专利名称：一种提高铜锌硫化矿石金回收率的选矿方法
技术领域：
本发明涉及提高多金属硫化矿石金回收率的选矿工艺，特别是一种提高铜锌硫化矿石金回收率的选矿方法。
二.
背景技术：
从有色金属矿产资源中回收伴生金矿物已在金生产中占有重要地位。我国有色金属矿产资源中伴生金的储量非常大，开展提高载金矿物中伴生金回收率研究，既是对矿产资源综合开发和研究利用，提高企业经济效益，又可以减少公害，保护环境，促进矿山企业的可持续性发展。伴生金矿物比重大，在硫化矿物、脉石矿物中呈粗细粒不均勻嵌布，在浮选中与主金属的富集状态不尽相同。因此，在浮选伴生金时，单体游离金和粗粒金载体矿物的回收不理想。此外，多金属硫化矿考虑工艺流程和药剂制度都以主金属矿物为主，浮选药剂制度难以满足对伴生金回收的要求。目前研发的金特效捕收剂种类不多，且适应矿石的能力不强， 铜锌硫化矿石浮选往往在金矿物受到抑制的高碱介质中进行，加之金矿物可浮性脆弱，容易在铜锌混合浮选和铜锌分离浮选时受添加药剂的抑制，伴生金的回收率低。从理论上及工艺可行性上说，采用单一浮选工艺难以达到金在铜精矿中所预期的富集程度，通过浮选将金选入铜精矿中，出售给冶炼厂，一是存在金回收率低的问题；二是采用单一浮选工艺铜精矿含金品位难以达到lg/t，矿金不能计价，影响矿山企业的经济效益。例如，阿舍勒铜矿是一座大型有色金属矿床，其原矿中金矿物可浮性脆弱，容易在铜锌混合浮选和铜锌分离浮选时受添加药剂的抑制。浮选过程中进入铜精选系统的金量有限，大部分游离金因受到抑制剂作用导致浮游滞后而进入锌选别系统。由于矿石性质原因及铜锌回收工艺本身的限制，能够富集在铜精矿中的金较少。尤其由于原矿金品位的下降， 在原矿含金< 0. 4g/t时，金在铜精矿中的富集品位达不到lg/t的计价要求，严重影响矿山经济效益。寻求一种经济合理又能有效提高伴生金回收率的有效方法，具有重要意义。
三.
发明内容
针对复杂铜锌硫化矿石伴生金在铜精矿中的品位达不到lg/t的计价要求，金回收率很低的情况，克服目前工艺技术存在的不足，本发明的目的是提供一种合理高效的选矿工艺，在回收主金属铜、锌的同时将伴生金进行综合回收，提高金回收率，增加企业经济效益。为了达到以上目的，本发明采用的技术方案是考虑到铜锌硫多金属硫化矿石含有中粗粒金矿物，为了提高金回收率，采用以浮选为主、辅以尼尔森重选预选的组合选矿工艺，该组合工艺由混合浮选、分离浮选与一次尼尔森重选预选组成。1)混合浮选首先将破碎好的铜锌硫含金多金属矿石磨矿至可解离粒度后，对原矿浆进行一次混合粗选、两次混合扫选的混合浮选，得到混合浮选粗精矿，混尾矿最终抛尾；幻尼尔森重选预选将尼尔森选矿机的各工艺参数调节到合适范围，以混合浮选粗精矿作为尼尔森选矿机的给料，给入尼尔森选矿机并在富集锥内进行选别，在离心力和反冲水力的共同作用下，单体游离金能克服水的径向阻力，离心沉降或钻隙沉降在精矿床内，得到尼尔森重选粗金矿砂；幻分离浮选将尼尔森重选尾矿浆浓缩后，再磨至适合的分离细度，依次进行包括一次粗选、三次铜精选、二次铜扫选的铜与锌硫分离浮选，以及包括一次粗选、三次锌精选、二次锌扫选的锌与硫分离浮选，分别得到浮选铜精矿、锌精矿及锌尾矿；4)将幻得到的重选粗金矿砂并入幻得到的浮选铜精矿，经过充分混勻，得到可销售的铜精矿。尼尔森选矿机是基于离心原理的强化重力选矿设备。本发明解决了已有的单一浮选工艺不能有效的回收金的难题，不改变已有工艺，只是简单巧妙地在混合浮选与分离浮选之间加以尼尔森重选预选适时回收游离金(即已解离金粒)，将尼尔森粗金矿砂混入浮选铜精矿后能够有效的提高铜精矿中金品位和金回收率。尼尔森重选不但能有效回收金， 而矿浆在富集锥内受到轴向水流冲力和离心力轴向分力的作用下流动停留同时增强了搅拌脱药效果，有利于后续分离浮选和提高分选指标。本发明工艺适应性广、流程简单、易于操作，对环境友好、生产成本低、金回收率高、铜锌分选效果好，可提高资源利用率，增加企业效益。采用本发明的选矿工艺使金在铜精矿中的富集品位能够稳定> lg/t，金回收率比已有的工艺指标高20%以上，游离单体金基本全部得到回收；同时铜精矿Cu品位及回收率均提高2 3%，锌精矿Si品位及回收率均提高1 2%。下面结合
说明如下从图1可见，已知工艺流程主要是，含金铜锌硫化矿石(1)—破碎、磨矿(2)—混合粗选⑶一一次混合扫选(5) — 二次混合扫选(7)，中矿(6)返回(3)，中矿⑶返回(5)， 得混尾矿(9)以及混合粗精矿(4)；混合粗精矿(4)—浓缩、再磨(10)—铜与锌硫分离粗选
(11)，(11)泡沫产品一一次铜精选(12)—二次铜精选(14)—三次铜精选(16)，(11)槽底产品一一次铜扫选(19) —二次铜扫选—锌与硫分离粗选03) “23)泡沫产品一一次锌精选04) —二次锌精选0 —三次锌精选06)，(23)槽底产品一一次锌扫选(19) —二次锌扫选(21)，中矿(13)返回(11)，中矿(15)返回(12)，中矿(18)返回(14)，中矿(20) 返回(11)，中矿(22)返回(19)，中矿(28)返回(2；3)，中矿(29)返回(M)，中矿(30)返回 (2 ，中矿(31)返回(2；3)，中矿(32)返回(33)，得铜精矿(17)、锌精矿(27)以及锌尾矿 (35)。图2所示本发明的工艺流程主要是，含金铜锌硫化矿石(1)—破碎、磨矿( —混合粗选⑶一一次混合扫选(5) — 二次混合扫选(7)，中矿(6)返回(3)，中矿⑶返回(5)， 得混尾矿(9)以及混合粗精矿(4)；混合粗精矿(4)—尼尔森重选(36)，得尼尔森重选粗金矿砂(37)；尼尔森重选尾矿浆(38)—浓缩、再磨(10)—铜与锌硫分离粗选(11)，(11)泡沫产品一一次铜精选(1 —二次铜精选(14)—三次铜精选(16)，(11)槽底产品一一次铜扫选(19) —二次铜扫选—锌与硫分离粗选03)，(23)泡沫产品一一次锌精选04) —二次锌精选05)—三次锌精选06) “23)槽底产品一一次锌扫选(19) —二次锌扫选(21)， 中矿(13)返回(11)，中矿(15)返回(12)，中矿(18)返回(14)，中矿(20)返回(11)，中矿 (22)返回(19)，中矿(28)返回(2；3)，中矿(29)返回(M)，中矿(30)返回(2 ，中矿(31) 返回(23)，中矿(32)返回(33)，得浮选铜精矿(17)、锌精矿如以及锌尾矿(35)；尼尔森重选粗金矿砂(37)与(17)混合得销售铜精矿(39)。本发明的特征是不改变图1已有工艺流程，图2只是在图1所示已有工艺流程混合浮选回路与分离浮选回路之间增加了一次尼尔森重选预选回收游离金工艺，然后尼尔森重选粗金矿砂再与浮选铜精矿混合配矿。与图1工艺指标相比，图2所得到的铜精矿含金能稳定达到或超过lg/t，金回收率提高20%以上；铜精矿品位及回收率提高2. 0 3. 0%， 锌精矿品位及回收率提高1. 0 2. 0%，铜精矿、锌精矿产品互杂也得到改善。
四.
发明的具体方法由以下附图给出。图1是已有的含金铜锌硫化矿石选矿工艺流程图。图2是根据本发明提出的一种含金铜锌硫化矿石的选矿方法工艺流程图。
五.
具体实施例方式以下结合图2对本发明做进一步详细描述。实现一种提高铜锌多金属硫化矿石伴生金回收率的选矿方法由混合浮选、尼尔森重选预选和分离浮选三部分工艺组成，具体步骤包括1)混合浮选首先将含金铜锌多金属硫化矿石(1)破碎、磨矿至硫化矿物基本解离的细度，大多数复杂铜锌硫多金属矿石嵌布粒度细，因此磨矿细度以-0.074mm 90%为佳， 混合浮选以石灰抑硫并作为PH调整剂，使矿浆pH值在8. 5 9. 5，加入浮选调整剂、捕收剂、起泡剂调浆后进行混合粗选(3)、一次混合扫选(5)以及二次混合扫选(7)，一次混合扫选中矿(6)返回(3)，二次混合扫选中矿⑶返回(5)，得到混尾矿(9)以及混合粗精矿 (4) ；2)调整尼尔森选矿机的各工艺参数到最佳，保持工作时流态化水压65kp，流态化水流量0.81L/S，以混合粗精矿(4)作为尼尔森选矿机的给料，给入尼尔森选矿机进行尼尔森重选预选(36)，得尼尔森重选粗金矿砂(37) ；3)对尼尔森重选尾矿浆(38)浓缩、磨矿(10)， 磨矿过程中加入硫化钠、活性炭、石灰脱药剂，矿浆pH值8. 5 9. 5，再磨细度以-0. 038mm 95%为佳。加入锌抑制剂调浆并进行铜与锌硫分离粗选(11)，铜与锌硫分离粗选(11)泡沫产品经一次铜精选(12)、二次铜精选(14)及三次铜精选(16)，铜与锌硫分离粗选(11)槽底产品经一次铜扫选(19)、二次铜扫选后进入锌与硫分离粗选(23)，中矿(13)返回 (11)，中矿(15)返回(12)，中矿(18)返回(14)，中矿(20)返回(11)，中矿(21)返回(19)， 该浮选回路得到浮选铜精矿(17) ；3)加入硫抑制剂、锌活化剂、捕收剂、起泡剂调浆后进行锌与硫分离粗选(23)，锌与硫分离粗选泡沫产品经一次锌精选04)、二次锌精选05) 及三次锌精选(26)，锌与硫分离粗选03)槽底产品经一次锌扫选(19)、二次锌扫选(21)， 中矿(28)返回(2；3)，中矿(29)返回(M)，中矿(30)返回(2 ，中矿(31)返回(23), ψ 矿(3 返回(33)，该浮选回路得到锌精矿07)以及锌尾矿(3 ；4)尼尔森重选粗金矿砂 (37)与浮选铜精矿(17)混合得销售的铜精矿(39)。下面结合具体实施例对本发明具体实施方式
进一步说明，并通过与对比例比较表现本发明优点。本发明的选矿方法处理阿舍勒铜矿已取得试验成功。阿舍勒铜矿是一座大型火山喷发沉积成因的黄铁矿型含金铜、锌多金属矿床，在原矿金含量较低时，采用单一的浮选法将难以获取金含量达计价系数的铜精矿，这就导致了铜精矿中金的损失。实施例1 试样经化验分析含Cu 2. 10%、ai0.80%、Au0. 37g/t，金主要以含银自然金和银金矿的矿物形式存在，黄铜矿中金占原矿总金量的5%左右，在原矿磨至-0.038mm细度下，游离金(即已解离金粒)占原矿总金量的45%。由于游离金进入铜精矿，因此在铜精矿中金的最高回收率仅为50%左右。按照图2本发明选矿方法的工艺流程实施方式，将原矿石破碎后磨矿至磨矿细度-0. 074mm 90%,石灰用量2000 3000g/t，使矿浆PH值在8. 5 9. 5，加入硫化矿捕收剂、起泡剂进行混合粗选、一次混合扫选、二次混合扫选；将尼尔森选矿机的各工艺参数调节到合适范围，保持工作状态流态化水压65kp， 流态化水流量0. 81L/S，以混合粗精矿作为尼尔森选矿机的给料，给入尼尔森选矿机进行尼尔森重选预选；对尼尔森重选尾矿浆浓缩、磨矿，磨矿过程中加入硫化钠、活性炭、石灰脱药剂，使矿浆pH值在8. 5 9. 5，再磨细度-0. 038mm 95%,加入锌抑制剂调浆并进行铜与锌硫分离粗选、一次铜精选、二次铜精选及三次铜精选和一次铜扫选、二次铜扫选；加入硫抑制剂、锌活化剂、锌捕收剂、起泡剂调浆后进行锌与硫分离粗选、一次锌精选、二次锌精选及三次锌精选和一次锌扫选、二次锌扫选，各中矿依次返回上一作业的全流程浮选回路得到浮选铜精矿、锌精矿以及锌尾矿；将尼尔森重选粗金矿砂与浮选铜精矿混合得销售铜精矿。 试验结果见表1。 表1实施例1试验结果j%
权利要求
1. 一种提高铜锌硫化矿石金回收率的选矿方法，其特征在于含金铜锌硫化矿石 ⑴一破碎、磨矿⑵一混合粗选⑶一一次混合扫选(5) — 二次混合扫选(7)，中矿(6) 返回(3)，中矿(8)返回(5)，得混尾矿(9)以及混合粗精矿；混合粗精矿(4)—尼尔森重选(36)，得尼尔森重选粗金矿砂(37)；尼尔森重选尾矿浆(38)—浓缩、再磨(10)—铜与锌硫分离粗选(11)，(11)泡沫产品一一次铜精选(1 —二次铜精选(14)—三次铜精选 (16)，(11)槽底产品一一次铜扫选(19) —二次铜扫选—锌与硫分离粗选03)，(23) 泡沫产品一一次锌精选04) —二次锌精选0 —三次锌精选06)“2；3)槽底产品一一次锌扫选(19) —二次锌扫选(21)，中矿(13)返回(11)，中矿(15)返回(12)，中矿(18)返回 (14)，中矿(20)返回(11)，中矿(22)返回(19)，中矿(28)返回(23)，中矿(29)返回(24)， 中矿(30)返回(2 ，中矿(31)返回(2；3)，中矿(32)返回(33)，得浮选铜精矿(17)、锌精矿07)以及锌尾矿(3 ；尼尔森重选粗金矿砂(37)与(17)混合得销售铜精矿(39)。
全文摘要
本发明涉及提高多金属硫化矿石金回收率的选矿工艺，特别是一种提高复杂铜锌硫化矿石金回收率的选矿方法。
文档编号B03B7/00GK102205264SQ20101061443
公开日2011年10月5日 申请日期2010年12月23日 优先权日2010年12月23日
发明者巫銮东, 廖德华, 沈贤德, 阮仁满, 鲁军 申请人:紫金矿业集团股份有限公司