本发明涉及有色金属领域中硫化矿的选矿技术，特别是一种新颖的选冶联合流程处理难选铜锌矿石工艺。
背景技术：
铜锌硫化矿石是冶炼铜锌的重要原料，多产于矽卡岩型、热液型或热液充填交代型矿床中。矿物组成较为复杂，矿石结构也复杂，一般为浸染型与致密块状型。铜锌硫化矿由于矿物致密共生，嵌布粒度细，需要细磨才能使它们达到单体解离，但细磨产生的过粉碎现象使浮选过程恶化，矿粒的比表面积增大，同时铜矿物的可溶性增大，矿浆中铜离子增多，闪锌矿由于受到铜离子的活化而变得易浮，同时由于铜锌矿物中含有大量黄铁矿和磁黄铁矿等矿物及矿泥，造成铜锌浮选分离困难。
随着易选铜锌矿石资源的日渐减少，复杂难选铜锌多金属矿石成为重要的矿石资源。某些铜锌矿床的矿物嵌布粒度细，有的呈乳滴状互含；铜矿物种类繁多，可浮性不一；含有较多的次生铜和可溶性重金属盐类，使闪锌矿受到活化，导致铜锌分离效果不佳。传统的处理方法是“保铜丢锌”，即经过选矿后产出铜精矿，而锌则作为杂质元素存在于铜精矿中，造成了很大的资源浪费。铜精矿在销售时由于含锌较高需作扣杂处理，也进一步影响了经济效益。可见，采用传统的选矿工艺处理难选铜锌矿石，铜锌分离困难、金属回收率较低。对类似难选铜锌矿石进行高效、环保开发与利用，已成为选矿工作者面临的重要技术问题。
因此，有必要开发一种新的工艺，能够有效处理该类难选铜锌矿石，实现铜锌资源的高效回收利用。
技术实现要素：
针对难处理铜锌矿石分选过程存在的困难，本发明提出一种新颖的选冶联合流程处理难选铜锌矿石工艺，该工艺在对铜锌硫化原矿进行铜锌混选的基础上，用湿法冶金的方法分离铜和锌，一方面降低了铜精矿中锌金属的含量，从而提高了铜精矿的品质，另一方面避免了锌资源的浪费，解决了锌资源的综合利用。选冶联合工艺在使选矿过程趋于简单的同时，大大提高了金属回收率，铜锌金属的选冶总回收率均有所提高，并且较好地实现了铜锌混合硫化原矿的资源综合回收利用。
本发明提出的选冶联合新工艺是通过如下技术方案实现的。
一种处理难选铜锌矿石的选冶联合新工艺，首先采用浮选的方法得到铜锌混合精矿，进行酸浸搅拌浸出，实现铜锌高效分离，形成“浮选-酸浸”选冶联合工艺。
本发明所述浮选方法是将铜锌硫化矿石进行磨矿，磨矿得到的矿浆经浮选后得到铜锌混合精矿和尾矿。
所述铜锌硫化矿石中的铜主要以原生硫化铜和次生硫化铜的形式存在矿石中的锌矿物主要为闪锌矿。
所述浮选方法是将铜锌硫化矿石进行磨矿，磨矿得到的矿浆经“一次粗选-粗精矿再磨-三次精选-两次扫选”流程选别后得到铜锌混合精矿和尾矿。
酸浸搅拌浸出是将浮选铜锌混合精矿置于浸出槽中，再加入浓硫酸进行搅拌浸出，得到浸出液，浸出液进行固液分离，浸出渣即为高品质铜精矿，含铜>20％、含锌<5％，浸出液贫液循环利用形成富液，再经净化、浓缩、冷却结晶工序，得到硫酸锌产品。
本发明磨矿矿浆浓度为75～82％；浮选矿浆浓度为25～35％；矿浆的pH值为8～10。
上述铜锌混合精矿按质量百分比其化学成分为Cu:15～20％，Zn:8～25％，S:>30％，其余为脉石成分和微量元素。
本发明所述搅拌浸出是在酸性介质中进行的。在酸性介质中，闪锌矿表面发生如下化学反应：
ZnS→Zn2++S+2e
虽然氧化反应的热力学平衡电位较低，但闪锌矿自身传导电子的能力很差。因此，氧化的动力学阻力较大，其氧化电位＝热力学平衡电位+氧化过电位。这表明低电位下闪锌矿表面没有硫生成，只有在高电位下硫阴离子才可以失去电子变成单质硫。因此，可以采用浓酸和升温的方法提高浸取介质的电位值，加速闪锌矿中硫的氧化和锌的浸出，从而达到选择性浸出闪锌矿的目的。
上述铜锌分离过程，温度控制在80～120℃，硫酸浓度为40～60％(质量比)，质量比为6：1～10：1，浸出时间在2～3h。浸出液含锌5～30g/L，锌浸出率可以达到70％以上，而浸出液含铜<0.1g/L，铜浸出率低于1％。将上述浸出液进行固液分离，浸出渣即为高品质铜精矿，浸出液贫液循环利用形成富液，再经净化、浓缩、冷却结晶工序，得到硫酸锌产品，从而实现铜锌分离的目的。
本发明提供的工艺流程简洁高效、连续性好、易于控制，同时能够提高铜、锌的回收率，有利于在难处理铜锌矿工业生产中推广应用。
下面结合说明书附图和实施例进一步阐述本发明的内容。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本实施例的铜锌硫化矿石含铜0.92％、锌0.81％、铅0.09％、硫16.15％、二氧化硅36.86％，采自长江中下游某大型铜矿山。矿石中硫化铜矿物主要为黄铜矿，其次为班铜矿、铜蓝和黝铜矿，合计分布率约81.52％；氧化铜矿物主要为孔雀石、赤铜矿等。矿石中的锌矿物主要为闪锌矿，分布率约59.26％，其次为碳酸锌，少量硫酸锌、锌铁尖晶石。铜矿物及闪锌矿粒度微细，嵌布关系较为复杂。特别是，闪锌矿中多包裹微细粒及次显微晶黄铜矿(<5um)，部分铜锌矿物呈铜锌混合物的形式产出。
铜锌硫化矿石经过鄂式碎矿机粗碎、对辊碎矿机细碎成粉矿，粉矿粒度控制为-20mm。称取定量的粉矿，倒入XMQ-240*90型锥形球磨机中，加清水磨矿得到初始矿浆。控制磨矿矿浆浓度为75～82％、磨矿细度-200目在65％以上。将球磨机排出的初始矿浆倒入XFD型单槽浮选机浮选，浮选浓度为25～35％、矿浆的pH值为8～10。浮选用Z200做捕收剂、JT2000做起泡剂，采用“一次粗选-粗精矿再磨-三次精选-两次扫选”工艺流程浮选矿石中的铜锌硫化矿物。浮选精矿为铜锌混合精矿，浮选尾矿进入选硫作业。浮选精矿含铜15～20％、锌8～25％、硫25～35％，铜锌浮选回收率分别为75～85％、65～75％。
铜锌混合精矿在温度为80～120℃，硫酸浓度为40～60％(质量比)，质量比为6：1～10：1的条件下，进行搅拌浸出2～3小时。浸出液含锌5～30g/L，锌浸出率可以达到70％以上，而浸出液含铜<0.1g/L，铜浸出率低于1％。将上述浸出液进行固液分离，浸出渣即为高品质铜精矿，含铜>20％、含锌<5％。浸出液贫液循环利用形成富液，再经净化、浓缩、冷却结晶工序，制备硫酸锌产品。本发明提供的“浮选-酸浸”联合工艺，铜、锌的综合回收率可分别达75～85％、50～65％，实现了铜锌资源的综合回收利用。
采用传统选矿的方法处理该类铜锌硫化矿石，由于闪锌矿的自然可浮性很好，与矿石中铜矿物的可浮性相近，导致铜锌分离效果差，且不能得到合格的精矿产品。例如采用常规的抑锌浮铜的工艺流程，以“硫化钠+硫酸锌+亚硫酸钠”组合抑制剂进行铜锌混合精矿浮选分离实验，结果表明，泡沫产品含铜15～20％、锌10～25％，铜锌浮选回收率分别为65～70％、60～65％；槽内产品含铜6～12％、锌4～8％，铜锌浮选回收率分别为10～15％、5～10％。由此可见，采用传统选矿的方法处理该类铜锌硫化矿石，并不能实现铜锌矿物的有效分离，也得不到合格的精矿产品。
上述实施例仅为本发明较好的实施方式，本发明不能一一列举出全部的实施方式，凡采用上述实施例的技术方案，或根据上述实施例所做的等同变化，均在本发明保护范围内。
根据上述说明书的内容，本发明所属领域的技术人员还可以对上述实施方式进行变更和修改。因此，本发明并不局限于上面揭示和描述的具体实施方式，对本发明的一些修改和变更也应当纳入本发明的权利要求的保护范围内。此外，尽管本说明书中使用了一些特定的术语，但这些术语只是为了方便说明，并不对本发明构成任何限制。如本发明上述实施例所述，采用与其相同或相似步骤而得到的其它工艺方法，均在本发明保护范围内。