專利名稱：一種提高銅鋅硫化礦石金回收率的選礦方法
技術(shù)領(lǐng)域：
本發(fā)明涉及提高多金屬硫化礦石金回收率的選礦工藝，特別是一種提高銅鋅硫化礦石金回收率的選礦方法。
二.
背景技術(shù)：
從有色金屬礦產(chǎn)資源中回收伴生金礦物已在金生產(chǎn)中占有重要地位。我國有色金屬礦產(chǎn)資源中伴生金的儲量非常大，開展提高載金礦物中伴生金回收率研究，既是對礦產(chǎn)資源綜合開發(fā)和研究利用，提高企業(yè)經(jīng)濟效益，又可以減少公害，保護(hù)環(huán)境，促進(jìn)礦山企業(yè)的可持續(xù)性發(fā)展。伴生金礦物比重大，在硫化礦物、脈石礦物中呈粗細(xì)粒不均勻嵌布，在浮選中與主金屬的富集狀態(tài)不盡相同。因此，在浮選伴生金時，單體游離金和粗粒金載體礦物的回收不理想。此外，多金屬硫化礦考慮工藝流程和藥劑制度都以主金屬礦物為主，浮選藥劑制度難以滿足對伴生金回收的要求。目前研發(fā)的金特效捕收劑種類不多，且適應(yīng)礦石的能力不強， 銅鋅硫化礦石浮選往往在金礦物受到抑制的高堿介質(zhì)中進(jìn)行，加之金礦物可浮性脆弱，容易在銅鋅混合浮選和銅鋅分離浮選時受添加藥劑的抑制，伴生金的回收率低。從理論上及工藝可行性上說，采用單一浮選工藝難以達(dá)到金在銅精礦中所預(yù)期的富集程度，通過浮選將金選入銅精礦中，出售給冶煉廠，一是存在金回收率低的問題；二是采用單一浮選工藝銅精礦含金品位難以達(dá)到lg/t，礦金不能計價，影響礦山企業(yè)的經(jīng)濟效益。例如，阿舍勒銅礦是一座大型有色金屬礦床，其原礦中金礦物可浮性脆弱，容易在銅鋅混合浮選和銅鋅分離浮選時受添加藥劑的抑制。浮選過程中進(jìn)入銅精選系統(tǒng)的金量有限，大部分游離金因受到抑制劑作用導(dǎo)致浮游滯后而進(jìn)入鋅選別系統(tǒng)。由于礦石性質(zhì)原因及銅鋅回收工藝本身的限制，能夠富集在銅精礦中的金較少。尤其由于原礦金品位的下降， 在原礦含金< 0. 4g/t時，金在銅精礦中的富集品位達(dá)不到lg/t的計價要求，嚴(yán)重影響礦山經(jīng)濟效益。尋求一種經(jīng)濟合理又能有效提高伴生金回收率的有效方法，具有重要意義。
三.

發(fā)明內(nèi)容
針對復(fù)雜銅鋅硫化礦石伴生金在銅精礦中的品位達(dá)不到lg/t的計價要求，金回收率很低的情況，克服目前工藝技術(shù)存在的不足，本發(fā)明的目的是提供一種合理高效的選礦工藝，在回收主金屬銅、鋅的同時將伴生金進(jìn)行綜合回收，提高金回收率，增加企業(yè)經(jīng)濟效益。為了達(dá)到以上目的，本發(fā)明采用的技術(shù)方案是考慮到銅鋅硫多金屬硫化礦石含有中粗粒金礦物，為了提高金回收率，采用以浮選為主、輔以尼爾森重選預(yù)選的組合選礦工藝，該組合工藝由混合浮選、分離浮選與一次尼爾森重選預(yù)選組成。1)混合浮選首先將破碎好的銅鋅硫含金多金屬礦石磨礦至可解離粒度后，對原礦漿進(jìn)行一次混合粗選、兩次混合掃選的混合浮選，得到混合浮選粗精礦，混尾礦最終拋尾；幻尼爾森重選預(yù)選將尼爾森選礦機的各工藝參數(shù)調(diào)節(jié)到合適范圍，以混合浮選粗精礦作為尼爾森選礦機的給料，給入尼爾森選礦機并在富集錐內(nèi)進(jìn)行選別，在離心力和反沖水力的共同作用下，單體游離金能克服水的徑向阻力，離心沉降或鉆隙沉降在精礦床內(nèi)，得到尼爾森重選粗金礦砂；幻分離浮選將尼爾森重選尾礦漿濃縮后，再磨至適合的分離細(xì)度，依次進(jìn)行包括一次粗選、三次銅精選、二次銅掃選的銅與鋅硫分離浮選，以及包括一次粗選、三次鋅精選、二次鋅掃選的鋅與硫分離浮選，分別得到浮選銅精礦、鋅精礦及鋅尾礦；4)將幻得到的重選粗金礦砂并入幻得到的浮選銅精礦，經(jīng)過充分混勻，得到可銷售的銅精礦。尼爾森選礦機是基于離心原理的強化重力選礦設(shè)備。本發(fā)明解決了已有的單一浮選工藝不能有效的回收金的難題，不改變已有工藝，只是簡單巧妙地在混合浮選與分離浮選之間加以尼爾森重選預(yù)選適時回收游離金(即已解離金粒)，將尼爾森粗金礦砂混入浮選銅精礦后能夠有效的提高銅精礦中金品位和金回收率。尼爾森重選不但能有效回收金， 而礦漿在富集錐內(nèi)受到軸向水流沖力和離心力軸向分力的作用下流動停留同時增強了攪拌脫藥效果，有利于后續(xù)分離浮選和提高分選指標(biāo)。本發(fā)明工藝適應(yīng)性廣、流程簡單、易于操作，對環(huán)境友好、生產(chǎn)成本低、金回收率高、銅鋅分選效果好，可提高資源利用率，增加企業(yè)效益。采用本發(fā)明的選礦工藝使金在銅精礦中的富集品位能夠穩(wěn)定> lg/t，金回收率比已有的工藝指標(biāo)高20%以上，游離單體金基本全部得到回收；同時銅精礦Cu品位及回收率均提高2 3%，鋅精礦Si品位及回收率均提高1 2%。下面結(jié)合


說明如下從圖1可見，已知工藝流程主要是，含金銅鋅硫化礦石(1)—破碎、磨礦(2)—混合粗選⑶一一次混合掃選(5) — 二次混合掃選(7)，中礦(6)返回(3)，中礦⑶返回(5)， 得混尾礦(9)以及混合粗精礦(4)；混合粗精礦(4)—濃縮、再磨(10)—銅與鋅硫分離粗選
(11)，(11)泡沫產(chǎn)品一一次銅精選(12)—二次銅精選(14)—三次銅精選(16)，(11)槽底產(chǎn)品一一次銅掃選(19) —二次銅掃選—鋅與硫分離粗選03) “23)泡沫產(chǎn)品一一次鋅精選04) —二次鋅精選0 —三次鋅精選06)，(23)槽底產(chǎn)品一一次鋅掃選(19) —二次鋅掃選(21)，中礦(13)返回(11)，中礦(15)返回(12)，中礦(18)返回(14)，中礦(20) 返回(11)，中礦(22)返回(19)，中礦(28)返回(2；3)，中礦(29)返回(M)，中礦(30)返回 (2 ，中礦(31)返回(2；3)，中礦(32)返回(33)，得銅精礦(17)、鋅精礦(27)以及鋅尾礦 (35)。圖2所示本發(fā)明的工藝流程主要是，含金銅鋅硫化礦石(1)—破碎、磨礦( —混合粗選⑶一一次混合掃選(5) — 二次混合掃選(7)，中礦(6)返回(3)，中礦⑶返回(5)， 得混尾礦(9)以及混合粗精礦(4)；混合粗精礦(4)—尼爾森重選(36)，得尼爾森重選粗金礦砂(37)；尼爾森重選尾礦漿(38)—濃縮、再磨(10)—銅與鋅硫分離粗選(11)，(11)泡沫產(chǎn)品一一次銅精選(1 —二次銅精選(14)—三次銅精選(16)，(11)槽底產(chǎn)品一一次銅掃選(19) —二次銅掃選—鋅與硫分離粗選03)，(23)泡沫產(chǎn)品一一次鋅精選04) —二次鋅精選05)—三次鋅精選06) “23)槽底產(chǎn)品一一次鋅掃選(19) —二次鋅掃選(21)， 中礦(13)返回(11)，中礦(15)返回(12)，中礦(18)返回(14)，中礦(20)返回(11)，中礦 (22)返回(19)，中礦(28)返回(2；3)，中礦(29)返回(M)，中礦(30)返回(2 ，中礦(31) 返回(23)，中礦(32)返回(33)，得浮選銅精礦(17)、鋅精礦如以及鋅尾礦(35)；尼爾森重選粗金礦砂(37)與(17)混合得銷售銅精礦(39)。本發(fā)明的特征是不改變圖1已有工藝流程，圖2只是在圖1所示已有工藝流程混合浮選回路與分離浮選回路之間增加了一次尼爾森重選預(yù)選回收游離金工藝，然后尼爾森重選粗金礦砂再與浮選銅精礦混合配礦。與圖1工藝指標(biāo)相比，圖2所得到的銅精礦含金能穩(wěn)定達(dá)到或超過lg/t，金回收率提高20%以上；銅精礦品位及回收率提高2. 0 3. 0%， 鋅精礦品位及回收率提高1. 0 2. 0%，銅精礦、鋅精礦產(chǎn)品互雜也得到改善。
四.

發(fā)明的具體方法由以下附圖給出。圖1是已有的含金銅鋅硫化礦石選礦工藝流程圖。圖2是根據(jù)本發(fā)明提出的一種含金銅鋅硫化礦石的選礦方法工藝流程圖。
五.
具體實施例方式以下結(jié)合圖2對本發(fā)明做進(jìn)一步詳細(xì)描述。實現(xiàn)一種提高銅鋅多金屬硫化礦石伴生金回收率的選礦方法由混合浮選、尼爾森重選預(yù)選和分離浮選三部分工藝組成，具體步驟包括1)混合浮選首先將含金銅鋅多金屬硫化礦石(1)破碎、磨礦至硫化礦物基本解離的細(xì)度，大多數(shù)復(fù)雜銅鋅硫多金屬礦石嵌布粒度細(xì)，因此磨礦細(xì)度以-0.074mm 90%為佳， 混合浮選以石灰抑硫并作為PH調(diào)整劑，使礦漿pH值在8. 5 9. 5，加入浮選調(diào)整劑、捕收劑、起泡劑調(diào)漿后進(jìn)行混合粗選(3)、一次混合掃選(5)以及二次混合掃選(7)，一次混合掃選中礦(6)返回(3)，二次混合掃選中礦⑶返回(5)，得到混尾礦(9)以及混合粗精礦 (4) ；2)調(diào)整尼爾森選礦機的各工藝參數(shù)到最佳，保持工作時流態(tài)化水壓65kp，流態(tài)化水流量0.81L/S，以混合粗精礦(4)作為尼爾森選礦機的給料，給入尼爾森選礦機進(jìn)行尼爾森重選預(yù)選(36)，得尼爾森重選粗金礦砂(37) ；3)對尼爾森重選尾礦漿(38)濃縮、磨礦(10)， 磨礦過程中加入硫化鈉、活性炭、石灰脫藥劑，礦漿pH值8. 5 9. 5，再磨細(xì)度以-0. 038mm 95%為佳。加入鋅抑制劑調(diào)漿并進(jìn)行銅與鋅硫分離粗選(11)，銅與鋅硫分離粗選(11)泡沫產(chǎn)品經(jīng)一次銅精選(12)、二次銅精選(14)及三次銅精選(16)，銅與鋅硫分離粗選(11)槽底產(chǎn)品經(jīng)一次銅掃選(19)、二次銅掃選后進(jìn)入鋅與硫分離粗選(23)，中礦(13)返回 (11)，中礦(15)返回(12)，中礦(18)返回(14)，中礦(20)返回(11)，中礦(21)返回(19)， 該浮選回路得到浮選銅精礦(17) ；3)加入硫抑制劑、鋅活化劑、捕收劑、起泡劑調(diào)漿后進(jìn)行鋅與硫分離粗選(23)，鋅與硫分離粗選泡沫產(chǎn)品經(jīng)一次鋅精選04)、二次鋅精選05) 及三次鋅精選(26)，鋅與硫分離粗選03)槽底產(chǎn)品經(jīng)一次鋅掃選(19)、二次鋅掃選(21)， 中礦(28)返回(2；3)，中礦(29)返回(M)，中礦(30)返回(2 ，中礦(31)返回(23), ψ 礦(3 返回(33)，該浮選回路得到鋅精礦07)以及鋅尾礦(3 ；4)尼爾森重選粗金礦砂 (37)與浮選銅精礦(17)混合得銷售的銅精礦(39)。下面結(jié)合具體實施例對本發(fā)明具體實施方式
進(jìn)一步說明，并通過與對比例比較表現(xiàn)本發(fā)明優(yōu)點。本發(fā)明的選礦方法處理阿舍勒銅礦已取得試驗成功。阿舍勒銅礦是一座大型火山噴發(fā)沉積成因的黃鐵礦型含金銅、鋅多金屬礦床，在原礦金含量較低時，采用單一的浮選法將難以獲取金含量達(dá)計價系數(shù)的銅精礦，這就導(dǎo)致了銅精礦中金的損失。實施例1 試樣經(jīng)化驗分析含Cu 2. 10%、ai0.80%、Au0. 37g/t，金主要以含銀自然金和銀金礦的礦物形式存在，黃銅礦中金占原礦總金量的5%左右，在原礦磨至-0.038mm細(xì)度下，游離金(即已解離金粒)占原礦總金量的45%。由于游離金進(jìn)入銅精礦，因此在銅精礦中金的最高回收率僅為50%左右。按照圖2本發(fā)明選礦方法的工藝流程實施方式，將原礦石破碎后磨礦至磨礦細(xì)度-0. 074mm 90%,石灰用量2000 3000g/t，使礦漿PH值在8. 5 9. 5，加入硫化礦捕收劑、起泡劑進(jìn)行混合粗選、一次混合掃選、二次混合掃選；將尼爾森選礦機的各工藝參數(shù)調(diào)節(jié)到合適范圍，保持工作狀態(tài)流態(tài)化水壓65kp， 流態(tài)化水流量0. 81L/S，以混合粗精礦作為尼爾森選礦機的給料，給入尼爾森選礦機進(jìn)行尼爾森重選預(yù)選；對尼爾森重選尾礦漿濃縮、磨礦，磨礦過程中加入硫化鈉、活性炭、石灰脫藥劑，使礦漿pH值在8. 5 9. 5，再磨細(xì)度-0. 038mm 95%,加入鋅抑制劑調(diào)漿并進(jìn)行銅與鋅硫分離粗選、一次銅精選、二次銅精選及三次銅精選和一次銅掃選、二次銅掃選；加入硫抑制劑、鋅活化劑、鋅捕收劑、起泡劑調(diào)漿后進(jìn)行鋅與硫分離粗選、一次鋅精選、二次鋅精選及三次鋅精選和一次鋅掃選、二次鋅掃選，各中礦依次返回上一作業(yè)的全流程浮選回路得到浮選銅精礦、鋅精礦以及鋅尾礦；將尼爾森重選粗金礦砂與浮選銅精礦混合得銷售銅精礦。 試驗結(jié)果見表1。 表1實施例1試驗結(jié)果j%
權(quán)利要求
1. 一種提高銅鋅硫化礦石金回收率的選礦方法，其特征在于含金銅鋅硫化礦石 ⑴一破碎、磨礦⑵一混合粗選⑶一一次混合掃選(5) — 二次混合掃選(7)，中礦(6) 返回(3)，中礦(8)返回(5)，得混尾礦(9)以及混合粗精礦；混合粗精礦(4)—尼爾森重選(36)，得尼爾森重選粗金礦砂(37)；尼爾森重選尾礦漿(38)—濃縮、再磨(10)—銅與鋅硫分離粗選(11)，(11)泡沫產(chǎn)品一一次銅精選(1 —二次銅精選(14)—三次銅精選 (16)，(11)槽底產(chǎn)品一一次銅掃選(19) —二次銅掃選—鋅與硫分離粗選03)，(23) 泡沫產(chǎn)品一一次鋅精選04) —二次鋅精選0 —三次鋅精選06)“2；3)槽底產(chǎn)品一一次鋅掃選(19) —二次鋅掃選(21)，中礦(13)返回(11)，中礦(15)返回(12)，中礦(18)返回 (14)，中礦(20)返回(11)，中礦(22)返回(19)，中礦(28)返回(23)，中礦(29)返回(24)， 中礦(30)返回(2 ，中礦(31)返回(2；3)，中礦(32)返回(33)，得浮選銅精礦(17)、鋅精礦07)以及鋅尾礦(3 ；尼爾森重選粗金礦砂(37)與(17)混合得銷售銅精礦(39)。
全文摘要
本發(fā)明涉及提高多金屬硫化礦石金回收率的選礦工藝，特別是一種提高復(fù)雜銅鋅硫化礦石金回收率的選礦方法。
文檔編號B03B7/00GK102205264SQ20101061443
公開日2011年10月5日 申請日期2010年12月23日 優(yōu)先權(quán)日2010年12月23日
發(fā)明者巫鑾東, 廖德華, 沈賢德, 阮仁滿, 魯軍 申請人:紫金礦業(yè)集團股份有限公司