CN107309091B - 一种分离氧化铜矿石与滑石的浮选分离的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种氧化铜精矿与滑石浮选分离方法,以氧化铜矿物为原料,原矿加入硫化钠进行磨矿,磨矿后矿浆pH值为10‑10.5之间,加入环状焦磷酸钠和水玻璃增加矿物表面负电位,提高颗粒间静电排斥作用,使矿浆得到充分分散;加入硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的组合抑制剂;最后加入二乙氨基丁基黄药作为铜矿物的捕收剂,实现氧化铜矿物与滑石的高效分离。本发明的浮选药剂组合低毒或无毒,具有用量少,效果佳等特点,提供了一种环保高效的氧化铜矿物与滑石浮选分离的方法。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域,具体涉及氧化铜精矿与滑石浮选分离方法。
背景技术
滑石作为一种镁含量较高的矿物,具有天然的疏水性,天然可浮性好,在铜浮选过程中常常与铜矿物一起进入铜精矿,造成铜精矿中镁含量较高,并且滑石硬度非常低易泥化,形成的矿泥易与氧化铜矿物发生罩盖,严重妨碍捕收剂与目的矿物作用,影响铜矿物浮选回收。 目前国内外的氧化铜与滑石的分离主要采用以下三种途径:(1)通过预先脱泥除去微细粒滑石(2)预先浮选滑石再浮选氧化铜(3)是添加滑石抑制剂然后再浮选氧化铜。重选或浮选预先去除滑石会导致部分铜矿物损失,降低铜的回收率;而现有的选氧化铜的工艺使用单一或组合抑制剂抑制滑石,不仅药剂消耗大,而且对铜精矿的回收率有较大影响。
因此,选取对滑石抑制作用强的抑制剂,同时采用对铜矿物选择性好的的捕收剂进行氧化铜矿物与滑石的浮选分离对于氧化铜矿物的浮选具有重要的意义。
发明内容
本发明基于下述原理并创造性的加以应用而完成的。滑石是一种典型的非极性层状硅酸盐矿物,由两层硅氧四面体与夹在其中的水镁石八面体组成。滑石有两种不同表面,即基本的正面解离面和边侧面。基本解离面由四面体的硅氧面构成,这些面内部的—Si—O—Si—连接而成,没有极性,为疏水表面;侧面和边缘面由于SiOH和MgOH基团而亲水。滑石为三层夹心结构,层间无离子填充,结构单元层间为较弱的分子键,解离时表面暴露出Si4+及02-,具有较强的键合羟基的能力,导致滑石表面带上较强的负电荷,其零电点较低。在pH>3.0的广泛pH范围内,滑石表面均荷负电。
原矿添加硫化钠后进行磨矿,矿浆pH值10-10.5之间。然后加入环状焦磷酸钠和水玻璃作为矿浆分散剂吸附在矿物表面后,形成一层强亲水性且带负电的抗凝聚覆盖物,它一方面增强了矿物表面水化层的强度和亲水性,使矿物之间相互凝聚受到空间阻隔,最重要的一方面是,大大提高了矿物表面负电位的绝对值,提高颗粒间静电排斥作用,从而使矿浆得到充分分散。此外,环状焦磷酸钠可与矿浆中的难免离子产生络合作用,在滑石表面形成金属离子-聚磷酸盐络合物,阻隔捕收剂在矿物表面的吸附。
加入硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的组合抑制剂抑制滑石,硫酸镁中的Mg2+离子的等电点为pH为10.4左右,此时Mg2+的氢氧化物沉淀通过静电引力吸附在滑石表面,在滑石表面产生不均匀凝聚作用,在产生金属氢氧化物沉淀后滑石的行为与氢氧化镁类似,表现极强的亲水性,造成滑石表面亲水。同时,羟戊酸聚丙烯酰胺的大量的羟基,与已被金属氢氧化物沉淀覆盖滑石表面通过氢键吸附在滑石表面,使滑石的亲水性增强,可浮性下降,从而有效地抑制了滑石。最后加入选择性强的丁基黄药对氧化铜矿物进行选择性捕收,实现氧化铜矿物与滑石的高效分离。
基于上述,本发明提供分离氧化铜矿石与滑石的浮选分离的方法,其特征在于包括预先硫化、强化分散、选择性抑制、高效捕收四个部分,具体按以下步骤进行:
(1)预先硫化:在原矿中加入硫化钠磨矿;
(2)强化分散:磨矿后矿浆加入环状焦磷酸钠和水玻璃作为矿浆分散剂进行强化分散;
(3)选择性抑制:然后加入滑石抑制剂硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的组合,组合比例为3-10:1,充分搅拌,实现选择性抑制;
(4)高效捕收:之后加入氧化铜矿物捕收剂丁基黄药进行氧化铜矿物浮选,获得氧化铜矿物粗精矿和粗选尾矿,对于粗选尾矿加入丁基黄药进行铜扫选;对于氧化铜粗精矿加入滑石抑制剂硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的组合进行精选,精选次数为1~5次,获得滑石含量很低的高品位铜精矿,精选中矿顺序返回。
优选地,步骤(1)中磨矿作业中的磨矿细度为-74μm占65%~80%,矿浆pH值10.-10.5。
优选地,步骤(1)磨矿作业中的加入硫化钠作为调整剂加入量为矿浆pH值10-10.5。
优选地,步骤(4)氧化铜矿物浮选包括1次粗选和1~3次扫选。
优选地,步骤(2)环状焦磷酸钠和水玻璃用量分别为100-300g/吨和200-400g/吨。
优选地,步骤(3)中硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的用量分别为150~400g/吨和20~60g/吨。
优选地,步骤(4)中,氧化铜矿物捕收剂丁基黄药为二乙氨基丁基黄药,其浮选用量为50~150 g/吨,而氧化铜扫选二乙氨基丁基黄药用量为10~30 g/吨。
优选地,步骤(4)中,按1吨原矿量计,氧化铜精选1-3次中,硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺组合用量分别为40~120 g/吨、20~60和10~30 g/吨。
本发明具有如下优点:
(1)使用环状焦磷酸钠和水玻璃增加矿浆电负性,消除矿浆中的难免离子,使矿浆得到充分分散。为后续选择性抑制滑石和高效捕收氧化铜矿物,提高铜精矿品位和回收率创造条件。
(2)使用硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺作为滑石的抑制剂,用量少,抑制能力强,有效地抑制了滑石矿物。
(3)使用丁基黄药作为对铜矿物捕收剂,具有很好的选择性能和捕收性能,实现了氧化铜矿物与滑石的高效分离。
(3)本发明提供的“预先硫化-强化分散-选择性抑制-高效捕收”氧化铜矿与滑石的分离方法,药剂制度先进、用量小,对环境污染小。
附图说明
图1 本发明工艺流程。
具体实施方式
实施例一
某氧化铜矿石,原矿铜品位3.85%左右,原矿中铜主要以孔雀石和蓝铜矿为主,脉石矿物以滑石和石英为主。
原矿加入硫化钠磨至细度为68%-74μm,矿浆pH值为10.4,加入180g/t环状焦磷酸钠作为矿浆分散剂,加入硫酸镁250g/吨和羟戊酸聚丙烯酰胺40g/吨,充分搅拌后,加入二乙氨基丁基黄药120g/吨,浮选获得氧化铜粗精矿和粗选尾矿,粗选尾矿加入二乙氨基丁基黄药进行扫选,扫选一和扫选二中的二乙氨基丁基黄药用量分别为30g/吨和10g/吨。
粗选精矿加入硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺进行精选,精选一、精选二和精选三的硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺用量分别为50g/吨和20g/吨、30g/吨和10g/吨、20g/吨和10g/吨,获得氧化铜精矿。
扫选精矿和氧化铜精选中矿顺序返回。
比较例一
比较例一采用硫化钠作为氧化铜矿物活化剂,淀粉作为滑石抑制剂,丁基黄药作为氧化铜矿物的捕收剂,用量与实施例一相同。
实施例一与比较例一的试验结果见表1。
表 1 实施例和比较例选矿指标(%)
实施例二
某氧化铜矿物,铜品位2.05%左右,铜矿物主要是孔雀石,脉石矿物主要为滑石、高岭土、石英及方解石等。
原矿加入硫化钠磨矿,细度为75%-74μm,矿浆pH值为10.4,加入200g/吨环状焦磷酸钠和300g/吨水玻璃作为矿浆分散剂,加入硫酸镁300g/吨和羟戊酸聚丙烯酰胺50g/吨,充分搅拌后,加入二乙氨基丁基黄药100g/吨,浮选获得氧化铜粗精矿和粗选尾矿,粗选尾矿加入二乙氨基丁基黄药进行扫选,扫选一和扫选二中的二乙氨基丁基黄药用量分别为30g/吨和10g/吨。
粗选精矿加入硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺进行精选,精选一、精选二、精选三和精选四的硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺用量分别为60g/吨和20g/吨、20g/吨和10g/吨、10g/吨和10g/吨,精选四为空白精选,获得氧化铜精矿。
扫选精矿和氧化铜精选中矿顺序返回。
比较例二
比较例二采用硫化钠作为氧化铜矿物活化剂,古尔胶+羧甲基纤维素作为滑石抑制剂,丁基黄药作为捕收剂用量与实施例二相同。
实施例二与比较例二的试验结果见表2。
表 2 实施例和比较例选矿指标(%)
Claims (7)
1.一种分离氧化铜矿石与滑石的浮选分离的方法,其特征在于包括预先硫化、强化分散、选择性抑制、高效捕收四个部分,具体按以下步骤进行:
(1)预先硫化:在原矿中加入硫化钠磨矿,加入pH调整剂使得矿浆pH值10-10.5;
(2)强化分散:磨矿后矿浆加入环状焦磷酸钠和水玻璃作为矿浆分散剂进行强化分散;
(3)选择性抑制:然后加入滑石抑制剂硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的组合,组合比例为3-10:1,充分搅拌,实现选择性抑制;
(4)高效捕收:之后加入氧化铜矿物捕收剂丁基黄药进行氧化铜矿物浮选,获得氧化铜矿物粗精矿和粗选尾矿,对于粗选尾矿加入丁基黄药进行铜扫选;对于氧化铜粗精矿加入滑石抑制剂硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺的组合进行精选,精选次数为1~5次,获得高品位的铜精矿,精选中矿顺序返回。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于步骤(1)中磨矿作业中的磨矿细度为-74μm占65%~80%。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于步骤(1)磨矿作业中的加入硫化钠作为调整剂,其加入量使得矿浆pH值10-10.5。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于步骤(4)氧化铜矿物浮选包括1次粗选和1~3次扫选。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于步骤(2)环状焦磷酸钠和水玻璃用量分别为100-300g/吨和200-400g/吨。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于步骤(4)中,氧化铜矿物捕收剂丁基黄药为二乙氨基丁基黄药,其浮选用量为50~150 g/吨,而氧化铜扫选二乙氨基丁基黄药用量为10~30 g/吨。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:步骤(4)中,按1吨原矿量计,氧化铜精选1-3次中,硫酸镁和羟戊酸聚丙烯酰胺用量分别为40~120 g/吨、20~60 g/吨和10~30 g/吨。
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