CN102302969A - 阶段解离-分步选别浮选新工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及对硫化铜矿的磨-浮选别工艺，特别是原生铜含量较低、次生铜含量较高并与氧化铜等共生或硫含量较高的复杂硫化铜矿磨-浮工艺。本发明包括第一段磨矿解离，磨矿细度控制-0.074mm在50％-62％之间；第二段磨矿解离，磨矿细度达到-0.074mm 90％以上；第一步选别使用选择性高的酯-105药剂做捕收剂实现低碱度优先浮选；第二步选别使用黄药类药剂实现难浮铜的强力捕收。其提高了铜矿物的选矿回收率，同时磨矿成本较低，药剂消耗少，环境污染程度低，选矿效率高。
Description
技术领域
本发明涉及对硫化铜矿的磨-浮选别工艺，特别是原生铜含量较低、次生铜含量较高并与氧化铜等共生或硫含量较高的复杂硫化铜矿磨-浮工艺。
背景技术
随着全世界铜资源的逐渐贫化，入选矿石品位下降。目前我国经济正处于高速发展时期，铜矿资源的消耗增长速度较西方工业发达国家为快。我国铜矿资源有910处，总保有储量为6243万t，居世界第七位，但人均拥有量低于世界平均水平，在有限的矿产资源状况下，提高选铜回收率是提高矿产资源综合利用，发展循环经济较有效的方法之一。
目前，选铜工艺的普通流程是采用一段磨矿，排矿经分级机分级，分级溢流产品达到一定细度(通常控制在-0.074mm 65％)，进入浮选系统，分级沉砂返回和原矿合并再进球磨机。浮选系统包括粗选、精选和扫选，溢流产品经粗选得到的泡沫产品再经精选得到合格精矿，中矿(包括精选的尾矿和扫选的精矿)循序返回到相应位置再次选别。现有流程采用一段磨矿，排矿要么细度不够，难以充分解离矿物，要么细度过细，较大部分有用矿物过磨，两者都造成选铜回收率不高。
现有的提高选铜回收率的方法包括：(1)提高一段磨矿细度，以增加有用矿物的解离度，随之提高回收率，这种做法既增加磨矿成本、还使易浮粗嵌布粒度矿物过磨，过磨的颗粒难以浮选，使部分易浮铜矿物过磨而损失在尾矿中；(2)浮选槽内通过增加药剂用量以达到浮选回收率更高，常用的做法是增加捕收剂和抑制剂的用量，采取“重拉重压”的做法，这种做法既增加药剂消耗，同时给药剂带来的环境污染更加严重；(3)增加二段磨矿(包括粗精矿再磨或中矿再磨)工艺，这种做法忽略一段磨矿的细度，虽然经二段磨矿后连生体颗粒得到有效的解离，但有用矿物颗粒过磨现象严重，导致有用矿物泥化，并且此工艺药剂制度单一，难以有效回收有用矿物；(4)混合同时用药。浮选系统的粗选同时添加酯类和黄药药剂，虽然浮选回收率有所提高，因酯类药剂的溶解性差，黄药率先吸附在矿物表面，酯类药剂的作用没有充分发挥，回收效率仍然不高，且混合用药的同时没有足够重视细度对选矿指标影响。
发明内容
本发明的目的在于提高铜矿物的选矿回收率，提供一种磨矿成本较低、药剂消耗少、环境污染程度低、选矿效率高的阶段解离-分步选别浮选新工艺。
本发明采用的技术方案：阶段解离-分步选别浮选新工艺包括以下步骤：
一、第一段磨矿解离，原矿进入球磨机前合格粒度小于15mm，原矿含Cu品位0.40-1.5％，含S品位1-20％，球磨机进行放粗磨矿即降低磨矿细度，排出的矿物颗粒经筛子分级，溢流产品的磨矿细度控制-0.074mm在50％-62％之间，溢流产品进入浮选系统，分级不合格的沉砂与新给矿重新一起进入第一段磨矿工序；
二、第二段磨矿解离，第二段磨矿通过选择中矿3和中矿4(分别为精选I的尾矿和扫选段的精矿)，合并为中矿后经筛子分级，筛下产品进入第二段球磨机再磨，再磨后的排矿返回筛子分级，溢流产品返回到粗选II段，第二段磨矿的目的是进一步有效提高中矿连生体颗粒有用矿物的解离度，此时溢流产品铜矿物解离度达90％以上，磨矿细度达到-0.074mm 90％以上；
三、第一步选别
第一步选别包括粗选I和独立精选两个工序，将步骤一得到的溢流产品经补加水并添加酯-105药剂15-30g/t、2#油20g/t和石灰，使得矿浆pH达到7-9范围内，进行混合粗选I浮选作业，选出较大部分易浮的铜、硫混合精矿；泡沫产品进入独立精选段，添加石灰300-700g/t，经独立精选段刮出的泡沫为高品位合格精矿，精矿品位在24％以上；
四、第二部选别，含粗选II和精选段
将步骤二得到的溢流产品返回到粗选II，粗选II段添加黄药类药剂20-40g/t、2#油15g/t，扫选段添加的黄药和2#油根据粗选II用量逐步减半；将中矿1和中矿2(分别为独立精选的尾矿和粗选II浮选的精矿)合并进入第二步选别系统，添加石灰2.0-3.0Kg/t到精选II段，使得精选II段矿浆pH达到11.5-13.0，共经过3次精选，获得低品位合格精矿，精矿品位为15-20％。
最佳工艺条件为：一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿的细度为-0.074％95％；粗选I段酯类药剂用量为20g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。
针对磨矿与浮选综合考虑的全新浮选工艺目前还没有人研究。本发明针对贫、细、杂的铜矿石，采用两段磨矿分阶段解离出粗细嵌布粒度矿物，分步选别提高铜矿物的富集比，获得合格精矿。第一段磨矿把粗嵌布粒度颗粒的有用矿物解离，通过适当降低磨矿细度(磨矿细度控制在-0.074mm 50-62％之间)，达到充分解离粗嵌布矿物颗粒即可；第一步选别在粗选I段使用选择性较高的酯-105做捕收剂，在pH为7-9范围内实现了低碱度下优先浮选，节省了石灰用量，经粗选I和独立精选获得高品位合格精矿；第二段磨矿选择中矿(精选I的尾矿和扫选段的精矿)，通过分级、再磨，进一步有效提高连生体颗粒有用矿物的解离度，中矿再磨后溢流产品的解离度提高至90％以上，溢流产品返回到工艺的粗选II段，粗选II、扫选段使用黄药类药剂做捕收性，因黄药的捕收性强、选择性差，在粗选II段能浮选出绝大部分难选的次生硫化铜矿和细嵌布粒度矿物，粗选II选出的精矿和独立精选的尾矿合并经三次精选获得低品位合格精矿。本工艺采用两段磨矿分别解离出粗细嵌布有用矿物，分步选别中各使用酯-105和黄药，酯-105选择性强，易于浮选易浮铜颗粒，黄药捕收性强、选择性差，易于捕收贫连生体颗粒和难浮铜颗粒。两段磨矿分阶段解离铜颗粒，分步选别中各使用不同种类的捕收剂，各取所长，以最大可能回收铜矿物，有效的提高了铜矿物的回收效率。
本发明可这样定性理解：将矿物分为快浮粒和慢浮粒两大类，快浮粒包括如下几种粒子：原生率高的颗粒、连生体中的富连生体颗粒、达到可浮的适合粒级颗粒；慢浮粒包括如下几种粒子：原生率低次生率高的颗粒、氧化率高颗粒、连生体中的贫连生体颗粒、过粗或过细颗粒。快浮粒属于那种在矿浆中上升力大于向下合力的颗粒并在一定的时间上浮到泡沫产品中，慢浮粒属于那种在矿浆中上升力小于或等于向下合力的颗粒并需足够长的浮选时间才能上浮到泡沫产品。现实矿物浮选中，快浮粒优先被浮选上来，例如本发明中第一步选别段浮出的铜矿物属于快浮铜；慢浮粒后被浮选上来甚至浮不上来，例如本发明中的扫选段和在尾矿中流失的铜矿物。
矿物在浮选时，快浮粒优先被浮选上来，采用粗选I和独立精矿获取第一步高品位铜精矿，第一步选别工艺较好的选别快浮粒子，慢浮粒浮选顺序次于快浮粒，慢浮粒后被浮选上来甚至浮不上来，现有浮选工艺中为了将慢浮粒上浮以保证回收率，常用的手段包括机械操作，如加大充气量、抬高浮选液面、增多浮选槽数、延长浮选时间；改变药剂制度，如加大药剂用量等。另外快浮与慢浮的区别不能绝对，慢浮粒子在特定的环境中也会变成快浮粒子，如中矿浮选时加大药剂量，加大充气量，部分慢浮粒子必然会变成快浮粒子。
本发明采用两段磨矿解离，一段充分解离嵌布粒度较大的有用矿物，二段解离嵌布粒度较细的有用矿物，并采用分步浮选，第一步使用选择性高的酯-105浮选快浮粒子，得到一步铜精矿，第二步选择捕收性强的黄药浮选慢浮粒子得到二步铜精矿。两段磨矿解离与分步浮选相互配合，各取所长，最大程度的提高了浮选回收率。
本发明不同于现有选铜普通工艺，它具有磨矿成本较低，药剂消耗少，环境污染程度低，选矿效率高等特点。
下面对各工艺参数确定作详细说明：
试验选用的铜矿石化学分析和物相分析如表6和表7。
一、考察磨矿细度对工艺回收率的影响，一段磨矿细度-0.074mm分别取50％、56％、62％做试验。试验条件为：二段磨矿的细度为95％，粗选I段酯-105用量20g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。第二步选别工艺中的精选II添加石灰2.50Kg/t。试验结果如表1。
表1一段磨矿细度试验结果
从表1中可知，随着一段磨矿细度的增加，铜总回收率增加，当一段磨矿细度为56％和62％时铜总回收率变化不大，表明62％的细度下颗粒已经过磨难以回收，回收率幅度增加不大。另外，铜精矿I在细度为56％时最高，其回收率达到64.45％，比细度在50％和62％条件下，回收率增加2.31和0.49个百分点，铜精矿II的回收率幅度变化不大，表明铜精矿I回收率提高对总回收率提高贡献较大。
综合考虑，确定一段磨矿细度56％为最佳条件。
在上述试验的基础上，选取二段磨矿细度-0.074mm分别取90％、95％、100％做试验。试验条件为：一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，粗选I酯-105用量20g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II浮选段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。第二步选别工艺中的精选II添加石灰2.50Kg/t。试验结果如表2。
表2二段磨矿细度试验结果
从表2中可知，随着二段磨矿细度的增加，铜总回收率变化先增后减，当二段磨矿细度为95％，铜总回收率最大，为92.15％，当二段磨矿细度增加到100％时，铜精矿总回收率下降，原因是中矿过磨或被泥化。另外，铜精矿II在细度为95％时最高，其回收率达到27.70％，比细度在90％和100％条件下，回收率增加2.10和0.68个百分点，铜精矿I的回收率幅度变化不大，表明铜精矿II回收率提高对总回收率提高贡献较大。
综合考虑，确定二段磨矿细度95％为最佳条件。
二、在上述试验的基础上，考察独立精选段石灰用量对整体工艺回收率的影响，分别选取石灰用量为试验条件为300g/t，500g/t，700g/t。一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿细度为-0.074mm 95％，粗选I段酯-105用量20g/t、2#油20g/t，粗选II浮选段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。第二步选别工艺中的精选II添加石灰2.50Kg/t。试验结果如表3。
表3独立精选段石灰用量试验结果
从表3中可知，随着独立精选段石灰用量的增加铜总回收率先增后减，从试验结果看，500g/t为最优条件。表3显示的数据表明独立精选段加入的石灰用量对铜精矿I的回收率影响较大，石灰用量500g/t比700g/t，回收率提高1.88个百分点。
三、在上述试验的基础上，考察粗选I段酯-105对工艺回收率的影响，分别选取为15、20、25、30g/t。试验条件：一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿细度为-0.074mm 95％，粗选I段2#油用量20g/t，粗选II段浮选段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。第二步选别工艺中的精选II添加石灰2.50Kg/t。考虑到酯-105主要在第一步选别过程起作用，在第二步选别中影响很小，所以取铜精矿I作为酯-105用量的判据。试验结果见表4。
表4粗选I段酯-105用量试验结果
从表4中可知，随着酯-105用量的增加，铜精矿I回收率递增，酯-105用量由15增加到20g/t，铜精矿I的回收率增加14.21个百分点，增加幅度巨大，酯-105用量超过20g/t后，增加幅度较小，表面矿物表面药剂吸附已经饱和，再增加药剂用量，回收率提高程度较小。另外，后续工序中还有粗选II和扫选段，足够保证整体工艺的回收率，所以不必铜精矿I回收越大越好。
综合考虑，酯-105用量20g/t为宜。
四、在上述试验的基础上，考察粗选II段丁基黄药对工艺回收率的影响，分别选取为20、30、40g/t。试验条件：一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿细度为-0.074mm 95％，粗选I段酯-105用量20g/t、2#油用量20g/t，粗选II段2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。第二步选别工艺中的精选II添加石灰2.50Kg/t。考虑到丁基黄药主要在第二步选别过程起作用，没有对第一步选别起影响，所以取铜精矿II作为丁基黄药用量的判据。试验结果见表5。
表5粗选II段丁基黄药用量试验结果
从表5中可知，随着丁基黄药用量的增加，铜精矿II回收率递增，丁基黄药用量由20增加到30g/t，铜精矿I的回收率增加7.27个百分点，增加幅度巨大，丁基黄药用量超过30g/t后，增加幅度很小，且铜精矿II品位低于15％为13.32％，为不合格品。
综合考虑，丁基黄药用量30g/t为宜。
五、第二步精选II段石灰用量为2.0-3.0Kg/t，用量对回收率影响不大，只需达到矿浆的pH值为11.5-13.0。
附图说明
图1为现有选铜普通工艺流程。
图2为本发明新工艺流程。
具体实施方式
本发明所指的复杂硫化铜矿是原生铜含量较低、次生铜含量较高并与氧化铜等共生或硫含量较高的硫化铜矿。
实施例一：
以下实施例的铜矿石原矿化学分析结果如表6，铜物相分析见表7。由表6和表7可知该铜矿石属于高硫铜矿石，次生率较高，达到28.55％，属难选矿石。
表6铜矿石化学多元素分析/％
| 组分 | Cu | S | Pb | Zn | Au/g·t-1 | Ag/g·t-1 |
| 含量 | 0.725 | 16.240 | 0.184 | 0.020 | 0.825 | 15.520 |
表7铜物相分析/％
| 相别 | 原生硫化铜 | 次生硫化铜 | 结合氧化铜 | 自由氧化铜 | 可溶铜 | 总铜 |
| 含量 | 0.445 | 0.207 | 0.038 | 0.022 | 0.013 | 0.725 |
按本发明工艺流程图2对铜矿石进行选别，一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿的细度为-0.074％95％。粗选I段酯类药剂用量为20g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。闭路试验结果如表8、表9。
表8实例一闭路试验结果
| 产物名称 | 产率/％ | 品位/％ | 回收率/％ |
| 铜精矿I | 1.81 | 25.82 | 64.45 |
| 铜精矿II | 1.33 | 15.19 | 27.70 |
| 尾矿 | 96.86 | 0.057 | 7.85 |
| 原矿 | 100 | 0.725 | 100 |
| 总精矿 | 92.15 |
表9铜精矿物相分析/％
| 相别 | 原生硫化铜 | 次生硫化铜 | 结合氧化铜 | 自由氧化铜 | 可溶铜 | 总铜 |
| 铜精矿I | 20.025 | 4.518 | 0.297 | 0.365 | 0.615 | 25.82 |
| 铜精矿II | 5.654 | 7.951 | 1.084 | 0.481 | 0.02 | 15.19 |
| 原矿 | 0.445 | 0.207 | 0.038 | 0.022 | 0.013 | 0.725 |
| 总铜精矿 | 98.35 | 90.59 | 52.09 | 59.11 | 87.67 | 92.15 |
表8显示新工艺流程有较高选矿回收率，选铜回收率达92.15％。铜精矿的物相分析结果如表9。通过对铜精矿的物相分析发现，铜精矿I中原生铜品位就达20.025％，原生硫化铜占77.56％，表明第一段选别过程实现了对原生铜的大部分优先浮选。原生铜的总回收率高达98.35％。次生硫化铜主要在铜精矿II中富集，次生硫化铜占52.34％，次生硫化铜、结合氧化铜、自由氧化铜、可溶铜的回收率都较高，分别为90.59％、52.09％、59.11％、87.67％。
采用图1的普通工艺流程对此矿石进行选别，其工艺参数为一段磨矿细度为-0.074mm65％，粗选段、扫选段和精选段药剂制度同实施例一。闭路试验显示铜回收率为86.98％，新工艺铜回收率比普通工艺提高5.17个百分点。
实施例二：
以下实施例的铜矿石原矿化学分析结果如表10，铜物相分析见表11。该矿石硫含量为1.84％，较低，属于低硫矿石，原生铜含量较高、次生率较低。属易选矿石。
表10原矿多元素化学成分分析结果/％
| 组分 | Cu | S | Fe | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | Au/g·t-1 | Ag/g·t-1 |
| 含量 | 0.646 | 1.84 | 37.54 | 22.40 | 1.58 | 14.02 | 4.32 | 0.28 | 2.7 |
表11原矿铜物相分析/％
| 相别 | 原生硫化铜 | 次生硫化铜 | 氧化铜 | 总铜 |
| 含量 | 0.615 | 0.020 | 0.011 | 0.646 |
| 占有率 | 95.20 | 3.10 | 1.70 | 100 |
按本发明流程图2对铜矿石进行选别，一段磨矿的细度为-0.074mm 62％，二段磨矿的细度为-0.074％100％。粗选I段酯类药剂用量为30g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂40g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。闭路试验结果如表12。
表12实例二闭路试验结果
从表12可知，用新工艺选别此矿石，铜回收率高达95.11％，表明新工艺对原生率高、次生率低的铜矿石同样适应性好。
采用图1的普通工艺流程对此矿石进行选别，其工艺参数为一段磨矿细度为-0.074mm65％，粗选段、扫选段和精选段药剂制度同实施例一。闭路试验显示铜回收率为88.65％，新工艺铜回收率提高6.46个百分点。
实施例三：
以下实施例的铜矿石与实施例二原矿相同。
按本发明流程图2对铜矿石进行选别，一段磨矿的细度为-0.074mm 50％，二段磨矿的细度为-0.074％90％。粗选I段酯类药剂用量为30g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂40g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。闭路试验结果如表13。
表13实例三闭路试验结果
从表13可知，用新工艺选别此矿石，当一段磨矿和二段磨矿取下限细度50％、90％时，铜回收率为82.28％，表明新工艺对细度的适应性较好。
采用图1的普通工艺流程对此矿石进行选别，其工艺参数为一段磨矿细度为-0.074mm50％，粗选段、扫选段和精选段药剂制度同实施例一。闭路试验显示铜回收率为70.45％，新工艺铜回收率提高11.83个百分点。
实施例中其它因素对工艺过程影响参见表1-5，本说明书中未作详细描述之内容为本领域专业技术人员所公知现有技术。
Claims (3)
1.阶段解离-分步选别浮选新工艺，其特征是：包括第一段磨矿解离，磨矿细度控制-0.074mm在50％-62％之间；第二段磨矿解离，磨矿细度达到-0.074mm 90％以上；第一步选别使用选择性高的酯-105药剂做捕收剂实现低碱度优先浮选；第二步选别使用黄药类药剂实现难浮铜的强力捕收。
2.根据权利要求1所述的阶段解离-分步选别浮选新工艺，其特征是包括以下步骤：
一、第一段磨矿解离，原矿进入球磨机前合格粒度小于15mm，球磨机进行放粗磨矿即降低磨矿细度，排出的矿物颗粒经筛子分级，溢流产品的磨矿细度控制-0.074mm在50％-62％之间，溢流产品进入浮选系统，分级不合格的沉砂与新给矿重新一起进入第一段磨矿工序；
二、第二段磨矿解离，第二段磨矿通过选择精选I的尾矿和扫选段的精矿，合并为中矿后经筛子分级，筛下产品进入第二段球磨机再磨，再磨后的排矿返回筛子分级，溢流产品返回到粗选II段，此时溢流产品铜矿物解离度达90％以上，磨矿细度达到-0.074mm 90％以上；
三、第一步选别
第一步选别包括粗选I和独立精选两个工序，将步骤一得到的溢流产品经补加水并添加酯-105药剂15-30g/t、2#油20g/t和石灰，使得矿浆pH达到7-9范围内，进行混合粗选I浮选作业，选出较大部分易浮的铜、硫混合精矿；泡沫产品进入独立精选段，添加石灰300-700g/t，经独立精选段刮出的泡沫为高品位合格精矿，精矿品位在24％以上；
四、第二部选别，含粗选II和精选段
将步骤二得到的溢流产品返回到粗选II，粗选II段添加黄药类药剂20-40g/t、2#油15g/t，扫选段添加的黄药和2#油根据粗选II用量逐步减半；将独立精选的尾矿和粗选II浮选的精矿合并进入第二步选别系统，添加石灰2.0-3.0Kg/t到精选II段，使得精选II段矿浆pH达到11.5-13.0，共经过3次精选，获得低品位合格精矿，精矿品位为15-20％。
3.根据权利要求2所述的阶段解离-分步选别浮选新工艺，其特征是最佳工艺条件为：一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿的细度为-0.074％95％；粗选I段酯类药剂用量为20g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂根据粗选II段用量逐步减半。
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