一种低品位铜矿石及其伴生金银的浮选方法与流程

本发明涉及一种低品位铜矿石及其伴生金银的浮选方法，属于冶金选矿技术领域。

背景技术：

铜广泛应用于军工、电力、通讯、交通、运输、轻工、建筑、机械等行业。目前已知的铜矿物有200余种，其中具有工业应用价值的铜矿物有17种。根据矿床形成的地质条件和成矿模式，铜矿床主要类型可分为斑岩、矽卡岩、层状、含铜黄铁矿、铜镍硫化矿、脉状及自然铜等类型。根据生成条件和化学成分不同，铜矿物可分为：原生硫化铜矿物，如黄铜矿；次生硫化铜矿物，如辉铜矿；氧化铜矿物，如孔雀石；自然铜等。

据美国地质调查局估计，2018年世界陆地已发现铜资源量21亿吨（斑岩型铜矿18亿吨），潜在铜资源量35亿吨，世界铜储量8.3亿吨。铜储量约一半集中在美洲地区，美国、墨西哥、智利、秘鲁四国铜矿储量约占全球一半。同时，环太平洋其它地区、非洲和亚洲等地区的铜矿资源大幅增长，尤其是澳大利亚、刚果、赞比亚、俄罗斯、印尼等国家铜矿储量增长较快。

据我国国土资源部统计，截至2017年，中国的铜矿储量达到了1.06亿金属吨，比1978年增长了210.45%，新增查明铜资源储量418.11万吨。中国铜矿主要分布在江西、云南、湖北、西藏、甘肃、安徽、山西、内蒙古、黑龙江等省区，这9个省区的基础储量约占全国总基础储量的80%以上。而在我国已探明的铜矿资源当中，硫化铜矿具有品位低，性质复杂等特点。例如江西德兴铜矿、云南大红山铜矿的地质品位0.4%左右。其矿石中铜矿物种类多，结构复杂，主要是黄铜矿，少量辉铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿、赤铜矿、自然铜等；脉石矿物主要是石英、黑云母、白云母、白云石、方解石及碳质等。这类矿石普遍具有有用元素含量低，有用矿物结构复杂的特点。这些原矿性质给浮选分离和回收利用带来了较大难度。

随着我国工业化和信息化进程的快速发展和推进，对铜的消费需求急剧膨胀。2017年，中国十种有色金属的消量位居全球首位，其中精炼铜888.9万吨，增长7.7%。目前我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺，每年需要进口大量的铜精矿和废杂铜。一方面，我国铜资源短缺，含铜富矿日益减少，另一方面我国已探明的铜矿资源中，绝大部分低品位难处理铜矿，因缺乏高效开发和利用新技术，未能得到很好的利用。低品位铜矿石一般具有含铜品位低、伴生金银含量极低、铜矿物种类多和结构复杂等特点，其常规浮选指标低，金、银在铜精矿中达到计价含量困难，能耗高。因此，研发一种处理该类铜矿石的高效利用新技术意义重大。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种低品位铜矿石及其伴生金银的浮选方法，本发明通过“原浆活化-载体背负-细粒团聚-选择抑制与分散-耦合协同捕收”的技术路线，充分发挥了组合药剂的正协同效，提高了粗粒、连生体和微细粒铜矿物的回收率，选择性降低了脉石可浮性，提高了铜精矿品位和伴生金银在铜精矿中的含量及回收率，增加了铜精矿中的计价元素。

本发明的技术方案如下：首先将伴生金银的低品位铜矿石进行湿磨，然后分为两组等量的矿浆，先对第一组矿浆进行分段粗选，获得粗精矿和尾矿两个产品，然后将第一组的粗精矿与第二组矿浆合并，对合并后的矿浆进行两次粗选分离和扫选分离，获得浮选泡沫和尾矿两个产品，将第一组矿浆浮选的尾矿和合并后的矿浆浮选尾矿合并作为最终尾矿，对浮选泡沫进行三次精选获得精选泡沫，最终的浮选泡沫即为铜精矿。

本低品位铜矿石及其伴生金银的浮选方法，具体步骤如下：

（1）将伴生金银的低品位铜矿石进行湿磨，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占70~90%，然后调节矿浆的质量浓度为35～40%，将矿浆分成等量的两组，首先向第一组矿浆中添加70～90g/t组合捕收剂syd、8～12g/t起泡剂z-9，搅拌2～4分钟，进行第一次粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿，向第一次粗选尾矿中添加30～50g/t组合捕收剂syd、4～6g/t起泡剂z-9，搅拌2～4分钟，进行第二次粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿，向第二次粗选尾矿中添加15～25g/t组合捕收剂syd、4～6g/t起泡剂z-9，搅拌2～4分钟，进行扫选得到扫选精矿和第一组扫选尾矿，将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿和扫选精矿混合后再与第二组矿浆合并；

（2）向步骤（1）合并后的矿浆中添加70～90g/t组合捕收剂syd、8～12g/t起泡剂z-9，搅拌2～4分钟，进行第一次粗选分离，获得第一次浮选泡沫和第一次槽内矿浆，然后向第一次槽内矿浆中添加30～50g/t组合捕收剂syd、4～6g/t起泡剂z-9，搅拌2～4分钟，进行第二次粗选分离，获得第二次浮选泡沫和第二次槽内矿浆，向第二次槽内矿浆中添加15～25g/t组合捕收剂syd、4～6g/t起泡剂z-9，搅拌2～4分钟，进行扫选分离，获得扫选浮选泡沫和第二组扫选尾矿，将步骤（1）的第一组扫选尾矿与第二组扫选尾矿合并作为最终尾矿；

（3）将步骤（2）的第一次浮选泡沫与第二次浮选泡沫合并，并调节矿浆的质量浓度为20~25%，然后向矿浆中添加80～120g/t组合调整剂fdq，搅拌2～4分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选泡沫和第一次精选尾矿，第一次精选尾矿与步骤（2）的扫选浮选泡沫合并后返回第一次粗选分离，形成闭路循环，调节第一次精选泡沫的质量浓度为20~25%，然后添加40～60g/t组合调整剂fdq，搅拌2～4分钟，进行第二次精选作业，得到第二次精选泡沫和第二次精选尾矿，第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，将第二次精选泡沫进行第三次精选作业，得到第三次精选泡沫和第三次精选尾矿，将第三次精选尾矿返回第二次精选作业中，形成闭路循环，第三次精选泡沫即为最终的铜精矿。

步骤（1）~步骤（3）中的组合捕收剂syd为以下质量比的组分组合得到：乙硫氮20%～30%，y89-350%～60%，异戊基黄10%～15%，丁铵黑药5%～10%所述起泡剂z-9为仲辛醇。

步骤（3）中的组合调整剂fdq为以下质量比的组分组合得到：木薯淀粉20%～30%，cmc（羧甲基纤维素钠）40%～60%，腐植酸钠20%～30%。

本发明的特点是：

依据浮选药剂有机组合的耦合原理和载体浮选原理，充分发挥浮选药剂之间的正协同效应，强化粗粒和细粒浮选，提高浮选指标，降低消耗。本申请将原矿浆分为两组，由于将第一组粗选和扫选的泡沫（精矿）产品并于第二组的原矿中，所以第二组的入选矿石品位得到提高；第一组的粗精矿基本上由可浮性好的矿物组成，当其并入第二组时，可以加快矿物的浮游速度，富化泡沫层，有利于提高粗精矿品位和作业回收率，进而提高精矿品位和回收率；第一组的泡沫（精矿）对第二组被浮矿物具有一定的载体背负作用，从而改善分选过程，有利于提高选矿回收率；第一组泡沫（精矿）的加入，使第二组的被浮矿物量的增加，矿浆离子组成发生了变化，变得更有利于矿物的选别，同时，由于第一组泡沫（精矿）的加入，二次富集作用加强，难选矿物离子、矿泥覆盖等有害影响相对减弱，对提高分选指标十分有利；第一组泡沫（精矿）产品所带的过剩药剂进入第二组浮选可继续发挥作用，从而降低第二组的加药量。

本发明的有益效果是：

（1）本发明中组合药剂之间的协同效应明显，提高了粗粒、连生体和微细粒铜矿物的回收率；选择性降低了脉石可浮性，提高了铜精矿品位和伴生金银在铜精矿中的含量，增加了铜精矿中的计价元素。

（2）在原矿含铜品位≦0.4%，伴生金≦0.09g/t，银≦1g/的条件下，应用本发明方法铜回收率可达92%以上，铜精矿品位≥20%，铜精矿中伴生金3~4g/t，银达23~30g/t。

（3）本发明与常规硫化浮选工艺相比，可提高铜精矿品位3-5百分点，提高铜回收率2%～3%，同时提高伴生金回收率5%～10%，银的回收率分别为5%～10%。

附图说明

图1为本发明的浮选工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合实施例和附图对本发明做进一步说明。

实施例1：本实施例的原矿为含铜品位0.4%，伴生金0.09g/t，银0.9g/t的铜矿石，对本实施例的铜矿石进行浮选，本实施例中的组合捕收剂syd由以下质量份的组分组合得到：乙硫氮30%，y89-350%，异戊基黄10%，丁铵黑药10%；起泡剂z-9为仲辛醇；组合调整剂fdq由以下质量份的组分组合得到：木薯淀粉20%，cmc60%，腐植酸钠20%。

如图1所示，本实施例的具体步骤如下：

（1）将伴生金银的低品位铜矿石进行湿磨，使矿石磨至细度为-74μm占90%，调节矿浆的质量浓度为40%，将矿浆分成等量的两组，首先向第一组矿浆中添加80g/t组合捕收剂syd、10g/t起泡剂z-9，搅拌2分钟，进行第一次粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿，向第一次粗选尾矿中添加40g/t组合捕收剂syd、5g/t起泡剂z-9，搅拌2分钟，进行第二次粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿，向第二次粗选尾矿中添加20g/t组合捕收剂syd、5g/t起泡剂z-9，搅拌2分钟，进行扫选得到扫选精矿和第一组扫选尾矿，将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿和扫选精矿混合后再与第二组矿浆合并；

（2）向步骤（1）合并后的矿浆中添加80g/t组合捕收剂syd、10g/t起泡剂z-9，搅拌2分钟，进行第一次粗选分离，获得第一次浮选泡沫和第一次槽内矿浆，然后向第一次槽内矿浆中添加40g/t组合捕收剂syd、5g/t起泡剂z-9，搅拌2分钟，进行第二次粗选分离，获得第二次浮选泡沫和第二次槽内矿浆，向第二次槽内矿浆中添加20g/t组合捕收剂syd、5g/t起泡剂z-9，搅拌2分钟，进行扫选分离，获得扫选浮选泡沫和第二组扫选尾矿，将步骤（1）的第一组扫选尾矿与第二组扫选尾矿合并作为最终尾矿；

（3）将步骤（2）的第一次浮选泡沫与第二次浮选泡沫合并，并调节矿浆的质量浓度25%，然后向矿浆中添加100g/t组合调整剂fdq，搅拌2分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选泡沫和第一次精选尾矿，第一次精选尾矿与步骤（2）的扫选浮选泡沫合并后返回第一次粗选分离，形成闭路循环，调节第一次精选泡沫的质量浓度为22%，然后添加50g/t组合调整剂fdq，搅拌2分钟，进行第二次精选作业，得到第二次精选泡沫和第二次精选尾矿，第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，将第二次精选泡沫进行第三次精选作业，得到第三次精选泡沫和第三次精选尾矿，将第三次精选尾矿返回第二次精选作业中，形成闭路循环，第三次精选泡沫即为最终的铜精矿。

铜精矿品位21.50%，铜的回收率93.22%；伴生金4.2g/t，伴生金回收率80.23%，伴生银40g/t，伴生银回收率76.44%。

实施例2：本实施例的原矿为含铜品位0.38%，伴生金0.07g/t，银0.78g/t的铜矿石，本实施例中的组合捕收剂syd由以下质量份的组分组合得到：乙硫氮20%，y89-360%，异戊基黄15%，丁铵黑药5%；起泡剂z-9为仲辛醇；组合调整剂fdq由以下质量份的组分组合得到：木薯淀粉30%，cmc40%，腐植酸钠30%。对本实施例的铜矿石进行浮选，如图1所示，具体步骤如下：

（1）将伴生金银的低品位铜矿石进行湿磨，使矿石磨至细度为-74μm占70%，调节矿浆的质量浓度为36%，将矿浆分成等量的两组，首先向第一组矿浆中添加90g/t组合捕收剂syd、12g/t起泡剂z-9，搅拌3分钟，进行第一次粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿，向第一次粗选尾矿中添加30g/t组合捕收剂syd、4g/t起泡剂z-9，搅拌3分钟，进行第二次粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿，向第二次粗选尾矿中添加15g/t组合捕收剂syd、4g/t起泡剂z-9，搅拌3分钟，进行扫选得到扫选精矿和第一组扫选尾矿，将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿和扫选精矿混合后再与第二组矿浆合并；

（2）向步骤（1）合并后的矿浆中添加70g/t组合捕收剂syd、8g/t起泡剂z-9，搅拌3分钟，进行第一次粗选分离，获得第一次浮选泡沫和第一次槽内矿浆，然后向第一次槽内矿浆中添加50g/t组合捕收剂syd、6g/t起泡剂z-9，搅拌3分钟，进行第二次粗选分离，获得第二次浮选泡沫和第二次槽内矿浆，向第二次槽内矿浆中添加25g/t组合捕收剂syd、6g/t起泡剂z-9，搅拌3分钟，进行扫选分离，获得扫选浮选泡沫和第二组扫选尾矿，将步骤（1）的第一组扫选尾矿与第二组扫选尾矿合并作为最终尾矿；

（3）将步骤（2）的第一次浮选泡沫与第二次浮选泡沫合并，并调节矿浆的质量浓度为22%，然后向矿浆中添加120g/t组合调整剂fdq，搅拌3分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选泡沫和第一次精选尾矿，第一次精选尾矿与步骤（2）的扫选浮选泡沫合并后返回第一次粗选分离，形成闭路循环，调节第一次精选泡沫的质量浓度为20%，然后添加40g/t组合调整剂fdq，搅拌3分钟，进行第二次精选作业，得到第二次精选泡沫和第二次精选尾矿，第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，将第二次精选泡沫进行第三次精选作业，得到第三次精选泡沫和第三次精选尾矿，将第三次精选尾矿返回第二次精选作业中，形成闭路循环，第三次精选泡沫即为最终的铜精矿。

铜精矿品位21.33%，铜的回收率92.23%；伴生金3.04g/t，伴生金回收率75.13%，伴生银23.80g/t，伴生银回收率52.79%。

实施例3：本实施例的原矿为含铜品位0.39%，伴生金0.08g/t，银0.82g/t的铜矿石，本实施例中的组合捕收剂syd由以下质量份的组分组合得到：乙硫氮25%，y89-355%，异戊基黄12.5%，丁铵黑药7.5%；起泡剂z-9为仲辛醇；组合调整剂fdq由以下质量份的组分组合得到：木薯淀粉25%，cmc50%，腐植酸钠25%。对本实施例的铜矿石进行浮选，如图1所示，具体步骤如下：

（1）将伴生金银的低品位铜矿石进行湿磨，使矿石磨至细度为-74μm占80%，调节矿浆的质量浓度为35%，将矿浆分成等量的两组，首先向第一组矿浆中添加70g/t组合捕收剂syd、8g/t起泡剂z-9，搅拌4分钟，进行第一次粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿，向第一次粗选尾矿中添加50g/t组合捕收剂syd、6g/t起泡剂z-9，搅拌4分钟，进行第二次粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿，向第二次粗选尾矿中添加25g/t组合捕收剂syd、6g/t起泡剂z-9，搅拌4分钟，进行扫选得到扫选精矿和第一组扫选尾矿，将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿和扫选精矿混合后再与第二组矿浆合并；

（2）向步骤（1）合并后的矿浆中添加90g/t组合捕收剂syd、12g/t起泡剂z-9，搅拌4分钟，进行第一次粗选分离，获得第一次浮选泡沫和第一次槽内矿浆，然后向第一次槽内矿浆中添加30g/t组合捕收剂syd、4g/t起泡剂z-9，搅拌4分钟，进行第二次粗选分离，获得第二次浮选泡沫和第二次槽内矿浆，向第二次槽内矿浆中添加15g/t组合捕收剂syd、4g/t起泡剂z-9，搅拌4分钟，进行扫选分离，获得扫选浮选泡沫和第二组扫选尾矿，将步骤（1）的第一组扫选尾矿与第二组扫选尾矿合并作为最终尾矿；

（3）将步骤（2）的第一次浮选泡沫与第二次浮选泡沫合并，并调节矿浆的质量浓度为20%，然后向矿浆中添加80g/t组合调整剂fdq，搅拌4分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选泡沫和第一次精选尾矿，第一次精选尾矿与步骤（2）的扫选浮选泡沫合并后返回第一次粗选分离，形成闭路循环，调节第一次精选泡沫的质量浓度为25%，然后添加60g/t组合调整剂fdq，搅拌5分钟，进行第二次精选作业，得到第二次精选泡沫和第二次精选尾矿，第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，将第二次精选泡沫进行第三次精选作业，得到第三次精选泡沫和第三次精选尾矿，将第三次精选尾矿返回第二次精选作业中，形成闭路循环，第三次精选泡沫即为最终的铜精矿。

铜精矿品位22.43%，铜的回收率91.58%；伴生金3.75g/t，伴生金回收率72.86%，伴生银27.39g/t，伴生银回收率64.56%。

以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。