一种基于异步浮选-分步抑制的铜硫选择性分离方法与流程

本发明属于选矿，具体涉及一种基于异步浮选-分步抑制的铜硫选择性分离方法。

背景技术：

1、黄铜矿常与黄铁矿致密共生，铜硫浮选分离是回收铜金属的核心工序。随着易选铜硫矿石资源日益枯竭，目的矿物嵌布粒度愈来愈细，矿石中粗、中、细各粒级矿物的分布更加不均匀。研究表明，不同粒级黄铜矿的浮选动力学和最佳浮选条件存在显著差异。粗粒黄铜矿因质量大、动量高，需要适中的湍流强度和稳定的泡沫层才能有效回收，过强的搅拌反而会导致其从气泡上脱落。细粒黄铜矿则因比表面积大、表面能高，极易发生非选择性团聚和异相凝聚，且在高碱高黏度矿浆中容易被机械夹带进入泡沫产品。这种不同粒级矿物浮选特性的差异，使得在单一浮选条件下难以兼顾各粒级的回收效果。

2、针对不同粒级矿物的异步处理，已有部分技术尝试。闪速浮选技术通过将磨矿分级回路中的分级沉砂给入闪速浮选机，利用沉砂中粗颗粒已充分解离、含泥量少的特点，实现粗粒目的矿物的快速回收，在黄金选矿等领域已有成熟工业应用。异步浮选技术则根据矿物可浮性差异、浮选速度规律及嵌布粒度特性，将传统粗选分为多次粗选，各段采用不同的药剂制度和浮选方法。已有专利公开了含砷硫化铜矿的低碱异步分离方法以及高海拔微细粒嵌布堆存铜矿的异步浮选方法。然而，现有异步浮选方法侧重于分步浮选本身，对不同粒级产品仍采用相似的抑制策略，均以石灰作为主要抑制剂在高碱度条件下作业，未能根据不同粒级的特性差异设计差异化的抑制方案。

3、在铜硫分离抑制剂方面，传统工艺主要采用高碱石灰工艺抑制黄铁矿。然而，该方法存在显著弊端。高碱度条件下矿浆发黏，细粒级矿物机械夹带严重。石灰的大量使用造成管道结垢、伴生贵金属回收率下降，且被石灰强烈抑制的黄铁矿后续难以活化回收。近年来，研究者开发了多种低碱度条件下选择性抑制黄铁矿的有机抑制剂，如矿源黄腐酸、三羧基甲基二硫代碳酸钠、刺槐豆胶以及左旋多巴等，可在低碱度条件下实现对黄铁矿的选择性抑制，避免高碱石灰工艺的诸多弊端。然而，现有技术中尚未见将低碱度有机抑制剂与闪速浮选、异步浮选进行系统耦合，形成针对不同粒级的分步抑制药剂制度。

4、更为关键的是，粗粒级与细粒级矿物对抑制强度的耐受性存在本质差异。粗粒黄铁矿因质量大、动量高，需要较强的抑制条件才能有效阻止其上浮。细粒黄铁矿则因质量小，在低碱低黏度条件下即使不添加强力抑制剂，配合分散剂消除细泥罩盖后，依靠有机抑制剂的选择性吸附即可实现有效抑制。然而，现有工艺对不同粒级产品采用统一的浮选条件和抑制强度，导致粗粒段因抑制过强而损失部分铜矿物，细粒段因高碱高黏度而夹带大量黄铁矿和脉石细泥。

5、综上所述，现有铜硫分离技术在处理不同粒级矿物时面临的核心矛盾在于，粗粒级矿物和细粒级矿物的最佳浮选条件和抑制强度存在显著差异，而现有工艺仍采用统一的浮选条件和石灰抑制体系，导致粗粒因过抑制或过磨而损失、细粒因高碱高黏度而夹带，难以同时获得高的铜精矿品位和回收率。因此，亟需开发一种将磨矿分级、闪速浮选与分步抑制相耦合的铜硫选择性分离方法，根据粗粒与细粒的不同浮选特性分别设计差异化的浮选条件和抑制方案，实现粗粒的快速回收和细粒的选择性分离。

技术实现思路

1、本发明的目的在于提供一种基于异步浮选-分步抑制的铜硫选择性分离方法。

2、本发明的目的是这样实现的，所述的基于异步浮选-分步抑制的铜硫选择性分离方法包括分级和浮选步骤，具体包括：

3、a、分级：

4、1）将铜硫原矿磨矿后依次给入第一段分级设备进行分级得到第一段分级设备的返砂a和第一段分级设备的溢流b，第一段分级设备的返砂a返回一段球磨机；

5、2）第一段分级设备的溢流b给入第二段分级设备得到第二段分级设备的沉砂c和第二段分级设备的溢流d；

6、b、浮选：

7、1）将第二段分级设备的沉砂c调整ph值至8.0~9.0后加入选择性捕收剂和起泡剂进行浮选得到粗粒铜精矿e和浮选尾矿f，浮选尾矿返回一段球磨机；

8、2）将第二段分级设备的溢流d调整ph值至7.5~9.5后加入分散剂、有机抑制剂、捕收剂和起泡剂进行浮选得到细粒铜精矿g和选铜尾矿h；

9、3）将选铜尾矿h中加入活化剂、捕收剂和起泡剂进行浮选得到硫精矿i和尾矿j。

10、具体操作如下：

11、（1）一段磨矿与两段分级：将铜硫原矿给入一段球磨机磨矿后，依次给入第一段分级设备和第二段分级设备进行分级；第一段分级设备的返砂返回一段球磨机，第一段分级设备的溢流给入第二段分级设备，第二段分级设备的沉砂全部给入闪速浮选作业，第二段分级设备的溢流给入后续浮选作业；

12、（2）粗粒闪速浮选：将步骤（1）中第二段分级设备的沉砂全部给入闪速浮选作业，在ph 8.0-9.0条件下加入选择性捕收剂和起泡剂进行闪速浮选，获得粗粒铜精矿和闪速浮选尾矿，闪速浮选尾矿返回一段球磨机；

13、（3）细粒铜浮选：将步骤（1）中第二段分级设备的溢流给入浮选作业，在ph 7.5-9.5条件下加入分散剂、有机抑制剂、捕收剂和起泡剂进行浮选，获得细粒铜精矿和选铜尾矿；

14、（4）硫浮选：向步骤（3）中选铜尾矿中加入活化剂、捕收剂和起泡剂，进行硫浮选，获得硫精矿和尾矿。

15、其中：

16、步骤（1）中一段分级溢流细度为-0.074mm占40%-60%，二段分级溢流细度为-0.074mm占70%-90%。

17、步骤（2）中所述闪速浮选的矿浆质量浓度为40%-55%，浮选时间为2-5 min。

18、步骤（2）中所述ph调整剂为石灰，调整浮选矿浆ph在8.0~9.0；选择性捕收剂为z-200、丁基黄药或乙基黄药中的至少一种，用量为30-100 g/t；起泡剂为2#油或mibc，用量为30-100 g/t。

19、步骤（2）中所述闪速浮选精矿直接作为最终铜精矿产品，或进入后续精选作业进行精选。

20、步骤（3）中所述分散剂为六偏磷酸钠、水玻璃或羧甲基纤维素中的至少一种，用量为200-1000 g/t；所述有机抑制剂为豆科植物多糖类抑制剂、左旋多巴、地奥司明或二甲基二硫代氨基甲酸钠中的至少一种，用量为100-500 g/t。

21、步骤（3）中所述捕收剂为丁基黄药、戊基黄药或z-200中的至少一种，用量为50-200 g/t，起泡剂为2#油或mibc，用量为20-50 g/t。

22、步骤（3）中所述细粒浮选的矿浆质量浓度为25%-40%，经一次粗选、多次精选、多次扫选获得铜精矿。

23、步骤（3）中所述浮选工艺中，精选作业补加有机抑制剂维持抑制环境，补加量为100-300 g/t；扫选作业分段补加捕收剂和起泡剂，捕收剂补加量为10-50 g/t，起泡剂补加量为5-20 g/t。

24、步骤（4）中所述活化剂为硫酸铜或硝酸铅，用量为200-1000g/t；所述捕收剂为丁基黄药、戊基黄药中的一种，用量为100-200g/t；所述起泡剂为2#油或mibc，用量为30-100g/t；经一次粗选、多次精选、多次扫选获得硫精矿。

25、本发明与现有技术相比，具有以下有益效果：

26、（1）本发明首次提出“异步浮选-分步抑制”的铜硫选择性分离新思路，通过一段磨矿两段分级将矿物颗粒按粒度分离为粗粒级沉砂和细粒级溢流两个独立产品，分别采用闪速浮选和常规浮选进行异步处理，并针对不同粒级矿物对抑制强度的差异化响应特征设计分步抑制的药剂制度。现有异步浮选技术虽已关注到不同可浮性矿物的分步回收，但均采用以石灰为主的单一抑制体系，未能根据粒级差异实施抑制策略的精准适配。本发明将“异步浮选”从单纯的流程分步提升为“浮选条件-抑制强度”的双重异步，实现了粗粒与细粒在各自最优浮选环境中的独立分选，从根本上解决了传统单一浮选流程中不同粒级矿物相互干扰的技术难题。

27、（2）本发明充分发掘并利用了粗粒级与细粒级矿物对抑制强度耐受性的本质差异。粗粒黄铁矿因质量大、动量高，其从气泡表面脱落的能垒较高，需要较强的抑制条件方能有效阻止其上浮；细粒黄铁矿则因质量小、惯性低，在低碱低黏度条件下即使不依赖强力抑制剂，配合分散剂消除细泥罩盖后，依靠有机抑制剂的选择性化学吸附即可实现有效抑制。基于上述粒级依赖性的抑制响应差异，本发明在粗粒闪速浮选段采用石灰作为抑制剂，利用其在ph 8.0-9.0条件下对粗粒黄铁矿的适度抑制效果，配合高选择性捕收剂实现粗粒黄铜矿的快速回收；在细粒浮选段采用有机抑制剂替代石灰，在ph 7.5-9.5的低碱度条件下实现对微细粒黄铁矿的选择性抑制。这一“粗粒用石灰、细粒用有机抑制剂”的分步抑制设计，精准匹配了不同粒级矿物对抑制强度的差异化需求，避免了传统工艺中因抑制强度与粒级不匹配导致的粗粒过抑制损失和细粒高碱夹带。

28、（3）本发明在细粒浮选段采用低碱度有机抑制剂选择性抑制黄铁矿，从根本上消除了高碱石灰工艺对微细粒浮选的负面影响。传统高碱石灰工艺中，大量钙离子与矿浆中的碳酸根离子、硫酸根离子生成微细钙盐沉淀，这些沉淀物吸附于气泡表面使泡沫异常稳定，加之高碱条件下矿浆黏度显著增大，导致微细粒黄铜矿和脉石细泥被大量机械夹带进入泡沫产品。本发明在细粒段摒弃了石灰抑制路径，转而采用豆科植物多糖类抑制剂、左旋多巴、地奥司明或二甲基二硫代氨基甲酸钠等有机抑制剂，在低碱度条件下通过抑制剂分子中的活性基团与黄铁矿表面铁位点发生选择性化学吸附，形成亲水膜层以阻碍捕收剂在黄铁矿表面的吸附。低碱度浮选环境有效降低了矿浆黏度，避免了高碱导致的泡沫过稳定和细泥机械夹带，显著提高了细粒铜精矿的品位和回收率。

29、（4）本发明将闪速浮选技术与磨矿分级流程有机融合，形成了“分级-闪速浮选-返回再磨”的闭路循环系统。第二段分级设备的全部沉砂直接给入闪速浮选作业，利用闪速浮选在高浓度条件下处理粗粒矿物的技术优势，实现了已单体解离粗粒黄铜矿的快速回收。闪速浮选尾矿返回一段球磨机再磨，使连生体矿物获得进一步解离的机会；闪速浮选精矿直接作为最终铜精矿产品或进入后续精选作业。该设计避免了已解离粗粒矿物返回磨机造成的过磨损失和金属流失，同时降低了磨矿循环负荷，改善了磨矿分级条件，实现了“能收早收”的选矿原则。

30、（5）本发明通过一段磨矿两段分级的流程配置，实现了磨矿、分级与浮选三个作业单元的深度耦合。第一段分级设备与球磨机构成一段磨矿闭路，控制一段分级溢流细度为-0.074mm占40%-60%；第二段分级设备对第一段分级溢流进行二次分级，控制二段分级溢流细度为-0.074mm占70%-90%，二段分级沉砂进入闪速浮选、溢流进入常规浮选。该两段分级配置在不增加磨机数量的前提下，实现了矿浆的精准粒度分离，使粗粒级和细粒级矿物分别进入各自适宜的浮选作业，避免了传统单一分级流程中因分级精度不足导致粗粒进入细粒浮选或细粒返回再磨的弊端。

31、（6）本发明所述方法中，粗粒闪速浮选段和细粒浮选段的浮选条件与药剂制度独立设计、互不干扰。粗粒段采用较高的矿浆浓度和较短的浮选时间，配合z-200、丁基黄药或乙基黄药等高选择性捕收剂，实现粗粒矿物的快速回收；细粒段采用常规浮选浓度和完整的粗选-精选-扫选浮选流程，配合分散剂消除细泥罩盖、有机抑制剂选择性抑制黄铁矿，实现细粒矿物的选择性分离。两段异步作业避免了传统工艺中为照顾某一粒级而牺牲其他粒级的固有矛盾，在铜精矿品位和回收率两项指标上实现了同步提升。

32、（7）本发明可在低碱度条件（粗粒段ph 8.0-9.0、细粒段ph 7.5-9.5）下实现铜硫的高效选择性分离，粗粒段石灰用量仅为200-800 g/t，细粒段完全无需添加石灰。相较于传统高碱石灰工艺，本发明大幅降低了石灰消耗，从源头上消除了高碱环境导致的矿浆发黏、泡沫夹带加剧、管道及设备结垢、伴生贵金属在石灰体系中受到抑制而难以回收、尾矿碱性过强处理成本高昂等一系列问题，显著降低了选矿成本与环境负荷。