权利要求
步骤一、磨矿：将矿石进行磨矿，磨至粒度为-0.074mm含量占62%~63%;
步骤三、铜硫分离：将铜硫混合精矿采用抑硫浮铜进行铜硫分离，得到铜精矿1和硫精矿;
步骤四、铜锌混浮：将步骤二获得的选铜硫尾矿进行铜锌混浮，获得铜锌混合粗精矿和铜锌混浮尾矿1;
步骤五、分级：采用水力旋流器对铜锌混合粗精矿进行分级，得到分级溢流和沉砂;
步骤六、浓密：分级溢流进入浓密机继续浓密，得到浓密机溢流和浓密机底流;
步骤七、磨矿：将步骤四获得沉砂和步骤五获得的浓密机底流合并进入球磨机磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占78%~80%;
步骤八、铜锌混合精选与扫选：将步骤七磨好的矿浆进行铜锌混合精选和扫选，得到铜锌混合精矿和铜锌混浮扫尾;
步骤九、铜锌分离与精选：将步骤八获得的铜锌混合精矿进行铜锌分离、铜精选、锌精选得到最终铜精矿2和锌精矿1;
步骤十、混合尾矿分级：将步骤二获得选铜硫尾矿和步骤八获得铜锌混浮扫尾合并进入水力旋流器进行分级，得到细粒级混合尾矿和粗粒级混合尾矿;
步骤十一、细粒级浮选柱处理：细粒级经浮选柱混合粗选、精选、扫选及铜锌分离，得低品位铜精矿3、低品位锌精矿2和尾矿1;
步骤十二、粗粒级磨矿：将粗粒级混合尾矿给入球磨机，得到磨矿细度为-0.044mm含量占90%~93%质量比的矿浆;
步骤十三、浮选机选矿：将步骤十二获得矿浆进行选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿4、低品位锌精矿3和尾矿2;
合并铜精矿1、铜精矿2、低品位铜精矿3、低品位铜精矿4为最终铜精矿，最终铜精矿中铜品位为19.32-20.57%，铜回收率93.78-94.62%;
合并锌精矿1、低品位锌精矿2、低品位锌精矿3为最终锌精矿;最终锌精矿中锌品位为45.87-46.34%，锌回收率为60.21-62.37%，硫品位为46.89-47.68%，硫回收率为45.89-48.67%。
2.如权利要求1所述的一种嵌布粒度不均匀高铜硫低锌的选矿工艺，其特征在于：该高铜硫低锌矿石中铜品位≥2%、硫品位≥4%、锌品位≤1%，且铜品位:锌品位≥2:1。
说明书
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技术领域
[0001]本发明涉及矿物加工技术领域，特别涉及一种嵌布粒度不均匀高铜硫低锌的选矿工艺。
背景技术
[0002]嵌布粒度不均匀的多金属硫化矿石选别难度大。若磨矿粒度粗，细粒矿物未解离;磨矿过细则导致过磨，增加成本并降低回收率。高铜硫低锌矿石(Cu≥2%，S≥4%，Zn≤1%，Cu:Zn≥2:1)因矿物共生复杂，传统优先浮选或混合浮选难以高效回收有价金属，尾矿中铜、锌损失严重(尾矿Cu>0.1%，Zn>0.1%)。现有技术存在流程适应性差、磨矿成本高、有价金属回收率低等问题。
发明内容
[0003]本发明提供一种分段磨矿-分级-浮选联合工艺，解决嵌布粒度不均导致回收率低的问题。
[0004]为达到上述目的，本发明所采取的技术方案为：
一种嵌布粒度不均匀高铜硫低锌的选矿工艺，包括以下步骤：
步骤一、磨矿：将矿石进行磨矿，磨至粒度为-0.074mm含量占62%~63%;
步骤二、铜硫混浮：将磨好的矿石进行调浆，加入调整剂、捕收剂进行铜硫混合浮选，获得铜硫混合精矿和选铜硫尾矿;
步骤三、铜硫分离：将铜硫混合精矿采用抑硫浮铜进行铜硫分离，得到铜精矿1和硫精矿;
步骤四、铜锌混浮：将步骤二获得的选铜硫尾矿进行铜锌混浮，获得铜锌混合粗精矿和铜锌混浮尾矿1;
步骤五、分级：采用水力旋流器对铜锌混合粗精矿进行分级，得到分级溢流和沉砂;
步骤六、浓密：分级溢流进入浓密机继续浓密，得到浓密机溢流和浓密机底流;
步骤七、磨矿：将步骤四获得沉砂和步骤五获得的浓密机底流合并进入球磨机磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占78%~80%;
步骤八、铜锌混合精选与扫选：将步骤七磨好的矿浆进行铜锌混合精选和扫选，得到铜锌混合精矿和铜锌混浮扫尾;
步骤九、铜锌分离与精选：将步骤八获得的铜锌混合精矿进行铜锌分离、铜精选、锌精选得到最终铜精矿2和锌精矿1;
步骤十、混合尾矿分级：将步骤二获得选铜硫尾矿和步骤八获得铜锌混浮扫尾合并进入水力旋流器进行分级，得到细粒级混合尾矿和粗粒级混合尾矿;
步骤十一、细粒级浮选柱处理：细粒级经浮选柱混合粗选、精选、扫选及铜锌分离，得低品位铜精矿3、低品位锌精矿2和尾矿1;
步骤十二、粗粒级磨矿：将粗粒级混合尾矿给入球磨机，得到磨矿细度为-0.044mm含量占90%~93%质量比的矿浆;
步骤十三、浮选机选矿：将步骤十二获得矿浆进行选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿4、低品位锌精矿3和尾矿2;
合并铜精矿1、铜精矿2、低品位铜精矿3、低品位铜精矿4为最终铜精矿，最终铜精矿中铜品位为19.32-20.57%，铜回收率93.78-94.62%;
合并锌精矿1、低品位锌精矿2、低品位锌精矿3为最终锌精矿;最终锌精矿中锌品位为45.87-46.34%，锌回收率为60.21-62.37%，硫品位为46.89-47.68%，硫回收率为45.89-48.67%。
[0005]优选的，所述高铜硫低锌矿石中铜品位≥2%、硫品位≥4%、锌品位≤1%，且铜品位:锌品位≥2:1。
[0006]本发明与现有技术相比具有以下优点：
(1)本发明针对嵌布粒度不均特性，首次设计"粗磨(-0.074mm占62%~63%)-铜硫混浮-一次分离"流程，实现嵌布较粗的高品位铜硫矿物早期高效回收(铜精矿1含Cu>19.3%，硫精矿含S>46.7%)，降低后续流程处理量并减少过磨风险，针对高品位铜硫早收机制进行优化。
[0007](2)本发明通过铜锌混合粗精矿的"水力旋流器分级-沉砂与浓密底流合并再磨(-0.074mm占78%~80%)"处理工艺，针对性强化铜锌联合解离;经铜锌分离后同步实施铜精选与锌精选(步骤九)，解决因原矿铜锌品位低(Cu≤3.12%，Zn≤1.24%)导致的精矿不合格问题，保障最终精矿质量(Cu≥19.3%，Zn≥45.8%)。
[0008](3)本发明创造性采用"混合尾矿旋流器分级-细粒级浮选柱直接分选/粗粒级超细磨(-0.044mm占90%~93%)后浮选机回收"技术(步骤十到十三)，解决粒度两极分化导致的尾矿金属损失难题，使尾矿铜锌含量分别降至0.075%~0.083%与0.082%~0.088%，铜锌综合回收率提升至94.62%与62.37%，显著降低资源浪费。
附图说明
[0009]图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
[0010]下面结合具体实施例对本发明做进一步详细的说明。
[0011]实施例1
江西某铜硫锌多金属矿，铜品位为2.78%，硫含量为4.78%锌含量为0.97%，工艺矿物学研究可知，该矿石嵌布粒度不均匀，属于高铜硫低锌多金属硫化矿石。
[0012](1)磨矿：
将矿石进行磨矿，磨矿粒度为-0.074mm含量占62%。
[0013](2)铜硫混浮：
将磨好的矿石进行调浆，加入调整剂、捕收剂进行铜硫混合浮选，获得铜硫混合精矿和选铜硫尾矿。
[0014](3)铜硫分离：
将铜硫混合精矿采用抑硫浮铜进行铜硫分离，得到铜精矿1和硫精矿。
[0015](4)铜锌混浮：
将步骤(2)获得的选铜硫尾矿进行铜锌混浮，获得铜锌混合粗精矿和铜锌混浮尾矿1。
[0016](5)分级：
采用水力旋流器对铜锌混合粗精矿进行分级，得到分级溢流和沉砂。
[0017](6)浓密：
分级溢流进入浓密机继续浓密，得到浓密机溢流和浓密机底流。
[0018](7)磨矿：
将步骤(4)获得沉砂和步骤(5)获得的浓密机底流合并进入球磨机磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占80%。
[0019](8)铜锌混合精选、扫选：
将步骤(7)磨好的矿浆进行铜锌混合精选和扫选，得到铜锌混合精矿和铜锌混浮扫尾。
[0020](9)铜锌分离、铜精选、锌精选：
将步骤8获得的铜锌混合精矿进行铜锌分离、铜精选、锌精选得到最终铜精矿2和锌精矿1。
[0021](10)混合尾矿分级：
将步骤(2)获得选铜硫尾矿和步骤(8)获得铜锌混浮扫尾合并进入水力旋流器进行分级，得到细粒级混合尾矿和粗粒级混合尾矿。
[0022](11)细粒级混合尾矿进入浮选柱：
细粒级混合尾矿进入浮选柱选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿3、低品位锌精矿2和尾矿1。
[0023](12)粗粒级混合尾矿磨矿：
将粗粒级混合尾矿给入球磨机，得到磨矿细度为-0.044mm含量占90%的矿浆。
[0024](13)浮选机选矿：
将步骤(12)获得矿浆进行选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿4、低品位锌精矿3和尾矿2。
[0025]铜精矿1+铜精矿1+低品位铜精矿3+低品位铜精矿4作为最终铜精矿，锌精矿1+低品位锌精矿2+低品位锌精矿3作为最终锌精矿。最终获得铜精矿铜品位为19.32%，铜回收率93.78%;锌精矿锌品位为45.87%，锌回收率为60.21%，硫品位为46.89%，硫回收率为45.89%，尾矿1+尾矿2作为最终尾矿，实现尾矿铜降低至0.078%，锌降至0.085%。
[0026]实施例2
新疆某铜硫锌多金属矿，铜品位为2.45%，硫含量为5.66%锌含量为1.18%，工艺矿物学研究可知，该矿石嵌布粒度不均匀，属于高铜硫低锌多金属硫化矿石。
[0027](1)磨矿：
将矿石进行磨矿，磨矿粒度为-0.074mm含量占62.5%。
[0028](2)铜硫混浮：
将磨好的矿石进行调浆，加入调整剂、捕收剂进行铜硫混合浮选，获得铜硫混合精矿和选铜硫尾矿。
[0029](3)铜硫分离：
将铜硫混合精矿采用抑硫浮铜进行铜硫分离，得到铜精矿1和硫精矿。
[0030](4)铜锌混浮：
将步骤(2)获得的选铜硫尾矿进行铜锌混浮，获得铜锌混合粗精矿和铜锌混浮尾矿1。
[0031](5)分级：
采用水力旋流器对铜锌混合粗精矿进行分级，得到分级溢流和沉砂。
[0032](6)浓密：
分级溢流进入浓密机继续浓密，得到浓密机溢流和浓密机底流。
[0033](7)磨矿：
将步骤(4)获得沉砂和步骤(5)获得的浓密机底流合并进入球磨机磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占78.5%。
[0034](8)铜锌混合精选、扫选：
将步骤(7)磨好的矿浆进行铜锌混合精选和扫选，得到铜锌混合精矿和铜锌混浮扫尾。
[0035](9)铜锌分离、铜精选、锌精选：
将步骤8获得的铜锌混合精矿进行铜锌分离、铜精选、锌精选得到最终铜精矿2和锌精矿1。
[0036](10)混合尾矿分级：
将步骤(2)获得选铜硫尾矿和步骤(8)获得铜锌混浮扫尾合并进入水力旋流器进行分级，得到细粒级混合尾矿和粗粒级混合尾矿。
[0037](11)细粒级混合尾矿进入浮选柱：
细粒级混合尾矿进入浮选柱选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿3、低品位锌精矿2和尾矿1。
[0038](12)粗粒级混合尾矿磨矿：
将粗粒级混合尾矿给入球磨机，得到磨矿细度为-0.044mm含量占90.85%的矿浆。
[0039](13)浮选机选矿：
将步骤(12)获得矿浆进行选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿4、低品位锌精矿3和尾矿2。
[0040]铜精矿1+铜精矿1+低品位铜精矿3+低品位铜精矿4作为最终铜精矿，锌精矿1+低品位锌精矿2+低品位锌精矿3作为最终锌精矿。最终获得铜精矿铜品位为20.12%，铜回收率94.62%;锌精矿锌品位为46.12%，锌回收率为62.37%，硫品位为46.78%，硫回收率为46.34%，尾矿1+尾矿2作为最终尾矿，实现尾矿铜降低至0.075%，锌降至0.082%。
[0041]实施例3
西北某铜硫锌多金属矿，铜品位为3.12%，硫含量为6.75%锌含量为1.24%，工艺矿物学研究可知，该矿石嵌布粒度不均匀，属于高铜硫低锌多金属硫化矿石。
[0042](1)磨矿：
将矿石进行磨矿，磨矿粒度为-0.074mm含量占63%。
[0043](2)铜硫混浮：
将磨好的矿石进行调浆，加入调整剂、捕收剂进行铜硫混合浮选，获得铜硫混合精矿和选铜硫尾矿。
[0044](3)铜硫分离：
将铜硫混合精矿采用抑硫浮铜进行铜硫分离，得到铜精矿1和硫精矿。
[0045](4)铜锌混浮：
将步骤(2)获得的选铜硫尾矿进行铜锌混浮，获得铜锌混合粗精矿和铜锌混浮尾矿1。
[0046](5)分级：
采用水力旋流器对铜锌混合粗精矿进行分级，得到分级溢流和沉砂。
[0047](6)浓密：
分级溢流进入浓密机继续浓密，得到浓密机溢流和浓密机底流。
[0048](7)磨矿：
将步骤(4)获得沉砂和步骤(5)获得的浓密机底流合并进入球磨机磨矿，磨矿细度为-0.074mm含量占78%。
[0049](8)铜锌混合精选、扫选：
将步骤(7)磨好的矿浆进行铜锌混合精选和扫选，得到铜锌混合精矿和铜锌混浮扫尾。
[0050](9)铜锌分离、铜精选、锌精选：
将步骤8获得的铜锌混合精矿进行铜锌分离、铜精选、锌精选得到最终铜精矿2和锌精矿1。
[0051](10)混合尾矿分级：
将步骤(2)获得选铜硫尾矿和步骤(8)获得铜锌混浮扫尾合并进入水力旋流器进行分级，得到细粒级混合尾矿和粗粒级混合尾矿。
[0052](11)细粒级混合尾矿进入浮选柱：
细粒级混合尾矿进入浮选柱选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿3、低品位锌精矿2和尾矿1。
[0053](12)粗粒级混合尾矿磨矿：
将粗粒级混合尾矿给入球磨机，得到磨矿细度为-0.044mm含量占93%的矿浆。
[0054](13)浮选机选矿：
将步骤(12)获得矿浆进行选铜锌，铜锌经过混合粗选、混合精选、混合扫选、铜锌分离得到低品位铜精矿4、低品位锌精矿3和尾矿2。
[0055]铜精矿1+铜精矿1+低品位铜精矿3+低品位铜精矿4作为最终铜精矿，锌精矿1+低品位锌精矿2+低品位锌精矿3作为最终锌精矿。最终获得铜精矿铜品位为20.57%，铜回收率94.23%;锌精矿锌品位为46.34%，锌回收率为61.32%，硫品位为47.68%，硫回收率为48.67%，尾矿1+尾矿2作为最终尾矿，实现尾矿铜降低至0.083%，锌降至0.088%。
[0056]产品分析结果见表1。
[0057]表1 产品分析结果表
通过表1的数据可以得出结论，基于实施例1-3的工艺数据验证，在铜品位2.45%~3.12%、锌品位0.97%~1.24% 的原矿条件下，该工艺均能稳定产出：
高品位铜精矿(Cu≥19.32%，超行业≥15%标准)，铜回收率持续高于93.78%;
优质锌精矿(Zn≥45.87%，超行业≥45%标准)，锌回收率突破60.21%;
低残值尾矿(Cu≤0.083%，Zn≤0.088%)，显著优于常规尾矿(Cu>0.1%，Zn>0.1%)。
[0058]因此该工艺在嵌布粒度不均的高铜硫低锌矿石中，同步实现铜锌高品位精矿产出(Cu>19.3%，Zn>45.8%)、尾矿金属极限降低(Cu/Zn损失率≤0.088%)，为复杂多金属矿产资源化提供工业化可行路径。
说明书附图(1)
