CN104475227A

CN104475227A - 一种选矿提取铜银的工艺

Info

Publication number: CN104475227A
Application number: CN201410851600.9A
Authority: CN
Inventors: 曾贞明; 李加生
Original assignee: HUNAN SHUIKOUSHAN NONFERROUS METALS GROUP CO Ltd
Current assignee: HUNAN SHUIKOUSHAN NONFERROUS METALS GROUP CO Ltd
Priority date: 2014-12-31
Filing date: 2014-12-31
Publication date: 2015-04-01
Anticipated expiration: 2034-12-31
Also published as: CN104475227B

Abstract

本发明提供一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：A)，将原矿进行磨矿，分级后得到矿浆；B)，将步骤A)得到的矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿，E)，将第一中矿入粗选、第二中矿、第三中矿逐级上返，最终得到精矿与尾矿。本申请针对高泥化率、高氧化率的原矿提取铜银，在提取铜银的过程中，首先进行了磨矿，然后通过一粗二扫一精的浮选工艺，通过对磨矿细度、粗选浓度和浮选药剂进行严格控制，使铜银的回收率较高。实验结果表明，铜银的回收率可达90％以上。

Description

一种选矿提取铜银的工艺

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种选矿提取铜银的工艺。

背景技术

柏坊铜矿为国内乃至世界少有的小而富的铜矿山，在铜鼓塘矿区1#竖井、2#矿体及3#通风井口等区域存在铜品位、银品位较高，而氧化率、泥化率也均高的矿石。该矿石外观为土色和土黄色，黄泥状、胶状、浸染状、网状和无定型状结构存在，极少数以脉状存在。矿石中有用矿物主要为铜、银。铜矿物存在形式有：辉铜矿、黄铜矿、斑铜矿、孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿及少量自然铜等形态，存在于脉石及其裂隙中，铜矿物的嵌布粒度为粗细不均。上述矿石铜品位4～10％、银品位300～1000g/t、铜的氧化率45％～60％、泥化率50％～60％(-3mm)。泥化矿、氧化矿以及多金属矿分选并称为世界浮游选矿的三大难题。

国内铜矿山企业大多都对上述矿石进行浮选试验研究，以期提高铜金银等有价金属的回收率，但是高泥化率、高氧化率矿石回收率提高非常有限。目前，泥化、氧化铜矿石回收有湿法浸出、火化冶炼与浮选富集等，但是考虑到生产成本和工艺的复杂程度，一般还是采用浮选富集铜金银等有价金属，产出高品位的铜精矿的工艺。具体步骤为：通过两段或三段闭路碎矿至矿石粒度至-20mm，通过球磨等设备磨至-200目占60～90％，粗选浓度在25～40％，根据原矿品位和所需精矿的品位，然后进行浮选，达到合格精矿品位和较高的回收率。但是由于泥化、氧化矿石的物理化学性质的影响，铜、银的回收率一般不超过65％，严重影响了企业效益和造成资源浪费。

发明内容

本发明解决的技术问题在于提供一种提取铜银的工艺，经过本申请提供的选矿过程得到的精矿中铜银的回收率较高。

有鉴于此，本申请提供了一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：

A)，将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25w％，所述入选矿浆中粒度为-106μm的占有率为100％，其中粒度-74μm的占有率为85％～95％；所述原矿的泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％；

B)，将步骤A)得到的入选矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(600～1500)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(250～350)g/t，丁胺黑药的添加量为(60～100)g/t，所述起泡剂的添加量(100～220)g/t；

C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(400～800)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(60～120)g/t；

D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(200～300)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(80～120)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(30～80)g/t；

E)，将所述第一中矿与所述入选矿浆混合，将所述第二中矿与所述入选矿浆混合，将所述第三中矿与所述第一粗矿渣混合。

优选的，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～20wt％。

优选的，所述入选矿浆中矿渣的含量为10wt％～15wt％。

优选的，所述入选矿浆中粒度-74μm的占有率为90％。

优选的，步骤B)中所述调整剂的添加量为1200g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为300g/t，丁胺黑药的添加量为80g/t，所述起泡剂的添加量200g/t。

优选的，步骤C)中所述调整剂的添加量为600g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为200g/t，丁胺黑药的添加量为40g/t，所述起泡剂的添加量100g/t。

优选的，步骤D)中所述调整剂的添加量为300g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为100g/t，丁胺黑药的添加量为30g/t，所述起泡剂的添加量50g/t。

本申请提供了一种选矿提取铜银的工艺。在选矿提取铜银的过程中，本申请首先进行磨矿使入选的矿浆中粒度106μm的占有率为100％，其中-74的占有率为85％～95％，且入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25wt％，然后采用一粗二扫一精的浮选措施，并通过在浮选的过程中精确控制调整剂、捕收剂与起泡剂的添加量，使得到的精矿中铜银的回收率较高。实验结果表明，本申请铜银的回收率可达90％以上，铜精矿品位可达20％以上。

具体实施方式

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明优选实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点，而不是对本发明权利要求的限制。

本发明实施例公开了一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：

A)，将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25w％，所述入选矿浆中粒度-106μm的占有率为100％，其中粒度为-74μm的占有率为85％～95％；所述原矿的泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％；

C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(400～800)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(60～120)g/t；

本申请针对高泥化率、高氧化物的铜银原矿进行提取，在提取铜银的过程中，首先进行磨矿分级，使入选矿浆中粒度106μm的占有率为100％、其中粒度为-74μm的占有率为85％～95％，入选矿浆的浓度为5wt％～25wt％，然后通过一粗二扫一精的浮选工艺，且控制浮选过程中药剂的添加量，最终使铜银的回收率较高。

按照本发明，首先将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆。所述磨矿为本领域技术人员熟知的技术手段，所采用的磨矿设备可以是湿磨也可以是干磨本申请不作特别的限制。本申请所述原矿是一种高泥化率、高氧化率的矿物，其泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％。对于3#斜井原矿泥化率为40％～60％，氧化率为45％～65％；1坑原矿泥化率为55％～70％，氧化率为55％～85％。所述原矿经过磨矿后进行分级，分级后的矿浆能通过-106μm的矿浆的占有率100％，而能通过-74μm的矿浆占有率为85％～95％，且入选矿浆中矿渣的含量为5％～25％。入选矿浆中矿渣的含量优选为5％～20％，更优选为10％～15％。作为优选方案，为了使铜银的回收率较高，本申请的原矿经过磨矿后，得到的入选矿浆中粒度-106μm的占有率为100％，其中粒度-74μm的占有率为90％。

本申请然后将磨矿后的入选矿浆进行浮选，所述浮选是利用矿物原料颗粒表面对水的润湿性的差异进行选别。在浮选的过程中，本申请首先将所述矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣。粗选的过程中采用的药剂为捕收剂、调整剂与起泡剂；所述捕收剂用以增强预浮出矿物的疏水性，所述调整剂以提高矿物的选择性，所述起泡剂能够产生气泡，使疏水性矿物颗粒附于气泡，上浮分离。所述粗选的时间优选为5～8min。本申请所述调整剂优选为硫化钠、其添加量优选为(600～1500)g/t，更优选为(1000～1400)g/t，最优选为1200g/t；所述捕收剂优选为异丁基黄药与丁胺黑药，所述异丁基黄药的添加量优选为(250～350)g/t，更优选为(280～320)g/t，最优选为300g/t；所述起泡剂优选为松醇油，其添加量优选为(100～220)g/t，更优选为(150～200)g/t，最优选为200g/t。

将上述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿，所述精选的过程为本领域技术人员熟知的，本申请不作特别的限制。所述精选的时间优选为3～8min。将上述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣。所述扫选的时间优选为6～10min。本申请所述扫选的药剂为调整剂、捕收剂与起泡剂。所述调整剂为硫化钠，其添加量为(400～800)g/t，优选为(500～700)g/t，更优选为600g/t；所述捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，其中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，优选为(190～210)g/t，最优选为200g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，优选为(30～50)g/t，最优选为40g/t；所述起泡剂为松醇油，其添加量为(60～120)g/t，优选为(80～100)g/t，最优选为100g/t。

本申请然后将所述第二粗矿渣再次进行扫选，得到第三中矿与尾矿。所述扫选的时间优选为6～10min。所述扫选的调整剂为硫化钠，其添加量为(200～300)g/t，优选为300g/t；所述捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，其中所述异丁基黄药的添加量为(80～120)g/t，更优选为100g/t，所述丁基黑药的添加量为(20～60)g/t，更优选为(30～50)g/t，最优选为30g/t；所述起泡剂为松醇油，其添加量为(30～80)g/t，优选为(40～70)g/t，最优选为50g/t。本申请还可以将所述精矿进行粗选，以进一步提高铜银的回收率。在精矿进行粗选的过程与上述粗选相同，本申请不再进行赘述。根据原矿品位高低及原矿性质，精选次数可1～4次、扫选次数可为1～4次。

按照本发明，上述第一中矿、第二中矿与第三中矿需要再进行选矿，方能得到精矿。则所述第一中矿与入选矿浆混合，再次进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；第一粗精矿进行精选，得到精矿，第一粗矿渣进行扫选，得到第二粗矿渣与第二中矿；第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿。而第二中矿也与入选矿浆混合，再次进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；第一粗精矿进行精选，得到精矿，第一粗矿渣进行扫选，得到第二粗矿渣与第二中矿；第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿。第三中矿则与第一粗矿渣混合进行扫选，得到第二粗矿渣与第二中矿；第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿。上述过程不断得到第一中矿、第二中矿与第三中矿，上述三种中矿则不断返回上级进行选矿，如此形成闭路循环，最终得到精矿与尾矿，而结束选矿的过程。

在上述浮选的过程中，本申请采用的浮选工序为一粗二扫一精，对于所述浮选工艺的药剂本申请采用的是调整剂、硫化剂与起泡剂。为了提高铜银的回收率，上述浮选药剂的最优选的方案是：调整剂(1200+600+300)g/t，捕收剂中异丁基黄药为(300+200+100)g/t，丁胺黑药为(80+40+30)g/t，起泡剂为(200+100+50)g/t。

本申请提供了一种选矿提取铜银的工艺。本申请主要针对高泥化率、高氧化率的铜银原矿，通过将原矿进行磨矿以及一粗二扫一精的浮选工艺，且对磨矿细度、粗选浓度和浮选药剂进行严格控制，使铜银的回收率较高。实验结果表明，本发明铜银的回收率可达90％以上。

为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明提供的选矿提取铜银的工艺进行详细说明，本发明的保护范围不受以下实施例的限制。

实施例1

将水口山柏坊铜矿3#斜井原矿进行磨矿，分级后得到10t入选矿浆，入选矿浆中粒度-106μm为1.2t，其中粒度-74μm为1.08t，10t入选矿浆中矿渣的浓度为12wt％，上述原矿的成分如表1所示；从表1原矿化学多元素分析结果可以看出，有回收价值的为铜、银，铜的氧化率为53.18％。

在所述矿浆中加入1200g/t硫化钠、400g/t异丁基黄药、80g/t丁胺黄药与200g/t松醇油粗选6min，得到0.20t粗精矿与1.00t粗矿渣；将粗精矿进行精选，得到0.108t精矿和0.092t中矿1；在所述粗矿渣中加入600g/t硫化钠、200g/t异丁基黄药、50g/t丁胺黄药与100g/t松醇油扫选8min，得到0.11t中矿2与0.89t粗矿渣；在上述粗矿渣中加入300g/t硫化钠、100g/t异丁基黄药、30g/t丁胺黄药与50g/t松醇油扫选8min，得到0.03t中矿3与0.86t尾矿，将中矿1入粗选、中矿2、中矿3逐级上返，形成闭路循环，最终得到精矿与尾矿。将上述闭路循环得到的精矿和尾矿进行分析，分析结果如表2所示。

表1 原矿中化学元素数据表/％

元素	Cu	Au	Ag	S	Fe	CaO	MgO	Pb	Zn	SiO₂	CuS
												含量	7.86	<0.5	765.0	3.81	5.83	7.90	0.82	0.11	0.17	63.09	3.68

注：金、银含量单位为g/t，下同。

表2 本实施例提取精矿的铜银的回收率与品位的数据表/％

上述矿石通过3000余吨的生产验证，铜、银回收率分别达到95.63％和95.75％。

实施例2

将水口山柏坊铜矿1#竖井原矿进行磨矿，分级后得到10t入选矿浆，矿浆中粒度-106μm1.4t，其中粒度-74μm1.26t，入选矿浆中矿渣的浓度为14wt％；

在所述矿浆中加入1500g/t硫化钠、250g/t异丁基黄药、90g/t丁胺黄药与220g/t松醇油粗选6min，得到0.32t粗精矿与1.08t粗矿渣；将粗精矿进行精选，得到0.29t精矿和0.03t中矿1；在所述粗矿渣中加入600g/t硫化钠、200g/t异丁基黄药、60g/t丁胺黄药与100g/t松醇油扫选8min，得到0.14t中矿2与0.94t粗矿渣；在上述粗矿渣中加入300g/t硫化钠、120g/t异丁基黄药、30g/t丁胺黄药与80g/t松醇油扫选8min，得到0.04t中矿3与0.90t尾矿E)将中矿1入粗选、中矿2、中矿3逐级上返，形成闭路循环，最终得到精矿与尾矿。将上述闭路循环得到的精矿和尾矿进行分析，分析结果如表3所示。

表3 本实施例提取精矿的铜银的回收率与品位的数据表/％

上述矿石通过1500余吨生产验证，铜、银回收率分别达到95.06％和95.23％。

实施例3

云南某原矿，泥化率55～70％(粒度-3mm)、原矿铜的氧化率75～85％；将上述原矿矿石进行磨矿，分级后得到10t入选矿浆，矿浆中粒度-106μm的1.4t，其中粒度-74μm的1.26t，入选矿浆中矿渣的浓度为14wt％；

在所述矿浆中加入1200g/t硫化钠、300g/t异丁基黄药、80g/t丁胺黄药与200g/t松醇油粗选6min，得到0.35t粗精矿与1.05t粗矿渣；将粗精矿进行精选，得到0.28t精矿和0.07t中矿1；在所述粗矿渣中加入600g/t硫化钠、200g/t异丁基黄药、40g/t丁胺黄药与100g/t松醇油扫选8min，得到0.12t中矿2与0.93t粗矿渣；在上述粗矿渣中加入300g/t硫化钠、100g/t异丁基黄药、30g/t丁胺黄药与50g/t松醇油扫选8min，得到0.05t中矿3和0.88t尾矿，E)将中矿1入粗选、中矿2、中矿3逐级上返，形成闭路循环，最终得到精矿与尾矿。将上述闭路循环得到的精矿和尾矿进行分析，分析结果如表4所示。

表4 本实施例提取精矿的铜银的回收率与品位的数据表/％

以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以对本发明进行若干改进和修饰，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。

对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

Claims

1.一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：

B)，将步骤A)得到的入选矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(600～1500)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(250～400)g/t，丁胺黑药的添加量为(60～100)g/t，所述起泡剂的添加量(100～220)g/t；

2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～20wt％。

3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述入选矿浆中矿渣的含量为10wt％～15wt％。

4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，所述入选矿浆中粒度-74μm的占有率为90％。

5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤B)中所述调整剂的添加量为1200g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为300g/t，丁胺黑药的添加量为80g/t，所述起泡剂的添加量200g/t。

6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤C)中所述调整剂的添加量为600g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为200g/t，丁胺黑药的添加量为40g/t，所述起泡剂的添加量100g/t。

7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤D)中所述调整剂的添加量为300g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为100g/t，丁胺黑药的添加量为30g/t，所述起泡剂的添加量50g/t。