用量110g/t和 活性炭用量110g/t进行浓缩脱水作业，在磨矿机中添加硫化钠用量 110g/t和活性炭用量110g/t对经浓缩脱水后的铜铅精矿磨矿，至磨矿 产品磨矿细度为-0.038mm占95%；再添加抑制剂亚硫酸钠用量 525g/t、重铬酸钾用量110g/t和捕收剂Z-200用量22g/t进行铜粗选， 铜粗选精矿进入铜精选作业，铜粗选尾矿进行铜扫选；添加亚硫酸钠 用量225g/t、重铬酸钾用量52g/t进行第一次铜精选，再添加亚硫酸 钠用量125g/t、重铬酸钾用量27g/t进行第二次铜精选，不添加任何 药剂进行铜第三次空白精选得到铜精矿，铜三次精选各尾矿顺序返回 到上一作业循环；添加亚硫酸钠用量225g/t、重铬酸钾用量52g/t和 捕收剂Z-200用量12g/t进行铜扫选，铜扫选尾矿进入铅粗选作业， 铜扫选精矿返回到上一作业循环；添加石灰用量825g/t、硫酸锌用 量425g/t和SN-9用量22g/t进行铅粗选，铅粗选精矿进入铅精选作 业，铅粗选尾矿进行铅扫选；添加硫酸锌用量125g/t进行第一次铅精 选，不添加任何药剂进行第二次铅精选得到铅精矿，铅二次精选各尾 矿顺序返回到上一作业循环；添加硫酸锌用量225g/t和SN-9用量 12g/t进行铅扫选，铅扫选尾矿返回锌粗选作业，铅扫选精矿返回到 上一作业循环；添加石灰用量1525g/t、活化剂硫酸铜用量325g/t，捕 收剂丁基黄药用量42g/t和2#油用量22g/t，在矿浆рН值为11.0～11.5 的条件下，进行锌粗选，锌粗选精矿进入锌精选作业，锌粗选尾矿进 行锌扫选；保持矿浆рН值为11.0～11.5，添加石灰用量225g/t进行第 一次锌精选，添加石灰用量125g/t进行第二次锌精选，不添加任何药 剂进行第三次锌空白精选得到锌精矿，锌三次精选各尾矿顺序返回到 上一作业循环；添加捕收剂丁基黄药用量22g/t和2#油用量12g/t进 行锌扫选，锌扫选尾矿进入硫粗选作业，锌扫选精矿返回到上一作业 循环；添加活化剂硫酸用量1025g/t，调整矿浆рН值为6.0～6.5，再 添加捕收剂丁基黄药用量42g/t和2#油用量22g/t进行硫粗选，硫粗 选精矿进入硫精选作业，硫粗选尾矿进行硫扫选；不添加任何药剂进 行硫的两次精选作业得到硫精矿，硫二次精选各尾矿顺序返回到上一 作业循环；添加捕收剂丁基黄药用量22g/t和2#油用量12g/t进行硫 扫选，硫扫选尾矿返回全硫混合扫选作业，硫扫选精矿返回到上一作 业循环。

实施例2：按照图1本发明工艺流程实施方式，试验步骤及工艺 参数、药剂制度与实施例1完全相同。本发明实施例1、实施例2具 体的工艺指标见表1。

表1本发明实施例工艺指标

由表1所示的实施例1、实施例2实施例的实施结果表明，采用 本发明方法，实施例1原矿石含Cu3.18%，Pb4.10%，Zn7.70%， S22.28%，可得到铜品位20.25％、铜回收率89.21％的铜精矿，铅品 位61.51％、铅回收率85.36％的铅精矿，锌品位55.29%、锌回收率 88.82％的锌精矿；实施例2原矿石含Cu4.30%，Pb6.41%，Zn11.45%， S30.10%，获得铜品位21.77％、铜回收率87.13％的铜精矿，铅品位 63.51％、铅回收率85.41％的铅精矿，锌品位56.20%、锌回收率88.74 ％的锌精矿。该方法脱药彻底，同时有效消除矿泥对浮选的影响，分 选指标优异，能最大程度地回收分离铜铅锌硫，显著降低精矿互含。