CN105344494A - 一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，该方法是将低品位硫化铜矿磨矿、调浆，得到矿浆；在矿浆中依次加入石灰调浆，加入水玻璃和六偏磷酸钠混合药剂调浆，加入强氧化剂调浆，加入胶类抑制剂调浆，最后加入Z200和黑药的混合捕收剂，浮选分离，得粗精铜矿；该方法通过添加适当的氧化剂、胶类抑制剂等，可以强烈抑制黄铁矿的浮选，实现了黄铜矿与黄铁矿的有效的分离，显著提高铜精矿中铜的品位和回收率，可以获得铜品位为18％～23％，回收率为78％～85％的铜精矿。
Description
技术领域
本发明涉及一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，特别涉及一种在低碱度下硫化铜矿中黄铜矿和黄铁矿的浮选分离方法。
背景技术
在黄铜矿和黄铁矿浮选分离时，一般采用大量的石灰在pH为12～13的高碱度下进行，从而产生了一系列的问题，例如石灰必须制乳，增加了工序，同时石灰容易结钙，容易堵塞管道；高碱度条件下，捕收剂用量增大，选矿成本高且环境污染严重。此外，矿石中石英、高岭石、蒙脱石等微细粒脉石矿物含量较高且泥化程度较高时，石灰用量较高会使矿浆粘度增高，恶化浮选分离过程。
发明内容
针对现有的从低品位硫化铜矿中回收铜的方法存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种在低碱度下能实现低品位硫化铜矿中黄铜矿和黄铁矿的浮选分离，且能够提高铜精矿品位及回收率的方法。
本发明提供了一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，该方法包括以下步骤：
(a)将低品位硫化铜矿磨矿、调浆，得到矿浆；
所述的低品位硫化铜矿中包含硅酸盐矿物及黄铜矿和黄铁矿，低品位硫化铜矿中铜品位为0.4％～0.7％，铁品位为3.5％～8.5％；
(b)在矿浆中加入石灰，调浆，调整矿浆pH值为9.0～9.5；
(c)在矿浆中加入水玻璃和六偏磷酸钠混合药剂，调浆；所述的混合药剂中水玻璃和六偏磷酸钠质量比为4～5:1～2；
(d)在矿浆中加入强氧化剂，调浆；
(e)在矿浆中加入胶类抑制剂，调浆；
(f)在矿浆中加入Z200和黑药的混合捕收剂，浮选分离，得粗精铜矿；所述的混合捕收剂中Z200和黑药的质量比为3～4:1～2。
优选的方案中，低品位硫化铜矿磨矿至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占92％～95％。
优选的方案中，(a)中所述的矿浆质量百分比浓度为25％～30％。
优选的方案中，(b)中石灰的相对低品位硫化铜矿的加入量为1000g/t～2000g/t。
优选的方案中，(c)中混合药剂相对低品位硫化铜矿的加入量为2000g/t～3000g/t。
优选的方案中，(d)中的强氧化剂相对低品位硫化铜矿的加入量为500g/t～1000g/t。
优选的方案中，(e)中胶类抑制剂相对低品位硫化铜矿的加入量为500g/t～1000g/t。
优选的方案中，(f)中混合捕收剂相对低品位硫化铜矿的加入量为50g/t～150g/t。
较优选的方案中，强氧化剂为过氧化氢、高锰酸钾、次氯酸钠、次氯酸钙和重铬酸钾中的至少一种。
较优选的方案中，胶类抑制剂为田菁胶、黄原胶、卫兰胶和卡拉胶中的至少一种。
较优选的方案中，硅酸盐矿物包括石英、云母、蒙脱石和高岭石中的至少一种。
优选的方案中，(c)中的调浆时间为5～8分钟。
优选的方案中，(d)中的调浆时间为3～5分钟。
优选的方案中，(e)中的调浆时间为3～5分钟。
优选的方案中，(f)得到的粗精铜矿可以进一步进行精选获得高品位精铜矿。
本发明的技术方案中采用的硫化铜矿主要脉石矿物包括石英、云母、蒙脱石及高岭石等硅酸盐矿物，且含泥量较高，铜品位在0.4％～0.7％，铁品位在3.5％～8.5％，硫品位在3.5％～9.8％。
相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术效果在于：
(1)现有技术中一般采用石灰做黄铁矿抑制剂，而石灰用量一般是6000g/t以上才会对黄铁矿有较明显的抑制效果，而石灰用量过多则会产生一系列技术问题，如捕收剂耗量高、石灰容易结钙。而通过本发明的工艺，可以显著降低石灰的用量，使得粗选中石灰用量降低到1kg/t-2kg/t，矿浆环境也变得相对较温和，pH在弱碱环境；
(2)采用的胶类抑制剂无毒，环境污染小，且对黄铁矿的抑制效果好。
(3)本发明的工艺对硫化铜矿选择性较好，富集比高，药剂用量较少，工艺流程简单，一般经过一次粗选、一次精选、两次扫选或者三次扫选流程就可以获得良好的指标。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步说明本发明内容，而不是限制本发明权利要求的保护范围。
实施例1
采用本方法对新疆某低品位硫化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.66％，铁品位约为5％，脉石矿物主要是石英、云母、蒙脱石、长石、黄铁矿，泥质含量很高。
将矿石磨矿至-0.074mm占93.5％，加水调浆至质量浓度为28％；先后在矿浆中加入1500g/t的石灰，调浆6分钟；2000g/t水玻璃和400g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；800g/t次氯酸钙，调浆5分钟；500g/t卫兰胶和300g/t田菁胶的混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入500g/t水玻璃、200g/t次氯酸钙、100g/t卫兰胶进行铜精选；经过一次粗选、一次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为21.36％的铜精矿，闭路铜总回收率达到78.24％。
对比实施例1
采用实施例1中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占93.5％，加水调浆至质量浓度为28％；先后在矿浆中加入1500g/t的石灰，调浆6分钟；2000g/t水玻璃和400g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入500g/t水玻璃、500g/t石灰进行铜精选；经过一次粗选、三次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为16.54％的铜精矿，闭路铜总回收率达到71.33％。
实施例2
采用本方法对江西某低品位硫化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.58％，铁品位约为5％，脉石矿物主要是石英、云母、长石、黄铁矿，泥化较高。
将矿石磨矿至-0.074mm占93.2％，加水调浆至质量浓度为28.4％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1500g/t水玻璃和500g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；1000g/t双氧水，调浆5分钟；500g/t卫兰胶和500g/t田菁胶的混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2和铜中矿3。铜精矿1中分别加入200g/t水玻璃、150g/t次氯酸钙、80g/t卫兰胶进行铜精选；经过一次粗选、一次精选、三次扫选流程，最终得到铜品位为18.67％的铜精矿，闭路铜总回收率达到80.10％。
对比实施例2
采用实施例2中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占93.2％，加水调浆至质量浓度为28.4％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1500g/t水玻璃和500g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2和铜中矿3。铜精矿1中分别加入200g/t水玻璃、500g/t石灰进行铜精选；经过一次粗选、三次精选、三次扫选流程，最终得到铜品位为18.15％的铜精矿，闭路铜总回收率仅为66.36％。
实施例3
采用本方法对四川某低品位硫化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.70％，铁品位约为5％，脉石矿物主要是绿泥石、石英、云母、方解石、黄铁矿，泥质含量很高。
将矿石磨矿至-0.074mm占96.3％，加水调浆至质量浓度为29.6％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1200g/t水玻璃和600g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；1000g/t次氯酸钙，调浆5分钟；800g/t卫兰胶和200g/t黄原胶的混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入600g/t水玻璃、150g/t次氯酸钙、100g/t卫兰胶进行铜精选；经过一次粗选、一次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为19.55％的铜精矿，铜总回收率达到84.59％以上。
对比实施例3
采用实施例3中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占96.3％，加水调浆至质量浓度为29.6％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1200g/t水玻璃和600g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入600g/t水玻璃、500g/t石灰进行铜精选；经过一次粗选、三次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为19.15％的铜精矿，铜总回收率达到68.55％以上。
Claims (9)
1.一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：包括以下步骤：
(a)将低品位硫化铜矿磨矿、调浆，得到矿浆；
所述的低品位硫化铜矿中包含硅酸盐矿物及黄铜矿和黄铁矿，低品位硫化铜矿中铜品位为0.4％～0.7％，铁品位为3.5％～8.5％；
(b)在矿浆中加入石灰，调浆，调整矿浆pH值为9.0～9.5；
(c)在矿浆中加入水玻璃和六偏磷酸钠混合药剂，调浆；所述的混合药剂中水玻璃和六偏磷酸钠质量比为4～5:1～2；
(d)在矿浆中加入强氧化剂，调浆；
(e)在矿浆中加入胶类抑制剂，调浆；
(f)在矿浆中加入Z200和黑药的混合捕收剂，浮选分离，得粗精铜矿；所述的混合捕收剂中Z200和黑药的质量比为3～4:1～2。
2.根据权利要求1所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的低品位硫化铜矿磨矿至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占92％～95％。
3.根据权利要求1所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：(a)中所述的矿浆质量百分比浓度为25％～30％。
4.根据权利要求1所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：(b)中石灰相对低品位硫化铜矿的加入量为1000g/t～2000g/t。
5.根据权利要求1所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：(c)中混合药剂相对低品位硫化铜矿的加入量为2000g/t～3000g/t；(d)中的强氧化剂相对低品位硫化铜矿的加入量为500g/t～1000g/t；(e)中胶类抑制剂相对低品位硫化铜矿的加入量为500g/t～1000g/t；(f)中混合捕收剂相对低品位硫化铜矿的加入量为50g/t～150g/t。
6.根据权利要求5所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的强氧化剂为过氧化氢、高锰酸钾、次氯酸钠、次氯酸钙和重铬酸钾中的至少一种。
7.根据权利要求5所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的胶类抑制剂为田菁胶、黄原胶、卫兰胶和卡拉胶中的至少一种。
8.根据权利要求1所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的硅酸盐矿物包括石英、云母、蒙脱石和高岭石中的至少一种。
9.根据权利要求1～8任一项所述的低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：
(c)中的调浆时间为5～8分钟；
(d)中的调浆时间为3～5分钟；
(e)中的调浆时间为3～5分钟。
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