CN104117433B - 从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明一种从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法，首先抑制黄铁矿，分步优先浮选铜矿物，然后在铜精矿中选择性脱除硫砷铜矿。铜精矿脱除硫砷铜矿采用再磨脱药‑氧化法，以石灰与次氯酸钙调浆，以高锰酸钾的强氧化性优先氧化辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等不含砷的铜矿物，使辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等矿物表面形成亲水氧化膜而得到抑制，实现与硫砷铜矿的浮选分离，优化了铜精矿产品方案，有利于促进铜精矿销售和冶炼回收。

Description

从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法
一.技术领域
本发明涉及冶炼行业，尤其涉及一种低铜高砷铜矿石的选矿方，具体说是一种从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法。
二.背景技术
铜精矿降砷一直是选矿领域中的一大难题。铜精矿含砷过高，将直接影响冶炼工人的身心健康并严重污染环境，因此，冶炼厂要求铜精矿含砷不得超过0.5％。高砷低铜火山-次火山岩热液型铜矿床是具有开采价值的主要铜矿床类型，矿石由不同含量的黄铁矿、辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿及石英、明矾石、地开石、绢云母等矿物组成。硫砷铜矿是矿石中最主要的含砷矿物，也是矿石中含铜目的矿物之一，硫砷铜矿在铜矿物总量中的平均含量约为15～20％。因硫砷铜矿和铜蓝、辉铜矿等矿物表面性质相似，可浮性相近，采用常规浮选流程和使用常规药剂很难分离出硫砷铜矿。由于矿浆中影响电位的因素较多，难以找到适宜的矿物分离电位区间，电位波动较大，采用电位调控浮选也难以实现铜砷分离。因此，开发一种分选效果好、适应性强的硫砷铜矿脱除方法，优化铜精矿产品方案，有利于提升铜精矿品质，促进铜精矿销售。
三.发明内容
本发明的目的是寻求一种分选效果好、适应性强的硫砷铜矿脱除方法，将硫砷铜矿与其它不含砷的铜矿物分离，提升铜精矿品质的选矿方法。
为了达到以上目的，本发明采用的技术方案是首先抑制黄铁矿，分步优先浮选铜矿物，然后在铜精矿中选择性脱除硫砷铜矿。铜精矿脱除硫砷铜矿采用再磨脱药-氧化法，以石灰与次氯酸钙调浆，以高锰酸钾的强氧化性优先氧化辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等不含砷的铜矿物，使辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等矿物表面形成亲水氧化膜而得到抑制，实现与硫砷铜矿的浮选分离。
从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法，分步优先选铜(A)、铜精矿氧化法脱砷(B)两个工艺环节得以实现，具体包括以下步骤：
A：分步优先选铜：按每吨原矿石干重计，在球磨机内加入氧化钙(a)用量1000～1100g/t，将经过破碎后的原矿石(1)与水按1：1的比例给入球磨机进行磨矿，至球磨机排出物料的磨矿细度为-0.074mm占60～65％，矿浆pH值为9.0～10.0。在球磨机排出物料内依次添加水玻璃(b)用量500～550g/t、丁铵黑药(c)用量20～25g/t和松醇油(d)用量10～15g/t搅拌调浆，进行铜粗选Ⅰ作业；再依次添加氧化钙(a)用量1000～1100g/t、水玻璃(b)用量250～300g/t、丁铵黑药(c)用量10～15g/t和丁基黄药(e)用量5～10g/t进行铜粗选Ⅱ作业。依次添加丁铵黑药(c)用量5～10g/t和丁基黄药(e)用量2.5～5g/t进行铜扫选Ⅰ作业，再依次添加丁铵黑药(c)用量5～10g/t和丁基黄药(e)用量2.5～5g/t进行铜扫选Ⅱ作业。在铜粗选Ⅰ作业精矿内添加氧化钙(a)用量500～550g/t进行铜精选Ⅰ作业；将铜精选Ⅰ作业尾矿(2)合并进铜粗选Ⅱ作业精矿，依次添加氧化钙(a)用量250～300g/t、水玻璃(b)用量50～60g/t进行铜精选Ⅱ作业；在铜精选Ⅱ作业精矿内添加水玻璃(b)用量50～60g/t进行铜精选Ⅲ作业。由二次铜粗选、二次铜扫选、三次铜精选、各作业中间产品(铜精选Ⅱ作业尾矿(3)、铜精选Ⅲ作业尾矿(4)、铜扫选Ⅰ作业精矿(5)和铜扫选Ⅱ作业精矿(6))顺序返回上一作业的浮选回路，得到最终尾矿(7)和铜精矿(8)。
B：铜精矿氧化法脱砷：将由步骤A)得到的铜精矿(8)经过浓缩后给入球磨机进行磨矿，在球磨机内加入活性炭(f)用量600～650g/t，至球磨机排出物料的磨矿细度为-0.074mm占90～95％。在球磨机排出物料内依次添加氧化钙(a)用量1200～1300g/t、次氯酸钙(g)用量1200～1300g/t和高锰酸钾(h)用量3800～4000g/t搅拌调浆，使矿浆pH值为10.5～11.5，进行砷分离粗选作业。再添加高锰酸钾(h)用量500～550g/t进行砷分离扫选作业。依次添加氧化钙(a)用量1000～1100g/t、次氯酸钙(g)用量1000～1100g/t进行砷分离精选Ⅰ作业；依次添加氧化钙(a)用量200～250g/t、次氯酸钙(g)用量200～250g/t进行砷分离精选Ⅱ作业。由砷分离粗选、砷分离扫选、二次砷分离精选、砷分离扫选作业尾矿(9)返回上一作业的浮选回路，得到的最终精矿为高砷铜精矿(10)，而砷分离精选Ⅰ作业尾矿、砷分离精选Ⅱ作业尾矿和砷分离扫选作业精矿则合并成为低砷铜精矿(11)。
本发明的优点在于：
本发明工艺首先分步优先选铜，然后通过选择性地脱除铜精矿中的硫砷铜矿获得高砷铜精矿和低砷铜精矿两种铜精矿产品。从铜精矿中脱除硫砷铜矿采用再磨脱药-氧化浮选法，利用高锰酸钾的强氧化性可优先氧化并抑制辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等不含砷铜矿物，得到的低砷铜精矿铜品位＞22.0％，铜回收率＞70.0％，砷含量＜0.5％；高砷铜精矿铜品位＞20.0％、铜回收率＞20.0％，砷含量＞2.0％，铜综合回收率＞90.0％。本发明方法优化了铜精矿产品方案，有利于促进铜精矿销售和冶炼回收。
四.附图说明
图1是本发明从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法的工艺流程图。
标注：a：氧化钙；b：水玻璃；c：丁铵黑药；d：松醇油；e：丁基黄药；f：活性炭；g：次氯酸钙；h：高锰酸钾。
五.具体实施方式
下面结合实施例对本发明具体实施方式进一步说明。紫金山铜矿为高硫型浅成低温热液-斑岩型铜矿床，矿石主要有黄铁矿、辉铜矿-兰辉铜矿、铜兰、块硫砷铜矿、硫砷铜矿及石英、明矾石、地开石、绢云母等矿物组成。块硫砷铜矿、硫砷铜矿是矿石中最主要的含砷矿物，在铜矿物总量中的平均含量约为17％，采用常规的药剂及浮选工艺很难降低铜精矿中砷的含量。
采用紫金山铜矿不同矿段的矿石进行试验，实施例1使用的铜矿石含铜0.55％、砷0.034％，实施例2使用的铜矿石含铜0.42％、砷0.028％。
实施例1：按每吨原矿石干重计，在球磨机内加入氧化钙用量1000g/t，将经过破碎后的原矿石与水按1：1的比例加入球磨机进行磨矿，至球磨机排出物料磨矿细度为-0.074mm占60％，矿浆pH值为9.0～10.0。在球磨机排出物料内依次添加水玻璃用量500g/t、丁铵黑药用量20g/t和松醇油用量10g/t搅拌调浆后，进行第一次铜粗选作业；再依次添加氧化钙用量1000g/t、水玻璃用量250g/t、丁铵黑药用量10g/t和丁基黄药用量5g/t搅拌调浆后进行第二次铜粗选作业。依次添加丁铵黑药用量5g/t和丁基黄药用量2.5g/t搅拌调浆后进行第一次铜扫选作业，再依次添加丁铵黑药用量5g/t和丁基黄药用量2.5g/t搅拌调浆后进行第二次铜扫选作业。在第一次铜粗选作业精矿内添加氧化钙用量500g/t搅拌调浆后进行第一次铜精选作业；将第一次铜精选作业尾矿合并入第二次铜粗选作业精矿，依次添加氧化钙用量250g/t、水玻璃用量50g/t搅拌调浆后进行第二次铜精选作业；在第二次铜精选作业精矿内添加水玻璃用量50g/t搅拌调浆后进行第三次铜精选作业，各作业中间产品顺序返回上一作业，得到铜精矿。将铜精矿经过浓缩后给入球磨机进行磨矿，在球磨机内加入活性炭用量600g/t，至球磨机排出物料的磨矿细度为-0.074mm占90％。在球磨机排出物料内依次添加氧化钙用量1200g/t、次氯酸钙用量1200g/t和高锰酸钾用量3800g/t搅拌调浆，使矿浆pH值为10.5～11.5，进行砷分离粗选作业。再添加高锰酸钾用量500g/t搅拌调浆后进行砷分离扫选作业。依次添加氧化钙用量1000g/t、次氯酸钙用量1000g/t搅拌调浆后进行第一次砷分离精选作业；依次添加氧化钙用量200g/t、次氯酸钙用量200g/t搅拌调浆后进行第二次砷分离精选作业，砷分离扫选作业尾矿返回上一作业，得到的最终精矿为高砷铜精矿，第一次砷分离精选作业尾矿、第二次砷分离精选作业尾矿和砷分离扫选作业精矿合并为低砷铜精矿。
实施例2：按照图1本发明工艺流程实施方式，试验步骤及工艺参数、药剂制度与实施例1完全相同。本发明实施例1、实施例2工艺指标见表1。由表1所示实施结果表明，采用本发明方法，实施例1得到的低砷铜精矿铜品位22.54％，铜回收率72.48％，砷含量为0.46％；高砷铜精矿铜品位21.09％，铜回收率21.17％，砷含量为2.73％。实施例2得到的低砷铜精矿铜品位22.14％，铜回收率71.09％，砷含量为0.42％；高砷铜精矿铜品位20.01％，铜回收率20.01％，砷含量为2.48％。
表1各实施例结果

Claims (1)

1.从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法，其特征在于：步骤及工艺条件如下：
A：分步优先选铜：按每吨原矿石干重计，在球磨机内加入氧化钙(a)用量1000～1100g/t，将经过破碎后的原矿石(1)与水按1：1的比例给入球磨机进行磨矿，至球磨机排出物料的磨矿细度为-0.074mm占60～65％，矿浆pH值为9.0～10.0，在球磨机排出物料内依次添加水玻璃(b)用量500～550g/t、丁铵黑药(c)用量20～25g/t和松醇油(d)用量10～15g/t搅拌调浆，进行铜粗选Ⅰ作业；再依次添加氧化钙(a)用量1000～1100g/t、水玻璃(b)用量250～300g/t、丁铵黑药(c)用量10～15g/t和丁基黄药(e)用量5～10g/t进行铜粗选Ⅱ作业，依次添加丁铵黑药(c)用量5～10g/t和丁基黄药(e)用量2.5～5g/t进行铜扫选Ⅰ作业，再依次添加丁铵黑药(c)用量5～10g/t和丁基黄药(e)用量2.5～5g/t进行铜扫选Ⅱ作业，在铜粗选Ⅰ作业精矿内添加氧化钙(a)用量500～550g/t进行铜精选Ⅰ作业；将铜精选Ⅰ作业尾矿(2)合并进铜粗选Ⅱ作业精矿，依次添加氧化钙(a)用量250～300g/t、水玻璃(b)用量50～60g/t进行铜精选Ⅱ作业；在铜精选Ⅱ作业精矿内添加水玻璃(b)用量50～60g/t进行铜精选Ⅲ作业，由二次铜粗选、二次铜扫选、三次铜精选、得到最终尾矿(7)和铜精矿(8)，其中各作业中间产品顺序返回上一作业；
B：铜精矿氧化法脱砷：将由步骤A得到的铜精矿(8)经过浓缩后给入球磨机进行磨矿，在球磨机内加入活性炭(f)用量600～650g/t，至球磨机排出物料的磨矿细度为-0.074mm占90～95％，在球磨机排出物料内依次添加氧化钙(a)用量1200～1300g/t、次氯酸钙(g)用量1200～1300g/t和高锰酸钾(h)用量3800～4000g/t搅拌调浆，使矿浆pH值为10.5～11.5，进行砷分离粗选作业，再添加高锰酸钾(h)用量500～550g/t进行砷分离扫选作业；依次添加氧化钙(a)用量1000～1100g/t、次氯酸钙(g)用量1000～1100g/t进行砷分离精选Ⅰ作业；依次添加氧化钙(a)用量200～250g/t、次氯酸钙(g)用量200～250g/t进行砷分离精选Ⅱ作业，由砷分离粗选、砷分离扫选、二次砷分离精选、得到的最终精矿为高砷铜精矿(10)，其中砷分离扫选作业尾矿(9)返回上一作业，而砷分离精选Ⅰ作业尾矿、砷分离精选Ⅱ作业尾矿和砷分离扫选作业精矿则合并成为低砷铜精矿(11)。
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