CN104259013A

CN104259013A - 一种蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂及其选矿方法

Info

Publication number: CN104259013A
Application number: CN201410388468.2A
Authority: CN
Inventors: 孙运礼; 苗梁; 包玺琳; 刘剑; 刘涛; 柏亚林; 巩明辉; 李健民; 李国栋; 苗培
Original assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2014-08-08
Filing date: 2014-08-08
Publication date: 2015-01-07

Abstract

本发明提供了一种蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂及其选矿方法，所述抑制剂由柠檬酸、亚硫酸纳和单宁酸按0.5-0.65:1.0-1.2:1.5-1.65的质量比混合而成。所述选矿方法主要包括如下工艺步骤：步骤1：将蓝辉铜矿原矿磨制为质量浓度为30-35%的矿浆，向矿浆中加入捕收剂丁基黄药和酯-112，搅拌2-4分钟后进行铜硫混合浮选，得到铜硫混合粗精矿；步骤2：将铜硫粗精矿经过两次精选得到铜硫混合精矿；步骤3：向铜硫混合精矿加入所述抑制剂，通过浮选进行铜硫分离，得到铜粗精矿和硫粗精矿；步骤4：铜粗精矿经过1-2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过一次精选产出硫精矿。

Description

一种蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂及其选矿方法

技术领域

本发明属于矿物浮选分离技术领域，具体涉及一种蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂及利用该抑制剂进行选矿的方法。

背景技术

在我国有色金属资源中，铜矿石是一种有较高开采价值的资源。我国铜矿资源矿床类型比较齐全，主要以硫化铜为主，次生蓝辉铜矿较少，而且次生蓝辉铜矿属于较难选铜矿种类。随着我国的经济快速发展，对铜金属的需求量增大，但是矿产资源属于不可再生资源，我国铜矿产资源经过多年的开采日益减少，所以迫切需求对复杂难选的资源进行开发利用。蓝辉铜矿的选矿主要是以浮选的方式将蓝辉铜矿和与其伴生的黄铁矿及脉石分离。因此提高铜硫浮选分离的效果具有重要意义。而在铜硫分离中采用抑制剂的不同又是一个重要的工艺区别基础。铜硫分离按使用抑制剂种类不同可将他们分成5大类：氰化工艺、石灰高碱工艺、无机抑制剂低碱工艺、以氧化还原剂为核心的电化学调控工艺及以有机抑制剂为核心的硫化矿浮选分离工艺。传统的铜硫分离一般采用以加入大量石灰为抑制剂的工艺，该工艺目前应用比较成熟，但在次生蓝辉铜矿与黄铁矿分离过程中存在以下问题：

1）管道结垢，容易堵塞，矿山废水污染严重；

2）不利于有价伴生元素的综合回收；

3）捕收剂酯-112容易与石灰发生反应，造成铜精矿泡沫发粘，影响铜精矿的质量；

4）次生蓝辉铜矿本身活性较差，利用该工艺蓝辉铜矿容易损失在尾矿中，导致回收率偏低；

5）大量使用石灰会增加选矿成本。

发明内容

本发明的目的在于针对现有技术存在的问题，提供一种能够在低钙条件下有效提高铜硫分离效果并能得到高质量铜精矿的蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂。

本发明的另一目的在于提供一种采用上述抑制剂进行蓝辉铜矿与黄铁矿选矿的方法。

为此，本发明采用如下技术方案：

一种蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂，由柠檬酸、亚硫酸纳和单宁酸混合而成，且其原料质量配比为柠檬酸：亚硫酸纳：单宁酸=0.5-0.65:1.0-1.20:1.5-1.65。

一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，具体包括如下工艺步骤：

步骤1：将蓝辉铜矿原矿通过湿式球磨机磨至细度为-0.074mm的矿物占全部矿物的65%-75%，制得质量浓度为30-35%的矿浆，在此浓度条件下加入捕收剂丁基黄药和酯-112，搅拌2-4分钟后进行铜硫混合浮选，浮选时间为5-7分钟，得到铜硫混合粗精矿；

步骤2：将铜硫粗精矿在矿浆质量浓度为24-27%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；

步骤3：铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为24-27%条件下加入权利要求1所述抑制剂，搅拌5-7分钟后，再按3-5克/吨原矿的加入量加入酯-112，搅拌2-3分钟后通过浮选进行铜硫分离，浮选时间为3-5分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿；

步骤4：铜粗精矿经过1-2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过一次精选产出硫精矿。

进一步地，步骤1中，捕收剂丁基黄药的加入量为25-30克/吨原矿，酯-112 的加入量为20-25克/吨原矿。

进一步地，步骤3中，所述抑制剂的加入量为350-450克/吨原矿。

进一步地，步骤3中，所述抑制剂在矿浆pH值为7-9时加入。

进一步地，步骤4中，铜粗精矿和硫粗精矿精选后的尾矿在磨至细度为-0.044mm 的物料占85-95%后，返回步骤3进行铜硫分离粗选。

进一步地，步骤2中，所述精选采用浮选方式。

进一步地，步骤4中，所述精选采用浮选方式。

步骤1中，所述酯-112采用公布号为CN103447155A、名称为“一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法及其用于的捕收剂”的发明专利申请所提供的配料方案。

步骤3中，酯-112具有起泡和捕收的双重功能，加入该药剂的目的是使矿浆产生泡沫并对蓝辉铜矿进行捕收。

本发明在低钙条件下通过添加抑制剂对黄铁矿进行抑制，最终实现嵌布粒度较细的次生蓝辉铜矿与黄铁矿分离。经试验表明，在矿浆pH值为8-9的环境下淀粉、乳酸、单宁酸、亚硫酸盐、次氯酸盐都几乎不能改变蓝辉铜矿的可浮性，但都能一定程度上抑制黄铁矿，但效果都不是很明显。但如果将柠檬酸、亚硫酸纳和单宁酸这几种药剂组合使用，对黄铁矿则有较强的抑制作用。该组合药剂对蓝辉铜矿无明显的抑制作用，其主要作用是改变黄铁矿的浮游特性。该抑制剂中每种药剂的作用机理不同，柠檬酸可以消除矿浆中铜离子活化黄铁矿的作用，亚硫酸纳可以使黄铁矿表面沉积亲水性亚硫酸盐，单宁酸可以使黄铁矿的接触角减少到25°以下，使其亲水性增强，大大降低黄铁矿的可浮性。该抑制剂通过对三种药剂进行一定的配比，使其对黄铁矿的抑制作用明显增强，消除了矿浆中游离铜离子对黄铁矿的活化，使黄铁矿表面形成亲水性薄膜，从根本上改变黄铁矿浮游特性，有效提高了铜硫分离的效果。特别地，在矿浆pH值为7-9即低碱或无碱情况下，矿浆的化学电位可以很好地达到上述组合抑制剂所需的化学电位要求。

综上，本发明的有益效果在于：抑制剂抑制效果明显，能够有效提高铜硫分离效果，同时避免了由于矿浆碱度过高，使伴生的有价金属在铜精矿中不能有效富集的情况，进而有效提高了铜精矿的品位和铜回收率；低钙条件下，避免了管道结钙，并在一定程度上减少了废水对矿山的污染。

具体实施方式

实施例1

待选矿石为红山铜硫矿，该矿石为低品位蓝辉铜矿，原矿品位为：铜0.40%，硫6.10%。将上述原矿通过湿式球磨机磨至细度为-0.074mm的矿物占全部矿物的75%，所得的矿浆质量浓度为32%，在此浓度条件下向矿浆中加入捕收剂丁基黄药30克和酯-112 20克，搅拌2分钟后进行铜硫混合浮选，浮选时间为6分钟，得到铜硫混合粗精矿；将铜硫混合粗精矿在矿浆质量浓度为26%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为25%条件下加入抑制剂450克，所述抑制剂的药剂质量配比为柠檬酸：亚硫酸纳：单宁酸=0.5:1.1:1.5，然后搅拌6分钟后，再加入酯-112 3克，搅拌2分钟后通过浮选进行铜硫分离，浮选时间为4分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过1次精选产出硫精矿；铜精选1和硫精选1尾矿经过磨至细度为-0.044mm 的物料占90%后，返回前述铜硫分离粗选的工艺流程。

经检测，获得的铜精矿铜品位为25.49%，铜回收率为72.52%；硫精矿硫品位为40.84%，硫回收率为73.66%。

实施例2

本实施例原料矿石为蓝辉铜矿，原矿品位为：铜0.64%，硫5.18%。将上述原矿磨至细度为-0.074mm的矿物占全部矿物的70%，所得的矿浆质量浓度为35%，在此浓度条件下向矿浆中加入捕收剂丁基黄药25克和酯-112 23克，搅拌3分钟后进行铜硫混和浮选，浮选时间为7分钟，得到铜硫混合粗精矿；将铜硫混合粗精矿在矿浆质量浓度为24%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为24%条件下加入抑制剂400克，所述抑制剂的药剂质量配比为柠檬酸：亚硫酸纳：单宁酸=0.6:1.0:1.6，然后搅拌5分钟后，再加入酯-112 5克，搅拌2分钟后进行铜硫分离，浮选时间为5分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过1次精选产出硫精矿。

经检测，获得的铜精矿铜品位为27.89%，铜回收率为74.01%；硫精矿硫品位为41.65%，硫回收率为74.98%。

实施例3

本实施例原料矿石为蓝辉铜矿，原矿品位为：铜0.52%，硫4.18%。将上述原矿磨至细度为-0.074mm的矿物占全部矿物的65%，所得的矿浆质量浓度为30%，在此浓度条件下向矿浆中加入捕收剂丁基黄药28克和酯-112 25克，搅拌4分钟后进行铜硫混和浮选，浮选时间为5分钟，得到铜硫混合粗精矿；将铜硫混合粗精矿在矿浆质量浓度为27%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为27%条件下加入抑制剂350克，所述抑制剂的药剂质量配比为柠檬酸：亚硫酸纳：单宁酸=0.65:1.2:1.65，然后搅拌7分钟后，再加入酯-112 5克，搅拌3分钟后进行铜硫分离，浮选时间为3分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过1次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过1次精选产出硫精矿。

经检测，获得的铜精矿铜品位为28.35%，铜回收率为75.42%；硫精矿硫品位为42.38%，硫回收率为75.02%。

Claims

1. 一种蓝辉铜矿与黄铁矿分选的抑制剂，其特征在于，由柠檬酸、亚硫酸纳和单宁酸混合而成，且其原料质量配比为柠檬酸：亚硫酸纳：单宁酸=0.5-0.65:1.0-1.2:1.5-1.65。

2. 一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，具体包括如下工艺步骤：

步骤1：将蓝辉铜矿原矿通过湿式球磨机磨至细度为-0.074mm的矿物占全部矿物的65%-75%，制得质量浓度为30-35%的矿浆，在此浓度条件下向矿浆中加入捕收剂丁基黄药和酯-112，搅拌2-4分钟后进行铜硫混合浮选，浮选时间为5-7分钟，得到铜硫混合粗精矿；

3.根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤1中，捕收剂丁基黄药的加入量为25-30克/吨原矿，酯-112 的加入量为20-25克/吨原矿。

4. 根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤3中，所述抑制剂的加入量为350-450克/吨原矿。

5. 根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤3中，所述抑制剂在矿浆pH值为7-9时加入。

6. 根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤4中，铜粗精矿和硫粗精矿精选后的尾矿在磨至细度为-0.044mm 的物料占85-95%后，返回步骤3进行铜硫分离粗选。

7. 根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤2中，所述精选采用浮选方式。

8. 根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤4中，所述精选采用浮选方式。