CN101985111A - 一种铜硫矿的分离方法 - Google Patents

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一种铜硫矿的分离方法，其特征是将铜硫原矿磨矿，调浆，加入生石灰调节矿浆pH值；依次加入水玻璃或硫化钠和丁基黄药进行粗选，精选和扫选，获得铜硫混合精矿和精选尾矿及混浮扫选精矿和扫选尾矿；铜硫混合精矿磨矿，调浆，加入生石灰调节矿浆pH值，加入丁基黄药进行粗选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿；铜粗选精矿加入水玻璃或硫化钠和丁基黄药进行精选，获得铜精矿和硫精矿；铜粗选尾矿经扫选，获得浮铜扫选精矿和浮铜扫选尾矿；浮铜扫选精矿和混浮扫选精矿合并，磁选，得到磁黄铁矿和磁选尾矿。本发明的方法是一种分离效果好、选别指标高且选别指标稳定的铜硫分离方法。

Description

一种铜硫矿的分离方法
技术领域
本发明涉及一种铜硫矿的选矿分离方法。
背景技术
铜硫矿是一种共生关系紧密的矿物，由于嵌布粒度微细，可浮性相近，分选效果较差。随着铜矿石入选品位愈来愈低，而难处理复杂矿比例不断增加，开发利用难选的低品位铜矿石是铜选矿的重要研究课题之一。
2010年3月李宗站在《国内铜硫浮选分离研究现状》一文中总结了铜硫浮选的原则流程可归结为以下几种：(1)直接分离浮选：矿石经细磨之后，抑制黄铁矿，浮出黄铜矿，尾矿即为硫精矿，该法适用于含硫很高的块状含铜黄铁矿；(2)优先浮选：先浮出黄铜矿，再浮选选铜尾矿得硫精矿。适用于直接分离浮选法不能得出合格硫精矿的含硫较低的块状含铜黄铁矿，浸染状的铜硫矿石也可采用此法；(3)混合-优先浮选：在磨矿粒度较粗、矿浆碱度较低的条件下，先浮出铜硫混合精矿，然后加入抑制剂进行混合精矿再磨，在高碱度矿浆中抑制黄铁矿，浮出铜精矿，适用于浸染状铜硫矿石。
目前铜硫分离多数采用混合-优先浮选流程，但当矿石中磁黄铁矿含量变化较大时，铜浮选的中矿返回量变化较大，使得生产操作工艺波动较大，铜硫分离药剂难以适应工艺参数波动，铜精矿品位难以提高，铜、硫回收率偏低。
发明目的
本发明的目的是克服现有技术对铜硫矿中磁黄铁矿含量变化较大时，铜、硫回收率偏低的不足，提供一种分离效果好、选别指标高且选别指标稳定的铜硫分离方法。
本发明的分离方法由以下步骤组成：
(1)将铜硫原矿磨矿到细度-0.074毫米占50～75％，加水调浆至矿浆浓度为25～33％，加入调整剂3000～8000克/吨调节矿浆pH值为9～11；
(2)依次加入抑制剂400～900克/吨和捕收剂90～150克/吨进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选精矿加入抑制剂100～300克/吨和捕收剂10～50克/吨进行一次精选，获得铜硫混合精矿和精选尾矿，精选尾矿返回一次粗选；粗选尾矿加入抑制剂40～70克/吨和捕收剂20～50克/吨进行一次扫选，加入抑制剂15～25克/吨和捕收剂20～50克/吨进行二次扫选，获得混浮扫选精矿和扫选尾矿；
(3)铜硫混合精矿磨矿至细度为-0.074毫米占80～90％，加水调浆至矿浆浓度为20～25％，用调整剂调节矿浆pH值为9～9.5，加入捕收剂40～80克/吨进行一次粗选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿；铜粗选精矿加入抑制剂300～500克/吨和捕收剂15～40克/吨进行一次精选，加入抑制剂300～500克/吨和捕收剂15～20克/吨进行二次精选，加入抑制剂300～500克/吨和捕收剂10～20克/吨进行三次精选，获得铜精矿和硫精矿；铜粗选尾矿加入抑制剂1000～2000克/吨和捕收剂25～30克/吨进行一次扫选，加入抑制剂450～500克/吨和捕收剂25～30克/吨进行二次扫选，获得浮铜扫选精矿和浮铜扫选尾矿；
(4)浮铜扫选精矿和混浮扫选精矿合并，在磁场强度为100～450mT下磁选，得到磁黄铁矿和磁选尾矿；磁选尾矿返回铜硫原矿磨矿；
上述调整剂为生石灰；
上述抑制剂为水玻璃或硫化钠；
上述捕收剂为丁基黄药。
目前，铜硫分离采用混合-优先浮选流程，依据铜硫矿均为硫化矿的特点，利用硫化矿在一定条件下的等可浮特性，用有效的硫化矿捕收剂得到铜硫混浮精矿，达到抛尾的目的，但当矿石中磁黄铁矿含量变化较大时，由于部分磁黄铁矿的可浮性较差，使得混浮尾矿硫含量较高，造成硫的大量损失。同时部分进入铜硫混浮精矿的磁黄铁矿在铜硫分离优先浮选时，磁黄铁矿累积在铜浮选的扫选精矿中，造成扫选精矿返回量变化较大，使得生产操作工艺波动较大，铜硫分离药剂难以适应工艺参数波动，影响铜精矿品位及回收率的提高。本发明是根据铜、硫矿物不同的可浮性和磁性特征，铜硫原矿经磨矿浮选采用一次粗选一次精选二次扫选工艺，获得铜硫混合精矿，在技术方案中利用磁黄铁矿的强磁性，把铜硫混浮扫选精矿给入湿式鼓筒磁选机磁选，选出磁黄铁矿，使混浮尾矿硫含量降低，从而提高了硫的总回收率。铜硫混合精矿再磨矿后采用一次铜粗三次精选二次扫选的铜硫浮选分离工艺，获得铜精矿和硫精矿，同时在技术方案中，把浮铜扫选精矿直接给入磁场强度为100～450mT的磁选机磁选，可得到磁黄铁矿精矿，从而使返回铜硫原矿磨矿的矿量减少，且返回铜硫原矿磨矿的矿中铜、硫含量稳定，使得生产操作工艺稳定，这有利于生产中铜的浮选，提高了铜的品位和回收率。从而全面提高了铜硫矿物分离效果和选别指标。本发明方法在原矿含铜0.98～1.11％，磁黄铁矿占5～12％的情况下，工业生产获得铜精矿含Cu 15.42～20.77％，回收率Cu 76.68～86.37％，硫精矿硫品位为35.73～36.15％，硫回收率达到49.64～51.33％的分选指标。
附图说明
图1为本发明的铜硫分离方法的流程图。
具体实施方式
本发明以某矿山的铜硫矿为例，原矿含铜0.8～1.2％，磁黄铁矿占5～12％，按照实例的步骤和表1所列药剂用量操作，得到铜精矿和硫精矿。
实施例1
铜硫原矿含铜1.07％、磁黄铁矿占8.19％，流程见图1，铜硫原矿磨矿到细度-0.074毫米占50％，药剂用量见表1，铜硫混合精矿再磨矿的磨矿细度为-0.074mm占80％，永磁磁选机的磁场强度为150mT的情况下，取得铜精矿含Cu 15.42％，回收率76.68％。得到的硫精矿硫品位为36.15％，硫回收率达到50.24％。
表1实施例药剂用量(克/吨铜硫原矿)
Figure BSA00000340928100041
实施例2
铜硫原矿含铜1.11％、磁黄铁矿占5.99％，流程见图1，铜硫原矿磨矿到细度-0.074毫米占67％，药剂用量见表1，铜硫混合精矿再磨矿的磨矿细度为-0.074mm占90％，永磁磁选机的磁场强度为300mT的情况下，取得铜精矿含Cu18.77％，回收率86.37％。得到的硫精矿硫品位为35.98％，硫回收率达到51.33％。
实施例3
铜硫原矿含铜0.98％、磁黄铁矿占11.43％，铜硫原矿磨矿到细度-0.074毫米占75％，流程见图1，药剂用量见表1，铜硫混合精矿再磨矿的磨矿细度为-0.074mm占86％，永磁磁选机的磁场强度为400mT的情况下，得到铜精矿含铜20.77％，铜回收率81.54％。得到的硫精矿硫品位为35.73％，硫回收率达到49.64％。

Claims (1)

1.一种铜硫矿的分离方法，其特征是由以下步骤组成：
(1)将铜硫原矿磨矿到细度-0.074毫米占50～75％，加水调浆至矿浆浓度为25～33％，加入调整剂3000～8000克/吨调节矿浆pH值为9～11；
(2)依次加入抑制剂400～900克/吨和捕收剂90～150克/吨进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选精矿加入抑制剂100～300克/吨和捕收剂10～50克/吨进行一次精选，获得铜硫混合精矿和精选尾矿，精选尾矿返回一次粗选；粗选尾矿加入抑制剂40～70克/吨和捕收剂20～50克/吨进行一次扫选，加入抑制剂15～25克/吨和捕收剂20～50克/吨进行二次扫选，获得混浮扫选精矿和扫选尾矿；
(3)铜硫混合精矿磨矿至细度为-0.074毫米占80～90％，加水调浆至矿浆浓度为20～25％，用调整剂调节矿浆pH值为9～9.5，加入捕收剂40～80克/吨进行一次粗选，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿；铜粗选精矿加入抑制剂300～500克/吨和捕收剂15～40克/吨进行一次精选，加入抑制剂300～500克/吨和捕收剂15～20克/吨进行二次精选，加入抑制剂300～500克/吨和捕收剂10～20克/吨进行三次精选，获得铜精矿和硫精矿；铜粗选尾矿加入抑制剂1000～2000克/吨和捕收剂25～30克/吨进行一次扫选，加入抑制剂450～500克/吨和捕收剂25～30克/吨进行二次扫选，获得浮铜扫选精矿和浮铜扫选尾矿；
(4)浮铜扫选精矿和混浮扫选精矿合并，在磁场强度为100～450mT下磁选，得到磁黄铁矿和磁选尾矿；磁选尾矿返回铜硫原矿磨矿；
上述调整剂为生石灰；
上述抑制剂为水玻璃或硫化钠；
上述捕收剂为丁基黄药。
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