权利要求
1.一种高银黝
铜矿
浮选回收的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、将原矿进行磨矿作业，并加入
捕收剂1，磨矿产品经旋流器分级获得旋流器沉砂和旋流器溢流;
S2、将S1获得的旋流器沉砂进入到
浮选机分选，获得浮选精矿1和浮选
尾矿1，获得的浮选尾矿1返回至磨矿系统;
S3、将S1获得的旋流器溢流进入到浮选机分选，获得浮选精矿2和浮选尾矿2;其中，浮选精矿2和S2中获得的浮选精矿1合并为铜银精矿1;
S4、将S3获得的浮选尾矿2加入捕收剂2进行混浮粗选作业，获得混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;混浮粗选尾矿加入捕收剂2进行混浮扫选作业，获得混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;其中，混浮扫选精矿和混浮粗精矿合并为混浮精矿，混浮扫选尾矿为总尾矿;
S5、将S4获得的混浮精矿，加入脱药剂脱药浓缩，获得浓缩底流和浓缩溢流;
S6、将S5获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，进行磨矿和旋流器分级，获得旋流器分级产品;
S7、旋流器分级产品加入调整剂1、捕收剂1进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;所述粗选精矿加入调整剂1进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;所述精选1精矿加入调整剂1进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;所述精选2精矿加入调整剂1进行精选3作业，获得铜银精矿2和精选3尾矿;所述粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和
铅锑精矿;其中，扫选精矿返回浮选粗选作业，其余精选尾矿返回上一级精选;其余精选尾矿包括精选1尾矿、精选2尾矿和精选3尾矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S1中所述磨矿作业中细度为小于0.074mm粒级颗粒质量占总颗粒质量的45～55%;所述旋流器溢流中细度小于0.074mm粒级颗粒质量占总颗粒质量的60～70%;所述捕收剂1的用量为40～80g/t。
3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S4中所述捕收剂2在混浮粗选作业中的用量为40～80g/t;所述捕收剂2在混浮扫选作业中的用量为10～20g/t。
4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S5中所述所述脱药剂为硫化钠，其用量为500～1000g/t。
5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S6中所述旋流器分级产品中细度小于0.074mm粒级颗粒质量占总颗粒质量的85～95%。
6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤S7中所述浮选粗选作业中调整剂1的用量为400～600g/t，捕收剂用量为40～60g/t;
所述精选1作业中调整剂1用量为200～300g/t;
所述精选2作业中调整剂1用量为100～200g/t;
所述精选3作业中调整剂1用量为50～100g/t;
所述扫选作业中捕收剂1用量为5～15g/t。
7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述捕收剂1为苯胺黑药和乙二胺四乙酸二钠按照(2～4):1的质量比配制而成。
8.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述捕收剂2为苯胺黑药、乙硫氮酯和咪唑硫醇按照1:(1～2):(4～6)的质量比配制而成。
9.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述调整剂1为腐殖酸钠、过硫酸铵和重铬酸钠按照1:(2～4):(1～2)的质量比配制而成。
10.根据权利要求1～9任一项所述的选矿方法在铜银铅锑多金属硫化矿选矿中的应用，其特征在于，所述铜银铅锑多金属硫化矿选矿包括含银黝铜矿、黄铜矿、方铅矿、脆硫锑铅矿和黄铁矿。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工处理技术领域，具体涉及一种高银黝铜矿浮选回收的选矿方法及其应用。
背景技术
[0002]黝铜矿是重要的铜矿石矿物，同时也是重要的银矿石矿物。在黝铜矿中，铜元素会被其它元素置换，当置换元素含量到一定水平后，会形成新的矿物种类，例如银黝铜矿、砷黝铜矿、黑黝铜矿等。同时，随着置换元素的不同，矿石性质也会改变。以银黝铜矿为例，其银含量一般在10%以上，其银价值远超铜价值，银计价系数也高，是银的重要矿物。
[0003]目前，研究较多的为砷黝铜矿，砷黝铜矿中砷含量高达20%左右，虽然含有50%左右的铜，但砷对
铜冶炼危害较大，因此一般作为杂质矿物进行抑制或脱除，例如中国专利文献CN111195563A提供了一种砷黝铜矿与黄铜矿分离的抑制剂制备方法及其应用方法，介绍了提高砷黝铜矿抑制剂的制备方法，通过高效抑制剂实现了砷黝铜矿的抑制。而银黝铜矿作为一种高价银铜矿物，如能获得高品位的精矿产品，不仅铜银回收率会得到提高，同时铜银计价系数也会大幅提高。然而，实际生产中银黝铜矿往往和铅锑等矿物共生，目前现场只能获得铜铅锑混合精矿。由于银含量高，银含量可达3000g/t，即使铅锑杂质含量较高，也能作为银
铜精矿出售，但折价系数较高。现场也曾尝试对混合精矿进行分离回收，但效果不佳，铜银精矿中夹杂铅锑较多，且铜银品位提升幅度有限，回收率损失明显;而铅锑精矿中银占有率偏高，反而导致精矿价值降低。因此现场通常选择不对混合精矿进行分离，而是直接出售处理。这种处理方式不仅使选厂效益受损，同时造成了铅锑等资源的浪费。因此，为了高效开发利用该类资源，最大程度将其中银铜铅锑效益最大化，开发出一种高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，旨在为同类资源的开发提供一种高效方法。
发明内容
[0004]针对现有技术的不足，解决现有技术银黝铜矿的回收率、品位不高，混合精矿分离难以及资源利用率低等的技术难题，本发明旨在提供一种高银黝铜矿浮选回收的选矿方法及其应用，采用本发明提供的选矿方法，可获得银品位>6000g/t，铜品位>20%的高值银铜精矿。
[0005]为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案：
[0006]本发明的第一个目的是提供一种高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，包括以下步骤：
[0007]S1、将原矿进行磨矿作业，并加入捕收剂1，磨矿产品经旋流器分级获得旋流器沉砂和旋流器溢流;
[0008]S2、将S1获得的旋流器沉砂进入到浮选机分选，获得浮选精矿1和浮选尾矿1，获得的浮选尾矿1返回至磨矿系统;
[0009]S3、将S1获得的旋流器溢流进入到浮选机分选，获得浮选精矿2和浮选尾矿2;其中，浮选精矿2和S2中获得的浮选精矿1合并为铜银精矿1;
[0010]S4、将S3获得的浮选尾矿2加入捕收剂2进行混浮粗选作业，获得混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;混浮粗选尾矿加入捕收剂2进行混浮扫选作业，获得混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;其中，混浮扫选精矿和混浮粗精矿合并为混浮精矿，混浮扫选尾矿为总尾矿;
[0011]S5、将S4获得的混浮精矿，加入脱药剂脱药浓缩，获得浓缩底流和浓缩溢流;
[0012]S6、将S5获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，进行磨矿和旋流器分级，获得旋流器分级产品;
[0013]S7、旋流器分级产品加入调整剂1、捕收剂1进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;所述粗选精矿加入调整剂1进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;所述精选1精矿加入调整剂1进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;所述精选2精矿加入调整剂1进行精选3作业，获得铜银精矿2和精选3尾矿;所述粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和铅锑精矿;其中，扫选精矿返回浮选粗选作业，其余精选尾矿返回上一级精选;其余精选尾矿包括精选1尾矿、精选2尾矿和精选3尾矿。
[0014]优选的，步骤S1中所述磨矿作业中细度为小于0.074mm粒级颗粒质量占总颗粒质量的45～55%;所述旋流器溢流中细度小于0.074mm粒级颗粒质量占总颗粒质量的60～70%;所述捕收剂1的用量为40～80g/t。
[0015]优选的，步骤S4中所述捕收剂2在混浮粗选作业中的用量为40～80g/t;所述捕收剂2在混浮扫选作业中的用量为10～20g/t。
[0016]优选的，步骤S5中所述所述脱药剂为硫化钠，其用量为500～1000g/t。
[0017]优选的，步骤S6中所述旋流器分级产品中细度小于0.074mm粒级颗粒质量占总颗粒质量的85～95%。
[0018]优选的，步骤S7中所述浮选粗选作业中调整剂1的用量为400～600g/t，捕收剂用量为40～60g/t;
[0019]所述精选1作业中调整剂1用量为200～300g/t;
[0020]所述精选2作业中调整剂1用量为100～200g/t;
[0021]所述精选3作业中调整剂1用量为50～100g/t;
[0022]所述扫选作业中捕收剂1用量为5～15g/t。
[0023]优选的，所述捕收剂1为苯胺黑药和乙二胺四乙酸二钠按照(2～4):1的质量比配制而成。
[0024]优选的，所述捕收剂2为苯胺黑药、乙硫氮酯和咪唑硫醇按照1:(1～2):(4～6)的质量比配制而成。
[0025]优选的，所述调整剂1为腐殖酸钠、过硫酸铵和重铬酸钠按照1:(2～4):(1～2)的质量比配制而成。
[0026]本发明的第二个目的是提供根据上述的选矿方法在铜银铅锑多金属硫化矿选矿中的应用，其特征在于，所述铜银铅锑多金属硫化矿选矿包括含银黝铜矿、黄铜矿、方铅矿、脆硫锑铅矿和黄铁矿。
[0027]本发明的原理及设计思路：
[0028]本发明提供的高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，处理对象可以为含银黝铜矿、黄铜矿、方铅矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿等铜银铅锑多金属硫化矿。以含银黝铜矿为例，银黝铜矿因为其特定的矿物表面性质，如对
浮选药剂的敏感反应以及化学成分中易氧化元素的存在，加之形成过程中可能产生的晶体结构缺陷，因此具有可浮性好、解离面易氧化等特点。首先，本发明利用银黝铜矿可浮性好、解离面易氧化等特点，在磨矿作业过程中加入与铜银络合的高效捕收剂1将已经解离的银黝铜矿通过快浮浮选回收，这主要是因为与铜银络合的高效捕收剂1在产生新鲜银黝铜矿表面，药剂能快速有铜、银络合，避免了表面氧化导致药剂络合力降低，使黝铜矿与铅锑表面可浮性差异变大，银黝铜矿能快速上浮，不会返回磨矿导致新鲜解离面继续氧化，通过在溢流和沉砂产品采用快速浮选能避免这一问题。
[0029]其次，对于解离度不足，与铅锑矿物嵌布密切，药剂作用力不足以将其捕获的银黝铜矿，加入捕收能力强的捕收剂2，将黝铜矿、方铅矿、脆硫锑铅矿等有价矿物一同捕获，获得混合精矿，尽可能将有价矿物全部回收。
[0030]对混合精矿采用脱药方式，将矿物表面药剂脱除，使矿物可浮性恢复至原貌。对脱药后的混合精矿通过细磨将银黝铜矿继续解离，同时加入与铜银络合的高效捕收剂1，快速捕获新解离矿物，但由于粒度偏细，会不可避免夹杂其它矿物，通过加入调整剂1(本发明加入的调整剂1其是一种铅锑矿物抑制剂)及精选降低这种夹带，实现细粒银黝铜矿与铅锑矿物的分离，最终实现了高银黝铜矿的回收，获得高品位的银铜精矿产品，同时实现了铅锑等有价矿物的回收。
[0031]综上所述，本发明针对银黝铜矿在浮选回收过程中未能获得独立精矿产品，导致精矿质量差、价值低、同时造成了铅
锑资源的浪费的问题，利用银黝铜矿与铅锑矿物性质差异，结合使用铜银络合高效捕收剂、铅锑特效抑制剂，采用“粗磨-快浮-混浮-脱药-细磨-分离”的工艺，通过磨矿作业加入捕收剂，能避免在产生新鲜银黝铜矿表面氧化而降低捕收剂作用力，同时也降低了捕收剂用量;其次，通过快浮回收绝大部分银黝铜矿，少部分通过细磨分离回收，实现大幅降低捕收剂用量并且显著降低银铜精矿中铅锑等杂质含量的效果;再次，本发明通过快速浮选能直接获得银铜精矿，不需精选环节，减少了设备数量及维护成本;最终，本发明获得了独立银铜精矿和铅锑精矿，提高了银铜铅锑的价值的同时，实现了资源的高效利用。
[0032]与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
[0033](1)本发明提供的高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，利用银黝铜矿可浮性好、解离面易氧化等特点，配合铜银高效络合捕收剂1，采用“粗磨-快浮-混浮-脱药-细磨-分离”的工艺实现已经解离银黝铜矿的回收;对嵌布较细的银黝铜矿，采用“混浮-脱药-细磨”工艺，配合加入调整剂1(即铅锑矿物抑制剂)实现了银黝铜矿的二次回收。并且，本发明通过两段磨矿、快速浮选与高效捕收剂、调整剂1配合使用，实现了银黝铜矿的高效回收，获得的银品位>6000g/t，铜含量大于20%的高值银铜精矿，同时获得了铅锑精矿产品，显著提高了铜银精矿中银铜品位及回收率。
[0034](2)本发明提供的高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，实现了银黝铜矿的浮选高效回收，提高了银黝铜矿的价值，同时实现了铅锑等资源的高效利用，相比现有的混浮或混浮再分离工艺，减少了银黝铜矿的损失，显著提高了铜银精矿中银铜品位及回收率，同时大幅减少了磨矿处理量，实现了现场降本、提质、增效的目的。
附图说明
[0035]图1为本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0036]以下通过实施例形式的具体实施方式，对本发明的上述内容作进一步的详细说明。但不应将此理解为本发明上述主题的范围仅限于以下实施例。
[0037]本发明下列实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照常规条件，或按照制造厂商所建议的条件。实施例中所用到的各种常用化学试剂，均为市售产品。
[0038]除非另有定义，本发明所使用的所有的技术和科学术语与属于本发明的技术领域的技术人员通常理解的含义相同。本发明的说明书中所使用的术语只是为了描述具体的实施例的目的，不用于限制本发明。
[0039]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明了，下面结合具体实施方式，对本发明进一步详细说明。应该理解，这些描述只是示例性的，而并非要限制本发明的范围。此外，在以下说明中，省略了对公知结构和技术的描述，以避免不必要地混淆本发明的概念。
[0040]以下实施例对本发明做进一步的描述，但该实施例并非用于限制本发明的保护范围。
[0041]本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法过程概述：
[0042]本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，包括以下步骤：原矿经磨矿并加入捕收剂1后，通过旋流器分级得沉砂和溢流。沉砂进入浮选机得浮选精矿1和浮选尾矿1。溢流进入浮选机得浮选精矿2和浮选尾矿2。浮选精矿1和浮选精矿2，两者合并为铜银精矿1，浮选尾矿1返回磨矿系统;浮选尾矿2加捕收剂2经混浮粗选、扫选得混浮精矿(混浮粗、扫选精矿合并)和总尾矿。混浮精矿脱药后得浓缩底流和溢流，底流再经磨矿分级，分级产品加调整剂1、捕收剂1进行浮选粗选、三次精选得铜银精矿2和各级尾矿，粗选尾矿扫选后得扫选精矿(返回粗选)和铅锑精矿，其余精选尾矿返回上一级精选。
[0043]由此可见，本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法采用“粗磨-快浮-混浮-脱药-细磨-分离”的工艺实现了银黝铜矿的浮选回收，主要包括如下步骤：以含银黝铜矿、黄铜矿、方铅矿、脆硫锑铅矿、黄铁矿等铜银铅锑多金属硫化矿作为处理原料，以银黝铜矿为例，利用银黝铜矿天然可浮性好、解离面易氧化等特点，在磨矿作业加入银高效络合捕收剂1，将已经解离的银黝铜矿通过快浮浮选回收，即在粗磨情况下，通过快速浮选实现高品位银铜精矿1的回收。对与铅锑矿物嵌布密切的部分银铜精矿，采用“混浮-脱药-细磨”工艺，配合加入调整剂1(铅锑矿物选择性抑制剂)实现了银黝铜矿的二次回收，即通过混浮获得混合精矿，混合精矿脱药、细磨后加入调整剂1实现了细粒银黝铜矿与铅锑矿物的分离，获得银铜精矿2和铅锑精矿。
[0044]实施例1本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法
[0045]试验样品：本实施例处理的硫化矿为内蒙古
锡盟某选厂，其中铜、银、铅、锑品位分别为0.62%、186.5g/t、1.13%、0.86%，其中铜银主要以银黝铜矿、黄铜矿为主，铅锑以脆硫锑铅矿、方铅矿为主，是典型的以银黝铜矿为主要有价矿物的银铜矿。
[0046]所述捕收剂1为苯胺黑药和乙二胺四乙酸二钠按照2:1的质量比配制而成;所述捕收剂2为苯胺黑药、乙硫氮酯和咪唑硫醇按照1:1:4的质量比配制而成;所述调整剂1为腐殖酸钠、过硫酸铵和重铬酸钠按照1:2:1的质量比配制而成。
[0047]本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，包括以下步骤：
[0048]S1、将原矿磨矿，并加入捕收剂1，磨矿产品经旋流器分级获得旋流器沉砂和旋流器溢流;
[0049]所述磨矿作业中细度为-0.074mm的产品占50%;所述旋流器溢流中细度为-0.074mm的产品占70%;所述捕收剂1的用量为80g/t;
[0050]S2、将步骤S1获得的旋流器沉砂进入到浮选机分选，获得浮选精矿1和浮选尾矿1，获得的浮选尾矿1返回至磨矿系统;
[0051]S3、将步骤S1获得的旋流器溢流进入到浮选机分选，获得浮选精矿2和浮选尾矿2;其中，浮选精矿2和步骤S2中获得的浮选精矿1合并为铜银精矿1;
[0052]其中，铜银精矿1中铜银品位分别为22.63%、7536g/t，回收率分别为77.02%、85.26%;铅锑品位分别为2.31%、1.24%。
[0053]S4、将步骤S3获得的浮选尾矿2加入捕收剂2进行混浮粗选作业，获得混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;混浮粗选尾矿加入捕收剂2进行混浮扫选作业，获得混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;其中，混浮扫选精矿和混浮粗精矿合并为混浮精矿，混浮扫选尾矿为总尾矿;
[0054]所述捕收剂2在混浮粗选作业中的用量为80g/t，在混浮扫选作业中的用量为20g/t;
[0055]S5、将步骤S4获得的混浮精矿，加入脱药剂脱药浓缩;获得浓缩底流和浓缩溢流;
[0056]所述脱药剂为硫化钠，所述脱药剂的用量为1000g/t;
[0057]S6、将步骤S5获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，进行磨矿和旋流器分级，获得旋流器分级产品;
[0058]所述旋流器分级产品中细度为-0.074mm的产品占95%;
[0059]S7、旋流器分级产品加入调整剂1、捕收剂1进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;所述粗选精矿加入调整剂1进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;所述精选1精矿加入调整剂1进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;所述精选2精矿加入调整剂1进行精选3作业，获得铜银精矿2和精选3尾矿;
[0060]所述粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和铅锑精矿;
[0061]所述浮选粗选作业中调整剂1的用量为600g/t，捕收剂用量为60g/t;所述精选1作业中调整剂1用量为300g/t;所述精选2作业中调整剂1用量为200g/t;所述精选3作业中调整剂1用量为100g/t;所述扫选作业中捕收剂1用量为15g/t;
[0062]其中，扫选精矿返回浮选粗选作业，其余精选尾矿返回上一级精选;其余精选尾矿包括精选1尾矿、精选2尾矿和精选3尾矿。
[0063]其中，铜银精矿2中铜银品位分别为16.32%、5634.5g/t，回收率分别为8.42%、9.67%;铅锑精矿中铅锑品位分别为28.66%、22.58%，回收率分别为79.89%、82.71%。
[0064]综上，铜银精矿1和铜银精矿2合并后，获得铜银平均品位分别为21.80%、7285.55g/t，回收率分别为85.44%、94.93%的铜银精矿;获得铅锑品位分别为28.66%、22.58%，回收率分别为79.89%、82.71%的铅锑精矿。
[0065]实施例2本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法
[0066]试验样品：本实施例处理的硫化矿为内蒙古西乌珠穆沁旗某选厂，其中铜、银、铅、锑品位分别为0.35%、93.55g/t、0.85%、0.63%，其中铜银主要以银黝铜矿为主，铅锑以脆硫锑铅矿、方铅矿为主，是典型的以银黝铜矿为主要有价矿物的银铜矿。
[0067]所述捕收剂1为苯胺黑药和乙二胺四乙酸二钠按照4:1的质量比配制而成;所述捕收剂2为苯胺黑药、乙硫氮酯和咪唑硫醇按照1:2:4的质量比配制而成;所述调整剂1为腐殖酸钠、过硫酸铵和重铬酸钠按照1:4:2的质量比配制而成。
[0068]本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，包括以下步骤：
[0069]S1、将原矿磨矿，并加入捕收剂1，磨矿产品经旋流器分级获得旋流器沉砂和旋流器溢流;
[0070]所述磨矿作业中细度为-0.074mm的产品占45%;所述旋流器溢流中细度为-0.074mm的产品占65%;所述捕收剂1的用量为40g/t;
[0071]S2、将步骤S1获得的旋流器沉砂进入到浮选机分选，获得浮选精矿1和浮选尾矿1，获得的浮选尾矿1返回至磨矿系统;
[0072]S3、将步骤S1获得的旋流器溢流进入到浮选机分选，获得浮选精矿2和浮选尾矿2;其中，浮选精矿2和步骤S2中获得的浮选精矿1合并为铜银精矿1;
[0073]其中，铜银精矿1中铜银品位分别为21.53%、6548.6g/t，回收率分别为72.59%、82.60%;铅锑品位分别为1.63%、0.98%。
[0074]S4、将步骤S3获得的浮选尾矿2加入捕收剂2进行混浮粗选作业，获得混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;混浮粗选尾矿加入捕收剂2进行混浮扫选作业，获得混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;其中，混浮扫选精矿和混浮粗精矿合并为混浮精矿，混浮扫选尾矿为总尾矿;
[0075]所述捕收剂2在混浮粗选作业中的用量为40g/t，在混浮扫选作业中的用量为10g/t;
[0076]S5、将步骤S4获得的混浮精矿，加入脱药剂脱药浓缩;获得浓缩底流和浓缩溢流;
[0077]所述脱药剂为硫化钠，所述脱药剂的用量为500g/t;
[0078]S6、将步骤S5获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，进行磨矿和旋流器分级，获得旋流器分级产品;
[0079]所述旋流器分级产品中细度为-0.074mm的产品占85%;
[0080]S7、旋流器分级产品加入调整剂1、捕收剂1进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;所述粗选精矿加入调整剂1进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;所述精选1精矿加入调整剂1进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;所述精选2精矿加入调整剂1进行精选3作业，获得铜银精矿2和精选3尾矿;
[0081]所述粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和铅锑精矿;
[0082]所述浮选粗选作业中调整剂1的用量为400g/t，捕收剂用量为40g/t;所述精选1作业中调整剂1用量为200g/t;所述精选2作业中调整剂1用量为100g/t;所述精选3作业中调整剂1用量为50g/t;所述扫选作业中捕收剂1用量为5g/t;
[0083]其中，扫选精矿返回浮选粗选作业，其余精选尾矿返回上一级精选;其余精选尾矿包括精选1尾矿、精选2尾矿和精选3尾矿。
[0084]其中，铜银精矿2中铜银品位分别为14.63%、3685.9g/t，回收率分别为8.78%、8.27%;铅锑精矿中铅锑品位分别为27.36%、20.54%，回收率分别为81.76%、82.81%。
[0085]综上，铜银精矿1和铜银精矿2合并后，获得铜银平均品位分别为20.49%、6116.28g/t，回收率分别为81.37%、90.87%的铜银精矿;获得铅锑品位分别为27.36%、20.54%，回收率分别为81.76%、82.81%的铅锑精矿。
[0086]实施例3本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法
[0087]试验样品：本实施例处理的硫化矿为内蒙古赤峰某铜银矿，其中铜、银、铅、锑品位分别为0.53%、1135.20g/t、1.36%、1.23%，其中铜银主要以银黝铜矿、黄铜矿为主，铅锑以脆硫锑铅矿、方铅矿为主，是典型的以银黝铜矿为主要有价矿物的银铜矿。
[0088]所述捕收剂1为苯胺黑药和乙二胺四乙酸二钠按照4:1的质量比配制而成;所述捕收剂2为苯胺黑药、乙硫氮酯和咪唑硫醇按照1:2:6的质量比配制而成;所述调整剂1为腐殖酸钠、过硫酸铵和重铬酸钠按照1:2:2的质量比配制而成。
[0089]本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，包括以下步骤：
[0090]S1、将原矿磨矿，并加入捕收剂1，磨矿产品经旋流器分级获得旋流器沉砂和旋流器溢流;
[0091]所述磨矿作业中细度为-0.074mm的产品占45%;所述旋流器溢流中细度为-0.074mm的产品占60%;所述捕收剂1的用量为65g/t;
[0092]S2、将步骤S1获得的旋流器沉砂进入到浮选机分选，获得浮选精矿1和浮选尾矿1，获得的浮选尾矿1返回至磨矿系统;
[0093]S3、将步骤S1获得的旋流器溢流进入到浮选机分选，获得浮选精矿2和浮选尾矿2;其中，浮选精矿2和步骤S2中获得的浮选精矿1合并为铜银精矿1;
[0094]其中，铜银精矿1中铜银品位分别为23.68%、6835.20g/t，回收率分别为77.30%、87.46%;铅锑品位分别为2.11%、2.53%。
[0095]S4、将步骤S3获得的浮选尾矿2加入捕收剂2进行混浮粗选作业，获得混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;混浮粗选尾矿加入捕收剂2进行混浮扫选作业，获得混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;其中，混浮扫选精矿和混浮粗精矿合并为混浮精矿，混浮扫选尾矿为总尾矿;
[0096]所述捕收剂2在混浮粗选作业中的用量为70g/t，在混浮扫选作业中的用量为15g/t;
[0097]S5、将步骤S4获得的混浮精矿，加入脱药剂脱药浓缩;获得浓缩底流和浓缩溢流;
[0098]所述脱药剂为硫化钠，所述脱药剂的用量为800g/t;
[0099]S6、将步骤S5获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，进行磨矿和旋流器分级，获得旋流器分级产品;
[0100]所述旋流器分级产品中细度为-0.074mm的产品占85%;
[0101]S7、旋流器分级产品加入调整剂1、捕收剂1进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;所述粗选精矿加入调整剂1进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;所述精选1精矿加入调整剂1进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;所述精选2精矿加入调整剂1进行精选3作业，获得铜银精矿2和精选3尾矿;
[0102]所述粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和铅锑精矿;
[0103]所述浮选粗选作业中调整剂1的用量为500g/t，捕收剂用量为50g/t;所述精选1作业中调整剂1用量为300g/t;所述精选2作业中调整剂1用量为200g/t;所述精选3作业中调整剂1用量为100g/t;所述扫选作业中捕收剂1用量为10g/t;
[0104]其中，扫选精矿返回浮选粗选作业，其余精选尾矿返回上一级精选;其余精选尾矿包括精选1尾矿、精选2尾矿和精选3尾矿。
[0105]其中，铜银精矿2中铜银品位分别为14.63%、2685.9g/t，回收率分别为9.66%、6.95%;铅锑精矿中铅锑品位分别为31.68%、24.36%，回收率分别为89.68%、76.25%。
[0106]综上，本实施例获得的铜银精矿(1和2合并后)铜银平均品位分别为22.16%、6137.25g/t，回收率分别为86.96%、94.41%;铅锑精矿铅锑品位分别为31.68%、24.36%，回收率分别为89.68%、76.25%。
[0107]综上，铜银精矿1和铜银精矿2合并后，获得铜银平均品位分别为22.16%、6137.25g/t，回收率分别为86.96%、94.41%的铜银精矿;获得铅锑品位分别为31.68%、24.36%，回收率分别为89.68%、76.25%的铅锑精矿。
[0108]对比例1
[0109]采用现有选矿方法，即混浮-再磨分离的选矿方法对实施例1的试验样品进行处理。
[0110]现有选矿方法所用药剂包括：捕收剂3为乙硫氨酯和丁铵黑药按照2:1的质量比配制而成;调整剂2为重铬酸钾和硫酸
锌按照3:1的质量比配制而成。
[0111]现有选矿方法如下：
[0112]S1、矿石经磨矿分级系统后，获得-0.074mm占65%的分级产品;
[0113]S2、分级产品加入捕收剂3 120g/t进入粗选，获得粗选精矿和粗选尾矿;粗选尾矿加入捕收剂3 30g/t进入扫选，获得扫选精矿和扫选尾矿;粗选精矿进入精选1，获得精选1精矿和精选1尾矿;精选1精矿进入精选2作业，获得混浮精矿和精选2尾矿;
[0114]其中，混浮精矿中铜、银、铅、锑品位分别为10.07%、3221.82g/t、17.11%、13.26%。
[0115]S3、混浮精矿经浓缩脱水后，进入磨矿分级系统，获得-0.074mm占85%的分级产品，分级产品加入调整剂2 600g/t、捕收剂4 30g/t后进入粗选作业;获得粗选精矿和粗选尾矿;粗选精矿加入调整剂2 200g/t进行精选1，获得精选1精矿和精选1尾矿;精选1精矿加入调整剂2 100g/t进行精选2，获得精选2精矿和精选2尾矿;精选2精矿加入调整剂2 100g/进行精选3，获得铜银精矿和精选3尾矿;所述粗选尾矿加入捕收剂4 8g/t进入扫选，获得扫选精矿和铅锑精矿;其中扫选精矿返回粗选，其余精选尾矿返回上一级精选。
[0116]最终，获得铜银品位分别为16.87%、5268.5g/t，回收率分别为76.52%、74.73%的铜银精矿;获得铅锑品位分别为23.37%、15.71%，回收率分别为58.66%、50.37%的铅锑精矿。
[0117]对比例2
[0118]与实施例2相比，本对比例采用实施例2的工艺对实施例2的试验样品进行处理。
[0119]将所用药剂调整为现有现场工艺处理药剂，具体如下：将所述捕收剂1替换为乙硫氨酯和丁铵黑药按照2:1的质量比配制而成;所述捕收剂2为乙硫氮;所述调整剂1替换为重铬酸钾和硫酸锌按照3:1的质量比配制而成。
[0120]具体处理步骤如下：
[0121]S1、将原矿磨矿，并加入捕收剂1，磨矿产品经旋流器分级获得旋流器沉砂和旋流器溢流;
[0122]所述磨矿作业中细度为-0.074mm的产品占45%;所述旋流器溢流中细度为-0.074mm的产品占65%;所述捕收剂1的用量为40g/t;
[0123]S2、将步骤S1获得的旋流器沉砂进入到浮选机分选，获得浮选精矿1和浮选尾矿1，获得的浮选尾矿1返回至磨矿系统;
[0124]S3、将步骤S1获得的旋流器溢流进入到浮选机分选，获得浮选精矿2和浮选尾矿2;其中，浮选精矿2和步骤S2中获得的浮选精矿1合并为铜银精矿1;
[0125]其中，铜银精矿1中铜银品位分别为21.86%、6835.20g/t，回收率分别为58.98%、72.30%;铅锑品位分别为2.11%、2.53%。
[0126]S4、将步骤S3获得的浮选尾矿2加入捕收剂2进行混浮粗选作业，获得混浮粗精矿和混浮粗选尾矿;混浮粗选尾矿加入捕收剂2进行混浮扫选作业，获得混浮扫选精矿和混浮扫选尾矿;其中，混浮扫选精矿和混浮粗精矿合并为混浮精矿，混浮扫选尾矿为总尾矿;
[0127]所述捕收剂2在混浮粗选作业中的用量为40g/t，在混浮扫选作业中的用量为10g/t;
[0128]S5、将步骤S4获得的混浮精矿，加入脱药剂脱药浓缩;获得浓缩底流和浓缩溢流;
[0129]所述脱药剂为硫化钠，所述脱药剂的用量为500g/t;
[0130]S6、将步骤S5获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，进行磨矿作业和旋流器分级，获得旋流器分级产品;
[0131]所述旋流器分级产品中细度为-0.074mm的产品占85%;
[0132]S7、旋流器分级产品加入调整剂1、捕收剂1进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;所述粗选精矿加入调整剂1进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;所述精选1精矿加入调整剂1进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;所述精选2精矿加入调整剂1进行精选3作业，获得铜银精矿2和精选3尾矿;
[0133]所述粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和铅锑精矿;
[0134]所述浮选粗选作业中调整剂1的用量为400g/t，捕收剂用量为40g/t;所述精选1作业中调整剂1用量为200g/t;所述精选2作业中调整剂1用量为100g/t;所述精选3作业中调整剂1用量为50g/t;所述扫选作业中捕收剂1用量为5g/t;
[0135]其中，扫选精矿返回浮选粗选作业，其余精选尾矿返回上一级精选;其余精选尾矿包括精选1尾矿、精选2尾矿和精选3尾矿;
[0136]其中，铜银精矿2中铜银品位分别为16.33%、2685.90g/t，回收率分别为11.40%、7.35%;铅锑精矿中铅锑品位分别为28.65%、22.53%，回收率分别为79.63%、69.24%。
[0137]综上，铜银精矿1和铜银精矿2合并后，获得铜银平均品位分别为20.72%、5982.37g/t，回收率分别为70.38%、79.65%的铜银精矿;获得铅锑品位分别为28.65%、22.53%，回收率分别为79.63%、69.24%的铅锑精矿。
[0138]对比例3
[0139]采用现有现场工艺，即通过混浮-细磨工艺对实施例3的试验样品进行处理分离获得精矿产品。
[0140]所用药剂为本发明中的药剂：所述捕收剂1为苯胺黑药和乙二胺四乙酸二钠按照4:1的质量比配制而成;所述捕收剂2为苯胺黑药、乙硫氮酯和咪唑硫醇按照1:2:6的质量比配制而成;所述调整剂1为腐殖酸钠、过硫酸铵和重铬酸钠按照1:2:2的质量比配制而成。
[0141]具体选矿方法如下：
[0142]S1、矿石经磨矿分级系统后，获得细度-0.074mm占74%的分级产品，分级产品粗选加入捕收剂2 65g/t，获得粗选精矿和粗选尾矿;粗选尾矿进入扫选，加入捕收剂2 15g/t，获得扫选精矿和扫选尾矿;粗选精矿进入精选1，获得精选1精矿和精选1尾矿;精选1精矿进入精选2作业，获得混浮精矿和精选2尾矿;
[0143]S2、将混浮精矿加入脱药剂硫化钠500g/t脱药浓缩;获得浓缩底流和浓缩溢流;
[0144]S3、将获得的浓缩底流进入磨机与旋流器组合的磨矿分级系统，获得细度为-0.074mm的产品占85%的旋流器分级产品;
[0145]S4、旋流器分级产品加入调整剂1 400g/t、捕收剂1 40g/t进入浮选粗选作业，获得粗选精矿和粗选尾矿;粗选精矿加入调整剂1 200g/t进行精选1作业，获得精选1精矿和精选1尾矿;精选1精矿加入调整剂1 100g/t进行精选2作业，获得精选2精矿和精选2尾矿;精选2精矿加入调整剂1 50g/t进行精选3作业，获得铜银精矿和精选3尾矿;粗选尾矿加入捕收剂1进入扫选作业，获得扫选精矿和铅锑精矿;
[0146]最终，获得铜银品位分别为20.33%、5674.32g/t，回收率分别为74.80%、81.84%的铜银精矿;获得铅锑品位分别为25.86%、21.32%，回收率分别为67.69%、61.70%的铅锑精矿。
[0147]综上所述，由上述结果可知，无论将工艺流程替换为现场的混浮-磨矿分离工艺，还是将捕收剂1、捕收剂2、调整剂1替换为乙硫氨酯+丁铵黑药、乙硫氮、硫酸锌+重铬酸钾，其铜银精矿、铅锑精矿无论是品位还是回收率均有降低，证明本发明高银黝铜矿浮选回收的选矿方法，配合本发明的捕收剂1、捕收剂2、调整剂1能发生协同增效的作用。
[0148]上述实施例仅例示性说明本发明的原理及其功效，而非用于限制本发明。任何熟悉此技术的人士皆可在不违背本发明的精神及范畴下，对上述实施例进行修饰或改变。因此，举凡所属技术领域中具有通常知识者在未脱离本发明所揭示的精神与技术思想下所完成的一切等效修饰或改变，仍应由本发明的权利要求所涵盖。
说明书附图(1)
声明：
“高银黝铜矿浮选回收的选矿方法及其应用” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
359
编辑：北方有色网
来源：西乌珠穆沁旗银漫矿业有限责任公司, 广东省科学院资源利用与稀土开发研究所
咨询细节
