CN103240166B

CN103240166B - 一种铜铋混合精矿的分离方法

Info

Publication number: CN103240166B
Application number: CN201310134095.1A
Authority: CN
Inventors: 汪泰; 叶富兴; 胡真; 李汉文; 汤玉和; 王成行; 宋宝旭; 邹坚坚
Original assignee: Guangzhou Research Institute of Non Ferrous Metals
Current assignee: Institute of Resource Utilization and Rare Earth Development of Guangdong Academy of Sciences
Priority date: 2013-04-18
Filing date: 2013-04-18
Publication date: 2015-04-08
Anticipated expiration: 2033-04-18
Also published as: CN103240166A

Abstract

一种铜铋混合精矿的分离方法。其特征是将铜铋混合精矿加入活性炭磨矿，调浆，重选获得重选铋精矿，浓缩重选尾矿，调浆，加入调整剂、抑制剂、捕收剂和起泡剂做铜铋浮选分离，分别获得铜精矿和浮选铋精矿。本发明的分离方法获得的铜精矿中，铜的品位大于20%，铜回收率达到96~97%，铋品位大于35%，铋回收率达到93~95%。本发明是一种工艺简单、环保，分离效果好，选别指标高且经济合理的分离方法。

Description

一种铜铋混合精矿的分离方法

技术领域

本发明属于选矿技术领域，主要涉及一种含铜铋混合精矿的分离方法。

背景技术

铋具有无毒、耐腐蚀及色泽良好等优良性能，应用领域十分广泛，正逐渐取代镉、锑、汞、铅等有毒元素，被誉为“绿色金属”。辉铋矿是铋的主要来源，一般和黄铜矿紧密共生，具有嵌布粒度细且不均匀，矿物组成复杂等特征。

目前，分离铜铋混合精矿的方法主要有重选、浮选和湿法冶金-浮选法。其中浮选法最为常见，又分为两种工艺：一是有氰工艺，通过添加氰化钠抑制黄铜矿，浮选获得铋精矿，该方法使用了剧毒药剂氰化钠，生产管理严格，对环境破坏大；二是无氰工艺，采用其它药剂取代氰化钠，通过抑铋浮铜达到分离目的。但由于这两种矿物的化学性质接近，导致浮选分离困难，而且精矿产品互含严重。因此，寻找绿色高效的选择性抑制剂和捕收剂一直是选矿工作者的努力方向。

刘日和（黑钨矿伴生硫化矿回收工艺改进,《江西有色金属》, 2005, 19(2): 23-25）报道，在铜铋分离时，添加氰化钠和石灰作为抑制剂，采用抑铜浮铋的有氰工艺，获得了铜品位为15.80%、回收率62.37%的铜精矿，铋品位为17.51%、回收率为68.57%的铋精矿。该工艺铜、铋的回收率低，并且在铜铋分离使用了剧毒药剂氰化钠。

罗建中（多金属矿石的分离和综合回收,《有色金属（选矿部分）》, 2001(05)：11-13）报道，通过添加重铬酸钾作为抑制剂，采用抑铋浮铜的工艺，获得铜品位23.5%，铜回收率为85.0%的铜精矿，铋品位为22.0%、回收率为84.2%的铅铋精矿。该工艺选用重铬酸钾作铋矿物的抑制剂，不仅具有毒性大，污染环境，而且铜精矿中含铋高达2.2%，分离效果差。

发明内容

本发明的目的在于提供一种铜铋混合精矿的分离方法，采用抑铋浮铜的无氰分离工艺，从铜铋混合精矿中分离获得铜精矿和铋精矿，药剂高效环保，分离效果好。

本发明的分离方法由以下步骤组成：

①磨矿：在铜铋混合精矿中加入活性炭1000~1500克/吨，磨矿至-0.074mm占80~85%，浓密脱水<②调浆：加水至矿浆浓度为35~40%。

③重选分离：将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选，获得重选铋精矿和重选尾矿。

④浮选分离：将重选尾矿浓缩至30~35%，加入硫酸调浆pH为5.5~6.0；依次加入抑制剂500~1000克/吨、捕收剂80~120克/吨、起泡剂20~30克/吨做一次粗选，加入捕收剂20~40克/吨、起泡剂10~20克/吨做一次扫选；依次加入抑制剂150~200克/吨、捕收剂20克/吨、起泡剂5~10克/吨做一次精选，加入抑制剂70~100克/吨做二次精选，二次精选精矿再做空白精选，获得铜精矿和铋精矿。

所述的抑制剂为羧基淀粉、1:1的硫酸锌:亚硫酸钠或木质素磺酸钠。

所述的捕收剂为乙基黄药、乙硫氨酯、2:1的乙基黄药:乙硫氨酯或甲基异丁基甲醇黄药。

所述的起泡剂为甲基戊醇、煤油或体积比2:1的煤油:甲基戊醇。

本发明的优点是：1.利用黄铜矿和辉铋矿之间的比重差异，首先通过摇床回收粗粒铋矿物，包括浮选难以的铋矿物，有效地减少了可浮性好的辉铋矿在铜精矿中损失；2.采用抑铋浮铜的分离工艺，通过硫酸调浆，所用药剂安全环保，获得的铜精矿质量好、回收率高；3.通过浮选回收细粒铋矿物，进一步提高了铋的回收率。本发明的选矿方法获得的铜精矿，铜品位大于20%，铜回收率达到96~97%，总铋精矿的铋品位大于35%，铋回收率达到93~95%。该工艺简单、环保，分离效果好。

附图说明

图1本发明工艺流程图。

具体实施方式

为了更好地理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限于实施例。

本发明以华南某地铜铋混合精矿为例，主要矿物组成为黄铜矿、辉铋矿、黄铁矿和石英等。混合精矿中铜品位为15.67%，铋品位为9.46%。按照实施例的步骤和表1所列出的药剂用量进行分离。

实施例1

在铜铋混合精矿中加入活性炭1000克/吨，磨矿至-0.074mm占85%，浓密脱水；加水至矿浆浓度为35%；将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选；按照表1所列的药剂用量操作，最终获得铜精矿和铋精矿；铜精矿中铜品位为20.05%，铜回收率为96.10%，含铋0.73%，铋精矿中铋品位为35.80%，铋回收率为94.20%，含铜2.46%。

实施例2

在铜铋混合精矿中加入活性炭1500克/吨，磨矿至-0.074mm占80%，浓密脱水，加水至矿浆浓度为35%，将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选，按照表1所列的药剂用量操作，最终获得铜精矿和铋精矿，铜精矿中铜品位为20.83%，铜回收率为96.35%，含铋0.75%，铋精矿中铋品位为35.28%，铋回收率为94.91%，含铜2.06%。

实施例3

在铜铋混合精矿中加入活性炭1000克/吨，磨矿至-0.074mm占80%，浓密脱水，加水至矿浆浓度为40%，将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重

表1 实施例1~6浮选药剂用量（克/吨·铜铋混合精矿）

选；按照表1所列的药剂用量操作，最终获得铜精矿和铋精矿；铜精矿中铜品位为20.31%，铜回收率为96.76%，含铋0.77%，铋精矿中铋品位为35.28%，铋回收率为93.60%，含铜2.13%。

实施例4

在铜铋混合精矿中加入活性炭1200克/吨，磨矿至-0.074mm占80%，浓密脱水；加水至矿浆浓度为40%；将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选；按照表1所列的药剂用量操作，最终获得铜精矿和铋精矿；铜精矿中铜品位为21.33%，铜回收率为96.47%，含铋0.71%，铋精矿中铋品位为34.72%，铋回收率为94.82%，含铜2.08%。

实施例5

在铜铋混合精矿中加入活性炭1200克/吨，磨矿至-0.074mm占80%，浓密脱水；加水至矿浆浓度为40%；将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选；按照表1所列的药剂用量操作，最终获得铜精矿和铋精矿；铜精矿中铜品位为21.33%，铜回收率为96.66%，含铋0.68%，铋精矿中铋品位为36.80%，铋回收率为94.42%，含铜2.21%。

实施例6

在铜铋混合精矿中加入活性炭1200克/吨，磨矿至-0.074mm占80%，浓密脱水；加水至矿浆浓度为40%；将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选；按照表1所列的药剂用量操作，最终获得铜精矿和铋精矿；铜精矿中铜品位为21.33%，铜回收率为96.83%，含铋0.70%，铋精矿中铋品位为36.52%，铋回收率为94.28%，含铜2.09%。

Claims

1.一种铜铋混合精矿的分离方法，其特征在于由以下步骤组成：

①磨矿：在铜铋混合精矿中加入活性炭1000～1500克/吨，磨矿至-0.074mm占80～85%，浓密脱水；

②调浆：加水至矿浆浓度为35～40%；

③重选分离：将调浆后的铜铋混合精矿进行摇床重选，获得重选铋精矿和重选尾矿；

④浮选分离：将重选尾矿浓缩至30～35%；加入硫酸调节矿浆pH为5.5～6.0；依次加入抑制剂500～1000克/吨、捕收剂80～120克/吨、起泡剂20～30克/吨做一次粗选；加入捕收剂20～40克/吨、起泡剂10～20克/吨做一次扫选；依次加入抑制剂150～200克/吨、捕收剂20克/吨、起泡剂5～10克/吨做一次精选；加入抑制剂70～100克/吨做二次精选；二次精选精矿再做空白精选；获得铜精矿和铋精矿；

所述抑制剂为羧基淀粉或木质素磺酸钠。

2.根据权利要求1所述的分离方法，所述捕收剂为乙基黄药、乙硫氨酯、2:1的乙基黄药:乙硫氨酯或甲基异丁基甲醇黄药。

3.根据权利要求1所述的分离方法，所述起泡剂为甲基戊醇、煤油或体积比2:1的煤油:甲基戊醇。