技术领域

本发明属于矿物加工技术领域， 特别涉及一种分选滑石、 黄铁矿、 磁黄铁矿、 黄铜矿的 选矿工艺及方法。

背景技术

铜是国民经济建设中非常重要的金属原料。 随着国民经济的迅速发展， 易选铜矿资源不 断紧缺，难选铜矿资源的开发利用越来越被重 视。为了实现难选黄铜矿资源的高效开发利用 ， 不少研究单位和院所进行了研究。 CN200710180591.5 公开了一种铜-硫分离浮选的方法， 该 方法对混合金精矿进行铜硫分离， 在 pH说值为 12.5~13的条件下， 采用 CaO、 NaS0 ₃ 与 NaCN 组合抑制剂实现了铜硫分离， NaCN是剧毒性物质， 其应用会给后续尾矿处理以及环境带来 很大不便。 CN201010539277.3公开了一种铜硫分书离的方法， 采用水玻璃或硫化钠做抑制剂实 现了铜硫分离。 CN200710035782.4公开了一种复杂硫化矿的高效清� �选矿方法， 用草酸、 碳 酸钠、 碳酸氢铵、 硫酸铵、 硫酸氢铵、 硫酸亚铁的一种或几种组合作为活化剂， 再用黄药、 黑药、 白药、 硫氨脂等硫化矿捕收剂， 加入 BC搅拌均匀后进行硫化矿浮选， 回收硫化矿精 矿。而此类工艺一般是采用组合抑制剂或活化 剂，或高选择性能的浮选药剂来实现铜硫分离 。

有些难选铜矿有多重自然类型， 如含铜磁黄铁矿、 含铜磁黄铁矿滑石蛇纹石、 含铜黄铁 矿、 含铜矽卡岩等， 而铜磁黄铁矿滑石蛇纹石类型属于典型的难选 矿石。 冬瓜山铜矿就是此 类铜矿， 冬瓜山针对矿石性质特点采取多选别工艺： 在处理没有铜磁黄铁矿滑石蛇纹石类型 矿石时， 在黄药体系下均能上浮， 采用联合抑制剂和高效捕收剂来实现分选， 当含有铜磁黄 铁矿滑石蛇纹石类型矿石时， 再采用联合抑制剂和高效捕收剂来实现分选。 此工艺也存在以 下两个不足之处： 第一， 现场虽然采用在线分析检査系统， 但不同的选别工艺之间的改变存 在一定的滞后性， 也选别工艺不能及时稳定， 使得选别指标不稳定， 尤其是当矿石类型波动 频繁时， 选别效果更差， 铜损失严重； 第二， 滑石的可浮性好， 增加滑石预先浮选工艺， 可 以有效的降低铜精矿中硅和镁的含量， 但是黄铜矿的可浮性也比较好， 在滑石预选作业时， 黄铜矿会损失一部分进入滑石精矿中， 使得黄铜矿的回收率降低； 第三， 即便选择高选择性 的捕收剂或组合抑制剂， 选别指标也不是很理想， 并且浮选药剂成本很高。

发明内容 为此本发明针对含铜磁黄铁矿滑石蛇纹石的多 重自然类型黄铜矿， 提供了一种难选黄铜 矿的高效分选工艺及方法。 具体方法按如下步骤进行：

( 1 )将破碎好的黄铜矿进行一段磨矿检査分级，� �段的检査分级 I产品细度为 -0.074mm 占 60%， 再将检查分级 I产品进行一段粗细分级 I， 粗细分级 I的分级细度为 0.04mm，将大 于 0.04mm的矿石进行二段磨矿检査分级 II， 检查分级 II产品的细度为 -0.074mm占 95%, 将 检査分级 II的产品进行二段粗细分级 II， 粗细分级 II的分级细度为 0.04mm;

(2)将粗细分级 II大于 0.04mm的粗粒级产品进行粗粒级浮选， 粗粒级产品进行一次 粗选， 粗选时采用氧化钙调 pH值， 依次加入抑制剂羧甲基纤维素钠， 捕收剂黄药， 起泡剂 二号油， 粗选的尾矿进行两次扫选， 两次扫选的药剂类型与粗选的药剂类型相同， 一扫选精 矿返回粗选， 一扫选尾矿进行二扫选， 二扫选尾矿为尾矿 I， 一粗选精矿进行两次精选， 一 精选尾矿返回粗选， 一精选精矿进行二精选， 二精选尾矿返回一精选， 二精选精矿为铜精矿

I；

(3)将粗细分级 I和粗细分级 II小于 0.04mm 的细粒级产品进行细粒级浮选， 细粒级 产品首先进行两次粗选， 两次粗选均选用煤油或柴油作为捕收剂， 二号油为起泡剂， 并依次 加入， 两次粗选的尾矿进行两次扫选， 两次扫选的捕收剂也为煤油或柴油， 起泡剂为二号油， 一扫选的精矿返回一粗选， 二扫选的精矿返回一扫选， 二扫选的尾矿为尾矿 II， 两次粗选的 精矿进行精选作业的精选预选， 精选预选时不加任何药剂， 精选预选的尾矿返回一扫选， 精 选预选的精矿进行两次精选粗选， 两次精选粗选采用氧化钙调 pH值， 依次加入抑制剂羧甲 基纤维素钠， 捕收剂黄药， 起泡剂二号油， 一精选粗选的尾矿进行二精选粗选， 二精选粗选 说

的尾矿进行两次精选扫选， 两次精选扫选的药剂类型与精选粗选的药剂类 型相同， 二精选粗 选的尾矿首先进行一精选扫选， 一精选扫选的精矿返回二精选粗选， 二精选粗选的精矿返回 一精选扫选， 二精选扫选的尾矿为尾矿 III， 两次精书选粗选的精矿进行精选再精选， 精选再精 选的尾矿返回一精选粗选， 精选再精选的精矿为铜精矿 II。

按上述方案， 步骤（2) 中粗选的 pH值为 11.4~11.6， 抑制剂用量为 65~75g/t， 捕收剂用 量为 60~90g/t, 起泡剂用量为 20~25g/t， 扫选时 pH值仍为 11.4~11.6, —扫选时， 抑制剂、捕 收剂、 起泡剂用量为粗选时的一半， 二扫选时， 抑制剂、 捕收剂、 起泡剂用量为粗选时的三 分之一。

按上述方案， 步骤 （3) 中一粗选捕收剂用量为 35~40g/t， 起泡剂用量为 6~10g/t， 二粗 选的捕收剂和起泡剂用量与一粗选相同， 一扫选的捕收剂和起泡剂用量分别是一粗选用 量的 一半， 二扫选捕收剂和起泡剂的用量分别是一粗选用 量的三分之一。

按上述方案， 步骤（3) 中一精选粗选的 pH值为 11.8~12.0， 抑制剂用量为 50~70g/t， 捕 收剂用量为 50~75g/t， 起泡剂用量为 18~24g/t， 二精选粗选、 一精选扫选、 二精选扫选的 pH 值均为 11.8~12.0, 二精选粗选的抑制剂用量为 50~70g/t， 捕收剂用量为 50~75g/t, 起泡剂用 量为 18〜24g/t， 扫选时 pH值仍为 11.8~12.0， 一精选扫选时， 抑制剂、 捕收剂、 起泡剂用量 为一粗选时的一半， 二精选扫选时， 抑制剂、 捕收剂、 起泡剂用量为一精选粗选时的三分之 采用上述技术方案的本发明， 通过粗细分级不仅解决了当矿石中含有铜磁黄 铁矿滑石蛇 纹石类型矿石时， 滑石、 黄铁矿、 磁黄铁矿对黄铜矿的影响， 而且也减少了细粒级对粗粒级 的影响， 减少了药剂消耗。 对于粗粒级含有铜磁黄铁矿滑石蛇纹石类型矿 的黄铜矿可以通过 添加羧甲基纤维素钠抑制滑石， 通过氧化钙控制 pH值抑制黄铁矿和磁黄铁矿， 又没有细粒级 的影响， 可分选出高品位的铜精矿。 细粒级黄铜矿、 黄铁矿、 磁黄铁矿以及滑石的分选是难 点， 仅通过添加羧甲基纤维素钠抑制滑石， 通过氧化钙控制 pH值抑制黄铁矿和磁黄铁矿， 黄 药捕收黄铜矿， 根本不能有效的分选出黄铜矿。 而通过用煤油或柴油等烃油类捕收剂预选选 出含有滑石的黄铜矿粗精矿， 减少细粒级磁黄铁矿和黄铁矿浮选过程的影响 ， 再通过添加羧 甲基纤维素钠抑制滑石， 通过氧化钙控制 pH值抑制黄铁矿和磁黄铁矿， 可实现细粒级黄铜矿 的有效分选。 本发明通过分级分别处理粗粒级和细粒级矿石 ， 采用硫化矿常规的捕收剂， 以 及常用的抑制剂就可以实现此类难选黄铜矿的 分选， 大大降低了浮选药剂的成本， 对细粒级 的浮选捕收剂选用煤油、 柴油或两者的混合捕收剂均可。 如果矿石中不含有铜磁黄铁矿滑石 蛇纹石类型矿石， 此工艺也不会影响最终的分选指标。 因此， 本发明工艺可以有效的实现含 铜磁黄铁矿滑石蛇纹石的有多重自然类型黄铜 矿的分选。

附图说明：

图 1是本发明的技术路线图。

具体实施方式：

下面结合附图 1及实施例详述本发明：

实施例 1 :

说

本发明主要原料： 冬瓜山黄铜矿； 氧化钙； 羧甲基纤维素钠； 乙基黄药， 煤油， 2号油。 本发明所用的黄铜矿原矿主要含 Cu为 0.94%，TFe为 23.20%，S为 14.38%，MgO为 3.9%， Si0 ₂ 为 28.03%， 原矿中主要的组成矿物为金属硫书化物， 包括磁黄铁矿 （占 24.75%)、 黄铁矿 (占 10.71%),黄铜矿 (占 3.07% )、微量方铅矿 (占 0.01% )等，其次为铁氧化物 (占 8.07% ), 以磁铁矿为主， 脉石矿物较少， 以石英（占 7.49%)、 长石（占 4.34%)、 滑石（占 1.5%)、 碳 酸盐 （占 6.22% ) 为主。 矿石中黄铜矿和磁黄铁矿的嵌布粒度相对较细 ， 黄铁矿主要分布在 粗粒级中， 这三种矿物的嵌布关系非常复杂， 因而单体解离比较困难， 对磨矿和后续分选作 业影响较大。

第一步： 粗细分级

首先将破碎好的黄铜矿进行一段磨矿检査分级 ， 一段的检查分级 I产品细度为 -0.074mm 占 60% , 再将检査分级 I产品进行一段粗细分级 I , 粗细分级 I的分级细度为 0.04mm,将大 于 0.04mm的矿石进行二段磨矿检査分级 II， 检查分级 II产品的细度为 -0.074mm占 95%, 将 检査分级 II的产品进行二段粗细分级 II， 粗细分级 II的分级细度为 0.04mm _;

第二步： 粗粒级浮选

将粗细分级 II大于 0.04mm的粗粒级产品进行粗粒级浮选， 粗粒级产品进行一次粗选， 粗选时采用氧化钙调 pH值，然后依次加入抑制剂羧甲基纤维素钠、� ��药、二号油，浮选 5min 后， 粗选底流进行一扫选， 一扫选氧化钙调 pH值,浮选时间与粗选相同， 一扫选精矿返回粗 选， 一扫选底流进行二扫选， 二扫选氧化钙调 pH值， 浮选时间与粗选相同， 二扫选精矿返 回一扫选，粗选精矿进行一精选， 浮选 3min， 一精选尾矿返回粗选， 一精选精矿进行二精选， 浮选 3min， 二精选尾矿返回一精选， 二精选精矿为铜精矿 I， 二扫选的尾矿为尾矿 I。

第三步： 细粒级浮选

将粗细分级 I和粗细分级 II小于 0.04mm的细粒级产品进行细粒级浮选， 细粒级产品首 先进行两次粗选， 两次粗选均选用煤油作为捕收剂， 二号油为起泡剂， 并依次加入， 两次粗 选的尾矿进行两次扫选， 两次扫选的捕收剂也为煤油， 起泡剂为二号油， 一扫选的精矿返回 一粗选， 二扫选的精矿返回一扫选， 二扫选的尾矿为尾矿 II , 二次粗选的精矿进行精选作业 的精选预选， 精选预选时不加任何药剂， 精选预选的尾矿返回一扫选， 精选预选的精矿进行 两次精选粗选， 两次精选粗选采用氧化钙调 pH值， 依次加入抑制剂羧甲基纤维素钠， 捕收 剂黄药， 起泡剂二号油， 一精选粗选的尾矿进行二精选粗选， 二精选粗选的尾矿进行两次精 选扫选， 两次精选扫选的药剂类型与精选粗选的药剂类 型相同， 二精选粗选的尾矿首选进行 一精选扫选， 一精选扫选的精矿返回二精选粗选， 二精选粗选的精矿返回一精选扫选， 二精 选扫选的尾矿为尾矿 III， 两次精选粗选的精矿进行精选再精选， 精选再精选的尾矿返回一精 选粗选， 精选再精选的精矿为铜精矿 II。

各作业的加药量及加药搅拌时间见表 1。

说

书

经过浮选后， 铜精矿 I和铜精矿 II合并一起， 得到铜品位 21. 28%， 回收率 89.

率 3. 97%的铜精矿。

实施例 2:

实施步骤如实施例 1。

各作业的加药量及加药搅拌时间见表 2。

表 2

CaO 羧甲基纤维素钠 黄药 （g/t) 二号油 （g/t) 序

pH值 搅拌时间 用量 搅拌时间 用量 搅拌时间 用量 搅拌时间 号

(min) (g/t) (min) (g/t) (min) (g/t) (min)

1 11.4 2 75 2 75 2 22 1

2 11.5 2 37 2 37 2 11 1

3 11.5 2 25 2 25 2 7 1

9 11.9 2 70 2 75 2 24 1

10 11.9 2 65 2 70 2 20 1

11 11.9 2 35 2 37 2 12 1

12 11.9 2 23 2 25 2 8 1

煤油 柴油 二号油 （g/t) - - 用量 搅拌时间 用量 搅拌时间 用量 搅拌时间 -

- (g/t) (min) (g/t) (min) (g/t) (min)

4 40 2 - - 10 1 - -

5 40 2 - - 8 1 - -

6 20 2 - - 5 1 - - 7 13 2 - - 3 1 - - 经过浮选后， 铜精矿 I和铜精矿 II合并一起， 得到铜品位 21. 12%， 回收率 91. 3%， 产率

3. 89%的铜精矿。

实施例 3:

实施步骤如实施例 1,在第三步细粒级浮选中选用柴油做捕收剂。

各作业的加药量及加药搅拌时间见表 3。

表 3

说 书

经过浮选后， 铜精矿 I和铜精矿 II合并一起， 得到铜品位 21. 03%, 回收率 90. 42%, 产 率 4. 12%的铜精矿。