一种含砷铜锌多金属硫化矿的选矿工艺

摘要

本发明涉及一种含砷铜锌多金属硫化矿的选矿工艺。该工艺采用重选-浮选联合流程对矿石中的砷、铜、锌矿物进行分离，即先利用重选脱除砷，再将重选尾矿利用浮选进行铜锌分离。本工艺的优点是：利用该工艺可将铜、锌精矿中砷的含量降低至0.5％以下，得到含砷合格的铜、锌精矿。利用该工艺设备简单，无污染，指标稳定。

说明书

技术领域

本发明涉及一种含砷铜锌多金属硫化矿的选矿工艺。本发明所指的含铜锌硫化矿是指有用矿物为铜硫化物或有用矿物为铜硫化物和锌硫化物的矿石，本发明所指的砷为毒砂。

背景技术

毒砂在硫化矿中是一种分布很广的矿物，大多见于高温和中温热液矿床，并且常常与黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿等硫化矿物密切共生。此外，几乎在所有的情况下，砷都有害杂质。选矿中砷的存在，不仅影响了精矿产品的质量，不利于提高产品销售价格，销售途径也不广泛，同时还影响了后续的冶金处理过程，并带来了严重的环境问题。随着环境立法的日趋完善与严格，对冶炼精矿产品中所允许的砷含量也日趋降低。鉴于此可知，对含砷矿石进行深入的除砷研究，不但是选冶环保的要求，也将成为合理有效利用矿产资源的有效途径之一。因此，为有效地除去矿石中的砷，还需做更多的研究。

发明内容

本发明的目的是提供一种含砷铜锌多金属硫化矿的选矿工艺，利用该工艺能显著降低精矿中砷的含量，得到合格的精矿，且操作简单，无污染。

本发明的目的可以通过以下措施来实现：

该工艺的特点是利用重选-浮选联合流程实现对高砷含铜锌硫化矿的分选，即将原矿磨至一定粒度，先利用重选将比重比较大的毒砂分离出来，再将重选尾矿利用浮选实现铜锌矿物的分离。

(1)采用重选法除掉毒砂；

(2)重选入选粒度为-250μm至-104μm；

(3)重选的矿浆调浆浓度为10-15％(重量百分数，下同)；

(4)重选尾矿采用优先选铜或铜锌混选再分离方案对铜锌进行浮选回收；

(5)重选尾矿(铜锌浮选给矿)的入选粒度为-74μm 55％-95％(重量百分数，下同)；

(6)重选尾矿(铜锌浮选给矿)的浮选矿浆浓度为25-30％(重量百分数，下同)；

(7)重选尾矿(铜锌浮选给矿)的浮选药剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中两种配合使用(配比为1∶1重量比，下同)，药剂用量为30-75g/t，时间为12-15分钟；

重选脱除矿石中所含毒砂所用的设备为摇床或螺旋溜槽。

本艺的优点是：利用该工艺能显著降低精矿中砷的含量，得到合格的精矿，且操作简单，无污染。

附图说明

图1为本发明提供的含砷铜锌多金属硫化矿的选矿工艺流程示意图，重选尾矿采用铜锌混浮再分离方案。

图2为本发明提供的含砷铜锌多金属硫化矿的选矿工艺流程示意图，重选尾矿采用优先选铜再选锌方案。

图3为本发明实例中提供的传统优先选铜再选锌，高碱或氰化钠抑制毒砂的工艺流程示意图，用于与本发明对比。

图4为本发明实例中提供的传统铜锌混选再分离，高碱或氰化钠抑制毒砂工艺流程示意图，用于与本发明对比。

具体实施方式

实施例1

我国某高砷含铜锌复杂多金属硫化矿，矿石是以有用矿物黄铜矿和闪锌矿为主的矿石。除有益元素构成的这些有用矿物外，矿石中还存在有大量的毒砂、黄铁矿及少量磁黄铁矿等硫化矿物。脉石矿物主要是石英、长石和粘土矿物等。

矿石中铜含量为0.4％，锌0.8％，含砷为1.87％(重量百分数)。

利用本发明方法，即将原矿磨至-150μm(即重选入选粒度为-150μm)进行重选除砷，重选的矿浆调浆浓度为15％。摇床尾矿(-74μm 65％，重量百分数，下同)直接利用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯+乙基黄原酸钠(配比为1∶1)进行铜锌混浮后再分离，浮选矿浆浓度为30％，药剂总用量为55g/t，混合浮选的浮选时间为14分钟，试验结果见表1。

采用传统优先选铜再选锌，高碱或氰化钠抑制毒砂的工艺见图3，磨矿细度为-74μm 65％(重量百分数)，实验结果见表1，用于与本发明对比。

采用传统铜锌混选再分离，高碱或氰化钠抑制毒砂工艺见图4，磨矿细度为-74μm 65％(重量百分数)，实验结果见表1，用于与本发明对比。

实施例2

矿石来源同实施例1。

利用本发明方法，即将原矿磨至-150μm进行重选除砷，重选的矿浆调浆浓度为15％。摇床尾矿(-74μm65％)直接利用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯进行优先选铜，选铜后尾矿再采用乙基黄原酸钠选锌，浮选矿浆浓度为30％，药剂用量各为30g/t，选铜时间为9分钟，选锌时间为7分钟。试验结果见表1。

实施例3

矿石来源同实施例1。

利用本发明方法，即将原矿磨至-150μm进行重选除砷，重选的矿浆调浆浓度为15％。摇床尾矿(-74μm65％)直接利用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯进行优先选铜，选铜后尾矿再采用乙基黄原酸钠选锌，浮选矿浆浓度为25％，药剂用量各为30g/t，选铜时间为9分钟，选锌时间为7分钟。试验结果见表1。

实施例4

矿石来源同实施例1。

利用本发明方法，即将原矿磨至-124μm进行重选除砷，重选的矿浆调浆浓度为10％。摇床尾矿(-74μm60％)直接利用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯进行优先选铜，选铜后尾矿再采用乙基黄原酸钠选锌，浮选矿浆浓度为28％，药剂用量各为30g/t，选铜时间为9分钟，选锌时间为7分钟。试验结果见表1。

表1不同工艺结果

从表1可以看出，无论是实施例1还是实施例2，利用本发明提供的工艺可以得到杂质含量达到冶炼要求的铜、锌精矿(相应品级的精矿含砷应小于0.5％)，且三种矿物的回收率基本不受影响。

采用传统优先选铜再选锌或铜锌混选再分离，高碱或高碱+氰化钠抑制毒砂的工艺，均不能得到含砷达标的精矿。其中，高碱+氰化钠工艺所得的指标稍好。

从上面的分析可知，利用本发明提供的重选-浮选联合流程实现高砷含铜锌硫化矿的降砷具有明显的优越性，且避开了氰化钠等对环境极度污染的因素。