CN101450335A

CN101450335A - 一种铜—硫分离浮选方法

Info

Publication number: CN101450335A
Application number: CNA2007101805915A
Authority: CN
Inventors: 张大铸; 晋建平; 李虎增; 王树芳; 李海波; 廖云清; 张少锋; 郭春波
Original assignee: Lingbao Jinyuan Mining Co Ltd
Current assignee: Lingbao Jinyuan Mining Co Ltd
Priority date: 2007-11-30
Filing date: 2007-11-30
Publication date: 2009-06-10

Abstract

本发明公开了一种铜—硫分离浮选方法，依据混合金精矿中的黄铜矿与黄铁矿矿物表面的电荷、零电点(PZC)及零电点pH值(PH_PZC)的差异，使用调整剂，对混合金精矿的矿浆的pH值进行调整，控制pH为12.5－13；采用组合抑制剂，抑制黄铁矿的可浮性；采用捕收剂改变黄铜矿的可浮性；起泡剂采用2号浮选油；对混合金精矿的矿浆采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程。混合金精矿(黄铜矿与黄铁矿)通过本发明的方法浮选后，泡沫产品为含金铜精矿，底流为含金硫精矿；金、铜金属量在分离前后总量是平衡的，只是存在的形式有差异。金的价值不变，铜品位由3.85％提高到21.50％，售价由4000元/金属吨提高到13000元/金属吨，产生了巨大的经济效益。

Description

一种铜-硫分离浮选方法

技术领域

本发明涉及一种铜—硫分离浮选方法，属于选矿工程学领域。

背景技术

目前，混合金精矿(包括黄黄铜矿与黄铁矿)的选金工艺普遍采用“重选+浮选+氰化”的混合浮选方法，随着矿产资源的不断开发，入选原矿品位愈来愈低，矿石性质日趋复杂，特别是目前矿区储藏的部分中硫、低铜矿石，混合浮选的金精矿中含铜大于3％，导致氰化钠消耗增加，氰化冶炼成本高，金浸出率低；并且矿石中的铜资源也未加合理利用，造成了资源的浪费。

发明内容

本发明的目的在于提供一种铜—硫分离浮选方法，以合理利用铜资源，提高产品的附加值。

为了实现上述目的，本发明的技术方案采用了一种铜—硫分离浮选方法，包括以下步骤：依据混合金精矿中的黄铜矿与黄铁矿矿物表面的电荷、零电点(PZC)及零电点pH值(PH_PZC)的差异，使用调整剂，对混合金精矿的矿浆的pH值进行调整，控制pH为12.5—13；采用组合抑制剂，抑制黄铁矿的可浮性；采用捕收剂改变黄铜矿的可浮性；起泡剂采用2号浮选油；对混合金精矿的矿浆进行铜—硫分离浮选，采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程。

所述的磨矿细度在-200目的占90—95％。

所述的调整剂为石灰。

所述的组合抑制剂为CaO、Na₂SO₃与NaCN的混合物。

所述的CaO用量为40—50kg/t，Na₂SO₃用量为480—550g/t，NaCN用量为45—55g/t。

所述的捕收剂为丁基黄药与戊基黄药混合物。

所述的丁基黄药的用量为15—25g/t，戊基黄药用量为35—45g/t。

所述的2号油的用量为4—6g/t。

所述的浮选采用充气式浮选机。

本发明铜—硫分离浮选方法是根据是：黄铜矿与黄铁矿表面的阴离子溶解进入溶液，使矿物表面带正电，且黄铜矿表面正电荷量大于黄铁矿表面的正电荷量。根据双电层理论，离子的优先溶解、吸附或解离其表面荷电，同时吸附反号离子，构成矿物/水界面双电层，当矿物表面电位为零时，定位离子浓度的负对数，叫“零电点”，用PZC表示，此时溶液的pH值，称零电点pH以pHPZC表示。如上所述，由于黄铜矿表面的电位大于黄铁矿表面的电位，由此推断，黄铜矿的零电点pH(pHPZC)远大于黄铁矿的零电点pH；也就是说，适当调整pH值到12.5—13，使黄铁矿表面带负电，使黄铜矿表面带正电，在浮选作业中，阴离子捕收剂即丁基黄药+戊基黄药组合捕收剂选择性地吸附在黄铜矿表面，组合抑制剂抑硫浮铜，从而达到铜硫分离的目的。

混合金精矿(黄铜矿与黄铁矿)通过本发明的方法浮选后，泡沫产品为含金铜精矿，底流为含金硫精矿；金、铜金属量在分离前后总量是平衡的，只是存在的形式有差异。金的价值不变，铜品位由3.85％提高到21.50％，售价由4000元/金属吨提高到13000元/金属吨，产生了巨大的经济效益。

工业试验安排在故县选厂，入选中硫、低铜矿石计1366吨，分离浮选混合金精矿109.49吨，指标统计表：

铜—硫分离浮选工业试验结果

本发明的效益分析如下：(1)混合金精矿中铜的价值：100％×3.85％×16000元/吨＝616.00元/吨；(2)铜精矿中铜的价值：16.20％×21.50％×50000元/吨＝1741.50元/吨；(3)硫精矿中铜的价值：由于硫精矿中铜品位仅为0.45％，不计价；(4)分离浮选作业成本：60元/吨。

分离浮选每吨含金混合精矿增加效益

(1)+(2)—(3)—(4)＝1065.50元/吨

采用本发明的方法分离浮选每吨含金混合精矿，含金铜精矿外销，可增加效益1065.50元，按企业年处理中硫、低铜矿石6万吨，年生产混合金精矿4200吨计算，企业年增加经济效益447.51万元；另外，含金硫精矿可以直接进入常规氰化作业，提高了金的浸出率，降低了生产成本，进一步提高了企业的经济效益。

具体实施方式

本发明的方法为依据混合金精矿中的黄铜矿与黄铁矿矿物表面的电荷、零电点(PZC)及零电点pH值(PH_PZC)的差异，使用石灰作为调整剂，对混合金精矿的矿浆的pH值进行调整，控制pH为12.5—13；采用组合抑制剂CaO、Na₂SO₃与NaCN的混合物，抑制黄铁矿的可浮性，其中CaO用量为40kg/t，Na₂SO₃用量为500g/t，NaCN用量为50g/t；采用丁基黄药与戊基黄药的组合物作为捕收剂来改变黄铜矿的可浮性，其中，丁基黄药的用量为20g/t，戊基黄药用量为40g/t；起泡剂采用2号浮选油，2号油的用量为5g/t；对混合金精矿的矿浆的浮选过程采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程。其中，磨矿细度在-200目的占95％。浮选采用充气式浮选机。

最后所应说明的是：以上实施例仅用以说明，而非限制本发明的技术方案，尽管参照上述实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解：依然可以对本发明进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的精神和范围的任何修改或局部替换，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

Claims

1、一种铜—硫分离浮选方法，其特征在于：依据混合金精矿中的黄铜矿与黄铁矿矿物表面的电荷、零电点(PZC)及零电点pH值(PH_PZC)的差异，使用调整剂，对混合金精矿的矿浆的pH值进行调整，控制pH为12.5—13；采用组合抑制剂，抑制黄铁矿的可浮性；采用捕收剂改变黄铜矿的可浮性；起泡剂采用2号浮选油；对混合金精矿的矿浆采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程。

2、根据权利要求1所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的磨矿细度在-200目的占90—95％。

3、根据权利要求1所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的调整剂为石灰。

4、根据权利要求1所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的组合抑制剂为CaO、Na₂SO₃与NaCN的混合物。

5、根据权利要求4所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的CaO用量为40—50kg/t，Na₂SO₃用量为480—550g/t，NaCN用量为45—55g/t。

6、根据权利要求1所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的捕收剂为丁基黄药与戊基黄药混合物。

7、根据权利要求6所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的丁基黄药的用量为15—25g/t，戊基黄药用量为35—45g/t。

8、根据权利要求1所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的2号油的用量为4—6g/t。

9、根据权利要求1—8中任一条所述的铜—硫分离浮选方法，其特征在于：所述的浮选采用充气式浮选机。