本发明涉及金属矿选矿技术领域，特别是涉及一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺。
背景技术：
嵌布粒度微细是难选铜矿石的主要特点之一，也是其选矿的难点之一。如某沉积岩型层状铜矿床为超大型、高品位次生硫化铜矿床，矿石中铜矿物主要呈辉铜矿、铜蓝和斑铜矿形式存在且与其他脉石矿物嵌布关系复杂，单体解离粒度微细。矿石中硫化铜矿物的平均粒度为0.005～0.03mm，与硅酸盐脉石连生或包裹体的粒度更是小于0.01mm，提高解离度的可能性有限。此外，脉石矿物主要为石英、正长石、白云母、绿泥石和铁氧化物等，此类脉石矿物易浮且易泥化，会造成浮选环境恶化，严重影响分选效果和精矿质量。
微细粒嵌布铜矿石因嵌布粒度微细，在碎磨解离的过程中，石英、正长石、白云母、绿泥石和铁氧化物等脉石随之被磨碎，此类脉石矿物易浮且易泥化，会造成浮选环境恶化，严重影响分选效果和精矿质量，采用常规浮选工艺和浮选药剂处理此类矿石，难以取得好的分选指标，不仅精矿回收率低，且铜精矿含硅高，给铜冶炼生产带来困难，造成精矿难以销售。
技术实现要素：
本发明的目的在于克服现有技术存在的不足，提供一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺，特别适合处理嵌布粒度微细且与硅酸盐类脉脉石嵌布关系复杂的硫化铜矿石，可为该类铜矿资源开发提供可靠选矿技术保障，能够促进其高效开发利用。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：
一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺，包括以下步骤：
ⅰ、粗选：将被破碎至-2mm的原矿给入棒磨机进行磨矿，按每吨原矿干重计，在棒磨机内添加氧化钙用量900～1100g/t，以及丁基黄药与丁铵黑药用量各25～35g/t，磨至棒磨机所排出矿浆的磨矿细度为-0.053mm占85～87％，矿浆ph值为9.8～10.0，将矿浆给入浮选机，添加丁基黄药与丁铵黑药用量各25～35g/t，搅拌1～3分钟，接着添加mibc(甲基异丁基甲醇)用量10～15g/t，搅拌0.5～2分钟，进行粗选，粗选精矿进入快速精选一，粗选尾矿进入扫选；
ⅱ、扫选：在粗选尾矿中添加丁基黄药与丁铵黑药用量各8～15g/t，搅拌1～3分钟，再添加mibc用量4～10g/t，搅拌0.5～2分钟，进行扫选，对扫选尾矿进行筛分，扫选中矿进入扫精选一；
ⅲ、快速精选一：在粗选精矿中不添加任何药剂，控制浮选浓度10～15％，进行快速精选一，快速精选一精矿进入快速精选二，快速精选一尾矿进入扫精选一；
ⅳ、快速精选二：在快速精选一精矿中不添加任何药剂，控制浮选浓度10～15％，进行快速精选二，快速精选二精矿即为高品位快选精矿，快速精选二尾矿进入扫精选一；
ⅴ、扫选尾矿筛分：采用270目标准筛对扫选尾矿进行筛分，筛上+0.053mm粗粒级进入扫精选一，筛下-0.053mm细粒级作为尾矿丢弃；
ⅵ、扫精选一：将扫选中矿、快速精选一尾矿、快速精选二尾矿和扫选尾矿的+0.053mm粗粒级集中给入砂磨机进行磨矿，在砂磨机内添加石灰用量180～250g/t和水玻璃用量80～150g/t，磨至砂磨机所排出矿浆的磨矿细度为-0.01mm占80～82％，在矿浆中添加丁基黄药与丁铵黑药用量各8～15g/t，搅拌1～3分钟，进行扫精选一，扫精选一精矿进入扫精选二，扫精选一尾矿返回扫选；
ⅶ、扫精选二：在扫精选一精矿中不添加任何药剂进行扫精选二，扫精选二尾矿返回扫精选一，扫精选二精矿即为扫精矿，将扫精矿与高品位快选精矿合并得到最终铜精矿。
可选的，所述原矿含有铜的质量分数为3～3.6％，含有硅的质量分数为26～30％。
可选的，步骤ⅰ中，在所述棒磨机内添加所述氧化钙用量1000～1040g/t，以及所述丁基黄药与丁铵黑药用量各30～32g/t；在所述浮选机中添加所述丁基黄药与丁铵黑药用量各30～32g/t，搅拌2分钟，接着添加所述mibc用量12～14g/t，搅拌1分钟。
可选的，步骤ⅱ中，在所述粗选尾矿中添加所述丁基黄药与丁铵黑药用量各10～12g/t，搅拌2分钟，再添加所述mibc用量6～8g/t，搅拌1分钟。
可选的，步骤ⅲ中，控制所述浮选浓度12％。
可选的，步骤ⅳ中，控制所述浮选浓度12％。
可选的，步骤ⅵ中，在所述砂磨机内添加所述石灰用量200～220g/t和水玻璃用量100～120g/t。
可选的，步骤ⅵ中，在所述矿浆中添加所述丁基黄药与丁铵黑药用量各10～12g/t，搅拌2分钟。
相较于现有技术，本发明具有以下有益效果：
本发明采用阶段磨选工艺，通过快速精选和再磨扫精选对不同解离状态的铜矿物分别处理回收；以石灰为矿浆ph调整剂，以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂，以mibc为起泡剂，并将石灰与部分捕收剂在磨机中添加，利用石灰造成的适宜碱度范围下捕收剂对铜的选择性捕收作用，即保证铜的回收率与品位，又限制精矿中的硅含量，方法适应矿石性质，药剂制度先进，分选效果优异。采用本发明方法，当原矿铜品位为3.00～3.60％，硅品位为26.0～30.0％时，铜精矿品位>40.0％，铜回收率>85.0％，铁与二氧化硅比为1.1～1.2，完全符合冶炼要求。
以下结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明；但本发明的一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺不局限于实施例。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
图1是本发明一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺流程图。本发明的具体方法由图1及其说明来体现。如图1所示具体包括以下步骤：
ⅰ、粗选：将被破碎至-2mm的原矿给入棒磨机进行磨矿，按每吨原矿干重计，在棒磨机内添加氧化钙(a)用量900～1100g/t，以及丁基黄药(b)与丁铵黑药(c)用量各25～35g/t，磨至棒磨机所排出矿浆的磨矿细度为-0.053mm占85～87％，矿浆ph值为9.8～10.0，将矿浆给入浮选机，添加丁基黄药(b)与丁铵黑药(c)用量各25～35g/t，搅拌1～3分钟，接着添加mibc(d)用量10～15g/t，搅拌0.5～2分钟，进行粗选，粗选精矿进入快速精选一，粗选尾矿进入扫选；
ⅱ、扫选：在粗选尾矿中添加丁基黄药(b)与丁铵黑药(c)用量各8～15g/t，搅拌1～3分钟，再添加mibc(d)用量4～10g/t，搅拌0.5～2分钟，进行扫选，对扫选尾矿进行筛分，扫选中矿(1)进入扫精选一；
ⅲ、快速精选一：在粗选精矿中不添加任何药剂，控制浮选浓度10～15％，进行快速精选一，快速精选一精矿进入快速精选二，快速精选一尾矿(2)进入扫精选一；
ⅳ、快速精选二：在快速精选一精矿中不添加任何药剂，控制浮选浓度10～15％，进行快速精选二，快速精选二精矿即为高品位快选精矿(4)，快速精选二尾矿(3)进入扫精选一；
ⅴ、扫选尾矿筛分：采用270目标准筛对扫选尾矿进行筛分，筛上+0.053mm粗粒级(5)进入扫精选一，筛下-0.053mm细粒级(6)作为尾矿丢弃；
ⅵ、扫精选一：将扫选中矿(1)、快速精选一尾矿(2)、快速精选二尾矿(3)和扫选尾矿的+0.053mm粗粒级(5)集中给入砂磨机进行磨矿，在砂磨机内添加石灰(a)用量180～250g/t和水玻璃(e)用量80～150g/t，磨至砂磨机所排出矿浆的磨矿细度为-0.01mm占80～82％，在矿浆中添加丁基黄药(b)与丁铵黑药(c)用量各8～15g/t，搅拌1～3分钟，进行扫精选一，扫精选一精矿进入扫精选二，扫精选一尾矿(7)返回扫选；
ⅶ、扫精选二：在扫精选一精矿中不添加任何药剂进行扫精选二，扫精选二尾矿(8)返回扫精选一，扫精选二精矿即为扫精矿(9)，将扫精矿(9)与高品位快选精矿(4)合并得到最终铜精矿。
以下实施方式为例进行具体说明。
某超大型铜矿为典型的沉积岩型层状铜矿床，脉石矿物主要为石英、正长石、白云母、绿泥石，铜矿物主要是辉铜矿、斑铜矿、铜蓝和蓝铜矿。该矿石有用矿物嵌布粒度细且极不均匀，复杂难选，采用常规的药剂及浮选工艺很难取得好的提铜降硅效果。采用该铜矿不同品级的原矿进行试验，实施例1使用的原矿含铜3.53％、硅28.94％，实施例2使用的原矿含铜3.31％、硅27.90％，实施例3使用的原矿含铜3.02％、硅26.88％。
实施例1：：按照图1本发明方法实施方式，将被破碎至-2mm的原矿给入棒磨机进行磨矿，按每吨原矿石干重计，在棒磨机内添加氧化钙用量1020g/t，以及丁基黄药与丁铵黑药用量各31g/t，磨至所排出矿浆的磨矿细度为-0.053mm占86％，此时矿浆ph值＝9.9左右，将此矿浆给入浮选机，再在浮选机中添加丁基黄药与丁铵黑药用量各31g/t，搅拌2分钟，接着添加mibc用量13g/t，搅拌1分钟，进行粗选；在粗选尾矿中添加丁基黄药与丁铵黑药用量各11g/t，搅拌2分钟，再添加mibc用量7g/t，搅拌1分钟，进行扫选；在粗选精矿中不添加任何药剂，控制浮选浓度12％，进行第一次快速精选；在第一次快速精选精矿中不添加任何药剂，控制浮选浓度12％，进行第二次快速精选，第二次快速精选精矿即为高品位快选精矿；采用270目标准筛(筛孔对应颗粒尺寸为0.053mm)对扫选尾矿进行筛分，筛上+0.053mm粗粒级进入第一次扫精选，筛下-0.053mm细粒级作为尾矿丢弃；将扫选中矿、第一次快速精选尾矿、第二次快速精选尾矿和扫选尾矿的+0.053mm粗粒级集中给入砂磨机进行磨矿，往砂磨机内添加石灰用量210g/t和水玻璃用量110g/t，磨至所排出矿浆的磨矿细度为-0.01mm占81％，在此矿浆中添加丁基黄药与丁铵黑药用量各11g/t，搅拌2分钟，进行第一次扫精选，第一次扫精选尾矿返回扫选；在第一次扫精选精矿中不添加任何药剂进行第二次扫精选，第二次扫精选尾矿返回第一次扫精选，第二次扫精选精矿即为扫精矿，将扫精矿与高品位快选精矿合并得到最终铜精矿。
实施例2：按照图1本发明方法实施方式，具体步骤及工艺参数、药剂制度与实施例1完全相同。
实施例3：按照图1本发明方法实施方式，具体步骤及工艺参数、药剂制度与实施例1完全相同。
本发明实施例1、实施例2、实施例3工艺指标见表1。
表1各实施例结果
由表1所示的实施例1、实施例2、实施例3的实施结果表明，采用本发明方法，实施例1得到的铜精矿铜品位48.57％，铜回收率88.34％，fe：sio2＝1.11；实施例2得到的铜精矿铜品位46.77％，铜回收率87.04％，fe：sio2＝1.13；实施例3得到的铜精矿铜品位40.33％，铜回收率85.20％，fe：sio2＝1.17。本发明方法对矿石适应性强，产品质量可靠，达到了提高精矿质量和回收率的目的。
上述实施例仅用来进一步说明本发明的一种微细粒嵌布铜矿石浮选工艺，但本发明并不局限于实施例，凡是依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均落入本发明技术方案的保护范围内。