CN106733142A - 一种高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法 - Google Patents

Abstract

一种高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法，先采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；在铜—硫—砷分离浮选降砷前，采用采用长锥旋流器，小钢锻分级细磨，添加抑制剂使不同矿物进行有效的单体解离、解析脱药和再抑制；最后采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿，达到锡、铜、硫、砷共生复杂难选多金属硫化矿在生产过程中的生产在线直接浮选降砷目的。本发明简化了铜精矿降砷工艺环节，操作简便、实用，运行成本低，铜精矿含砷量降低，并大幅降低了降砷工艺过程中的铜金属流失，提高铜、锡金属的回收利用率。

Description

一种高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法

技术领域

本发明涉及高砷铜精矿浮选方法技术领域。

背景技术

铜矿类型主要有斑岩型、矽卡岩型、玄武岩型、层状型、火山沉积型和铜镍硫化物型，其中大部分铜矿山主要以硫化矿为主，其含铜硫化物主要有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝等。铜矿中含砷矿物主要有毒砂又称砷黄铁矿(FeAsS)、斜方砷铁矿(FeAs2)、硫砷铜矿(Cu3AsS4)及砷黝铜矿(Cu8As2S7，变)等，它们常常与铜矿物紧密共生，其物理性质与化学性质均与铜矿物相似。因此在硫化铜矿物选矿中，常规的选矿药剂制度及选矿方法，往往会使含砷矿物与铜矿物同步富集，最终使得铜精矿含砷超标，严重影响后序铜的冶炼加工。砷不仅影响铜的冶炼效果，腐蚀冶炼设备和工艺管道，而且成倍增加冶炼时砷的清除治理成本，如果处理不好，极易造成严重的环境污染、人员伤害和停产等损失，因此，铜精矿含砷量是冶炼厂严格严制的硬性指标。

云南个旧的云锡卡房矽卡岩锡、铜共生硫化矿，由于特定的成因，硫化矿具有锡高砷高、矿物结晶嵌布粒度细、变化大等特点，并且原矿含锡品位越高，含砷也越高，其含砷量可由百分之零点几至百分之十几，因此所生产的铜精矿含砷高。

为解决铜精矿含砷高的问题，申请人对高砷铜精矿曾采用了浮铜抑砷，浮选尾矿再重选的浮-重联合的新工艺，取得了实效性的突破，含砷品位由4.09％下降到了0.993％，实现了产品销售，取得了较好的生产效益。但该铜精矿再回选工艺的工作重复，生产间断，因而增加了相应选别成本，并且劳动强度大，铜精矿金属损失大，金属损失率达5％以上。

发明内容

本发明的目的是解决现有技术存在的问题，提供一种可降低铜精矿含砷量，降低降砷工艺过程中的铜金属流失，提高铜、锡金属的回收利用率、工艺简化、操作简便且对环境污染小的高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法。

本发明的目的通过如下技术方案实现：

一种高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法，方法如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药60-150g/t，2#油15-60g/t；

一次扫选：混基黄药40-80g/t，2#油10-40g/t；

二次扫选：混基黄药10-40g/t，2#油5-20g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢锻或小钢球细磨，磨矿细度r_-200目>90％，磨矿浓度为45-60％；在磨机添加石灰800-2000g/t、腐植酸钠80-200g/t、保持矿浆PH值>11、并添加硫酸铵1-2.5kg/t、漂白粉0.5-2kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为20-30％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药20-40g/t；

一次精选:腐植酸钠50-150g/t，漂白粉或高锰酸钾10-50g/t；

二次精选：腐植酸钠、漂白粉或高锰酸钾适量；

三次精选：空白；

上述各步骤所述混基黄药是指乙基黄药和丁基黄药按1:1的重量比配制的药剂。

本发明具有以下优点：

(1)在铜—硫—砷分离精选降砷前，采用长锥旋流器、小钢锻分级细磨使不同矿物进行有效的单体解离、解析脱药和再抑制，为降砷创造了良好的工艺基础；

(2)配套采用石灰、腐植酸钠、漂白粉、高锰酸钾、水玻璃、亚硫酸钠、硫酸铵等高效组合降砷抑制剂，再次调整抑制硫、砷矿物，增大铜与硫、砷矿物之间的可浮性差异，实现锡、铜、硫、砷共生复杂难选多金属硫化矿在生产过程中的生产在线浮选降砷；

(3)简化了铜精矿降砷工艺环节，操作简便、实用，运行成本低，铜精矿含砷量降低，并大幅降低了降砷工艺过程中的铜金属流失，提高铜、锡金属的回收利用率，降低了铜精矿成本；

(4)为后续冶炼工艺创造了良好的生产条件，有效降低冶炼除杂治理成本，确保生产作业环境。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下结合附图和具体实施例对本发明进行的进一步详细说明。

实施例1

云南个旧云锡卡房分公司600吨/日锡、铜、硫、砷共生多金属硫化矿，共生硫化矿流程的铜精矿生产在线降砷，共生硫化矿的原矿成分见表1：

表1.多元素分析(％)

名称	Cu	S	As
				品位(％)	2.083	18.81	1.090

对该铜精矿的生产在线浮选降砷方法如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药120g/t，2#油45g/t；

一次扫选：混基黄药80g/t，2#油30g/t；

二次扫选：混基黄药40g/t，2#油15g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢锻细磨，磨矿细度r_-200目91.5％，磨矿浓度为55％；在磨机添加石灰1500g/t、腐植酸钠150g/t、保持矿浆PH值12、并添加硫酸铵2kg/t、漂白粉1.2kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为25％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药20g/t；

一次精选:腐植酸钠50g/t，高锰酸钾30g/t；

二次精选：腐植酸钠150g/t；

三次精选：空白。

卡房分公司600吨/日锡、铜、硫、砷共生多金属硫化矿的原矿含铜2.083％，含砷1.090％，采用本发明方法浮选降砷后，产出铜精矿铜品位21.69％，回收率70.34％，铜精矿含砷0.573％。

实施例2

云南文山华联锌铟公司铜街选矿厂单铜硫化矿流程的铜精矿生产在线降砷，单铜硫化矿的成分见表3：

表3.多元素分析(％)

该矿的铜氧化率高达24.95％。

对该单铜硫化矿的生产在线浮选降砷方法如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药150g/t，2#油60g/t；

一次扫选：混基黄药60g/t，2#油40g/t；

二次扫选：混基黄药40g/t，2#油20g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢球细磨，磨矿细度r_-200目92.5％，磨矿浓度为60％；在磨机添加石灰800g/t、腐植酸钠200g/t、保持矿浆PH值12、并添加硫酸铵1kg/t、漂白粉2kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为20％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药30g/t；

一次精选:腐植酸钠100g/t，高锰酸钾50g/t；

二次精选：腐植酸钠100g/t；

三次精选：空白。

云南文山华联锌铟公司单铜硫化矿的原矿含铜0.676％，含砷0.606％，采用本发明方法浮选降砷后，产出铜精矿铜品位24.14％，，回收率49.15％，铜精矿含砷0.547％。

实施例3

高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法，方法步骤如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药60g/t，2#油25g/t；

一次扫选：混基黄药40g/t，2#油20g/t；

二次扫选：混基黄药25g/t，2#油5g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢锻细磨，磨矿细度r_-200目>90％，磨矿浓度为45％；在磨机添加石灰2000g/t、腐植酸钠180g/t、保持矿浆PH值>11、并添加硫酸铵2kg/t、漂白粉0.5kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为30％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药40g/t；

一次精选:腐植酸钠150g/t，漂白粉20g/t；

二次精选：腐植酸钠50g/t；

三次精选：空白。

实施例4

高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法，方法步骤如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药100g/t，2#油15g/t；

一次扫选：混基黄药50g/t，2#油10g/t；

二次扫选：混基黄药10g/t，2#油10g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢锻细磨，磨矿细度r_-200目92％，磨矿浓度为50％；在磨机添加石灰1200g/t、腐植酸钠80g/t、保持矿浆PH值>11、并添加硫酸铵2.5kg/t、漂白粉1.5kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为28％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药30g/t；

一次精选:腐植酸钠80g/t，高锰酸钾10g/t；

二次精选：漂白粉20g/t；

三次精选：空白。

实施例5

云南个旧云锡卡房分公司160吨/日锡、铜、硫、砷共生多金属硫化矿，共生硫化矿流程的铜精矿生产在线降砷，共生硫化矿的原矿成分见表1：

表1.多元素分析(％)

名称	Cu	S	As
				品位(％)	0.835	12.47	1.213

对该铜精矿的生产在线浮选降砷方法如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药100g/t，2#油40g/t；

一次扫选：混基黄药60g/t，2#油20g/t；

二次扫选：混基黄药30g/t，2#油10g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢锻细磨，磨矿细度r_-200目91.8％，磨矿浓度为55％；在磨机添加石灰2000g/t、腐植酸钠150g/t、保持矿浆PH值12、并添加硫酸铵2.5kg/t、漂白粉1.5kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为26％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药20g/t；

一次精选:腐植酸钠80g/t，高锰酸钾40g/t；

二次精选：腐植酸钠120g/t；

三次精选：空白。

卡房分公司160吨/日锡、铜、硫、砷共生多金属硫化矿的原矿含铜0.835％，含砷1.213％，采用本发明方法浮选降砷后，产出铜精矿铜品位22.34％，回收率80.01％，铜精矿含砷0.416％。

本发明各实施例所述混基黄药是指乙基黄药和丁基黄药按1:1的重量比配制的药剂。除非另有说明，本发明所述百分含量均为质量含量。

Claims (1)

1.一种高砷铜精矿的生产在线浮选降砷方法，其特征在于，方法如下：

(1)采用铜—硫—砷混合浮选工艺产出混合浮选高砷铜粗精矿，尾矿进入重选选锡工艺；铜-硫—砷混合浮选工艺包括粗选、二次扫选和脱锡浮选，药剂制度如下：

粗选：混基黄药60-150g/t，2#油15-60g/t；

一次扫选：混基黄药40-80g/t，2#油10-40g/t；

二次扫选：混基黄药10-40g/t，2#油5-20g/t；

脱锡浮选：空白；

(2)混合浮选的高砷铜粗精矿采用长锥旋流器分级，小钢锻或小钢球细磨，磨矿细度r_-200目>90％，磨矿浓度为45-60％；在磨机添加石灰800-2000g/t、腐植酸钠80-200g/t、保持矿浆PH值>11、并添加硫酸铵1-2.5kg/t、漂白粉0.5-2kg/t进行细磨，进行铜—硫分离，并解析脱药；

(3)采用铜—硫—砷分离浮选降砷工艺进行生产在线降砷，铜—硫—砷分离浮选降砷工艺为粗选、二次扫选和三次精选；铜—硫—砷分离浮选的入选浓度为20-30％，产出低砷铜精矿和高砷的铜—硫—砷分离硫精矿；

药剂制度如下：

粗选：空白；

一次扫选和二次扫选：混基黄药20-40g/t；

一次精选:腐植酸钠50-150g/t，漂白粉或高锰酸钾10-50g/t；

二次精选：腐植酸钠、漂白粉或高锰酸钾适量；

三次精选：空白；

上述各步骤所述混基黄药是指乙基黄药和丁基黄药按1:1的重量比配制的药剂。