CN107899754B - 一种铜硫分离浮选方法 - Google Patents

一种铜硫分离浮选方法 Download PDF

Info

Publication number
CN107899754B
CN107899754B CN201711112877.XA CN201711112877A CN107899754B CN 107899754 B CN107899754 B CN 107899754B CN 201711112877 A CN201711112877 A CN 201711112877A CN 107899754 B CN107899754 B CN 107899754B
Authority
CN
China
Prior art keywords
added
copper
collecting agent
tailing
concentrate
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201711112877.XA
Other languages
English (en)
Other versions
CN107899754A (zh
Inventor
罗仙平
翁存建
孙康
赖春华
张忠平
王鹏程
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Tibet Eron Copper Ltd By Share Ltd
Western Mining Group Science And Technology Development Co Ltd
Jiangxi University of Science and Technology
Western Mining Co Ltd
Original Assignee
Tibet Eron Copper Ltd By Share Ltd
Western Mining Group Science And Technology Development Co Ltd
Jiangxi University of Science and Technology
Western Mining Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Tibet Eron Copper Ltd By Share Ltd, Western Mining Group Science And Technology Development Co Ltd, Jiangxi University of Science and Technology, Western Mining Co Ltd filed Critical Tibet Eron Copper Ltd By Share Ltd
Priority to CN201711112877.XA priority Critical patent/CN107899754B/zh
Publication of CN107899754A publication Critical patent/CN107899754A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN107899754B publication Critical patent/CN107899754B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/001—Flotation agents
    • B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/02—Froth-flotation processes
    • B03D1/025—Froth-flotation processes adapted for the flotation of fines
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/08—Subsequent treatment of concentrated product
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/06—Depressants
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02—Ores

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Dispersion Chemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种铜硫分离浮选方法，抑制剂组合物(XKY‑03)由以下质量百分数的组份组成：腐殖酸钠55‑70％，高锰酸钾20‑35％，巯基乙酸钠5‑10％，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。本发明的抑制剂能有效实现铜硫分离，抑制被Cu2+活化的硫铁矿物，提高铜精矿中铜的品位和回收率，同时能与矿浆中的Cu2+、Pb3+、Fe3+等难免离子发生络合反应，降低这些难免离子在矿浆中的浓度，减少其对硫铁矿物的活化作用。此外，该抑制剂还具有用量少、毒性小等特点，适用于推广应用。

Description

一种铜硫分离浮选方法
技术领域
本发明涉及矿物冶金加工技术领域，具体涉及一种铜硫分离高效抑制剂组合物及其铜硫分离浮选方法。
背景技术
铜矿资源作为工业化进程的重要战略资源，在我国矿产资源中占有重要地位。我国铜矿资源量基础储量占世界铜资源总基础储量的6.70％，位居世界第三，仅次于智利和美国。从矿石的类型看，我国的铜矿以硫化矿为主。已探明的铜资源储量中，硫化矿占87％，氧化矿占10％，混合矿只占3％。我国铜资源从矿床规模、矿石性质、矿石可选性、开发利用条件上看，主要有以下特点：(1)我国铜矿规模均较小。我国大中型铜矿床仅占我国总铜矿床的11.6％，绝大部分铜矿床为铜金属储量小于10万吨的小型矿床；(2)共伴生矿多，品位低。我国铜矿资源平均品位仅为0.87％，单一矿床少，共伴生矿床多；(3)斑岩铜矿少，生产成本受到限制；(4)部分储量大、品位高的矿床处在偏远地区，外部建设条件差，难以开发利用。
我国铜矿资源主要以硫化铜矿为主，其中铜硫共生是硫化铜石中最为常见的类型。铜硫分离的实质就是将铜矿物与硫铁矿物分离，铜硫分离过程中涉及到铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿等，硫铁矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿等。黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等硫化矿物表面物理性化学性质相近，在酸性和中性矿浆条件下，可浮性相近，且铜硫矿物在矿石中嵌布关系复杂，难以通过简单的浮选工艺使铜硫矿物达到有效的分离，同时，矿浆中各组分交互影响较大，进一步加重了铜硫矿物分离的困难。目前生产中最为常见的浮选工艺有“铜硫混合浮选-铜硫分离”和“铜硫依次优先浮选”。在铜硫分离浮选中常加入大量的石灰及其它常规硫铁矿物的抑制剂，造成生产成本高，且石灰易使管道出现堵塞、结垢、团结、腐蚀设备、矿山废水不达标等现象。因此，开发出铜硫分离中硫铁矿物的高效、环保的抑制剂，既符合当前节能环保的国家政策，也可以为企业降低生产成本和提高经济效益。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种铜硫分离高效抑制剂组合物及应用该组合物的铜硫分离浮选方法，使铜矿物与硫化铁矿物能有效的分离，成本低并且环保。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种铜硫分离高效抑制剂组合物，其特征在于：该抑制剂组合物的代号为XKY-03，按质量百分数计，由以下组分组成：
腐殖酸钠 55-70％
KMnO4 20-35％
C2H3NaO2S 5-10％。
优选地，该铜硫分离高效抑制剂组合物按质量百分数计，由以下组分组成：
腐殖酸钠 65-66％
KMnO4 27-29％
C2H3NaO2S 5-7.5％。
该抑制剂组合物XKY-03是以腐殖酸钠、高锰酸钾(K2MnO4)、巯基乙酸钠(C2H3NaO2S)为原料，按照质量比(0.55-0.70)∶(0.20-0.35)∶(0.05-0.10)的配比混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。
一种应用前述铜硫分离高效抑制剂组合物的铜硫分离浮选方法，其特征在于：按以下步骤进行，
1)、将矿石、石灰和水加入球磨机中，磨矿至粒度为-0.074mm含量为60％；
2)、将磨好的矿浆倒入浮选机中，搅拌，进行铜硫部分混浮快速浮选作业，得到混合粗精矿Ⅰ和快速浮选尾矿；其中铜硫部分快速浮选作业的工艺条件为：加入捕收剂Z-200：60-80g/t、捕收剂丁基黄药：20-30g/t，作用时间3-4min，加入起泡剂BK201：28-35g/t，作用时间1-2min；
3)、将步骤2)得到的快速浮选尾矿再进行两次铜硫部分混合粗选，即混合粗选Ⅱ和混合粗选Ⅲ，得到混合粗精矿Ⅱ、混合粗精矿Ⅲ和混合粗选Ⅲ尾矿；其中两次混合粗选作业的工艺条件为：混合粗选Ⅱ加入捕收剂Z-200：30-40g/t、捕收剂丁基黄药：10-15g/t，作用时间3-4min，加入起泡剂BK201：14-21g/t，作用时间1-2min；混合粗选Ⅲ加入捕收剂Z-200：20-30g/t、捕收剂丁基黄药：5-10g/t，作用时间3-4min；
4)、将步骤3)获得的粗选尾矿进行一次扫选，得到尾矿Ⅰ和扫选中矿，扫选中矿顺序返回到上一层作业，尾矿Ⅰ排入尾矿库；其中扫选作业的工艺条件为：加入捕收剂Z-200：10-15g/t、捕收剂丁基黄药：5-10g/t，作用时间3-4min；
5)、将步骤3)获得的混合粗精矿Ⅱ和混合粗精矿Ⅲ合并后进行一次混合精选，获得铜硫混合精矿和混合精选尾矿；
6)、将步骤5)获得的混合精选尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅱ和扫选中矿，扫选中矿合并后返回混合精矿作业，尾矿Ⅱ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：混合扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：20-30g/t、捕收剂丁基黄药：10-15g/t，作用时间3-4min；
7)、将步骤2)获得的混合粗精矿Ⅰ与步骤5)获得的铜硫混合精矿合并进入再磨作业，磨矿至粒度为-0.043mm含量为90％；
8)、将磨细后的矿浆进行铜硫分离粗选，得到铜粗精矿和分离粗选尾矿；分离粗选作业工艺条件为：在铜硫分离浮选作业中加入石灰：2000-3000g/t，作用3-4min，加入抑制剂XKY-03：60-80g/t，作用3-4min，加入捕收剂Z-200：30-40g/t，作用3-4min；
9)、将步骤8)获得的尾矿进行两次扫选，即扫选Ⅰ和扫选Ⅱ，得到尾矿Ⅲ和两个扫选中矿，扫选中矿分别顺序返回上一层作业，尾矿Ⅲ排入尾矿库；其中扫选工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：15-20g/t，作用3-4min；扫选Ⅱ作业加入捕收剂Z-200：10-15g/t，作用3-4min；
10)、将步骤8)获得的铜粗精矿进行两次精选，得到铜精矿和两个精选中矿，两个精选中矿顺序返回上一层作业；其中铜精选工艺条件为：铜精选Ⅰ加入抑制剂XKY-03：20-30g/t，作用3-4min。
进一步地，在步骤1)的磨矿工过程中加入石灰5000-7000g/t，磨矿浓度为66.70％。
本发明用于制取抑制剂XKY-03的腐殖酸钠是一种天然的高分子聚合电解质、螯合剂，其分子中含有-OH、-CH2O、-COOH、-NH2等大量的极性基团，在各种pH条件下，在水中可以与多种金属离子形成金属螯合物，从而减少了矿浆中对硫铁矿物有活化能力的离子浓度，降低捕收剂在硫铁矿物表面的吸附作用。高锰酸钾作为氧化剂通过调节矿浆的电位，使硫铁矿物表面在氧化作用下生成亲水物质，以达到抑制硫铁矿物的作用。巯基乙酸钠是一种抑制性强、毒性低、来源广的抑制剂，目前，其已完全代替了剧毒抑制剂氰化钠在选矿中的应用。其分子中含有-SH、-COONa两个极性基团，在矿物表面形成亲水性薄膜，从而达到抑制硫铁矿物的作用。此外，巯基乙酸钠还能络合铜、铅、铁等离子，降低矿浆中难免离子的浓度，减少矿浆中铜离子等难免离子对硫铁矿物的活化作用。
本发明的有益效果是：抑制剂XKY-03的用量少、能抑制被Cu2+活化的硫铁矿物，明显减轻矿石中含有的次生铜矿物产生的Cu2+对硫铁矿物的活化作用，且该抑制剂XKY-03还能络合铜、铅、铁等离子，降低矿浆中难免离子的浓度，减少矿浆中铜离子等难免离子对硫铁矿物的活化作用，可高效实现铜硫分离，既提高铜精矿中铜的品位与回收率，又解决了传统的铜硫分离中石灰用量过大所造成的易结垢、固结、堵塞管道、腐蚀设备、矿山废水严重等问题，有利于推进环境保护，降低矿山生产成本，提高企业经济效益。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例及如图1所示的工艺流程做进一步说明：
实施例1，矿石性质：矿石中主要金属矿物有辉铜矿、黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿、铅钒等，脉石矿物有石英、多水高岭石、绢云母、钾长岩等。原矿多元素分析结果见表1、铜物相分析见表2、矿石矿物组成测量结果见表3。
表1原矿化学多元素分析结果
表2原矿铜物相分析结果
表3矿物含量分析结果
该矿石铜硫分离粗选作业作业中加入石灰抑制剂，石灰用量相对于原矿为10Kg/t，矿浆pH＝12-13的条件下，试验效果见表4。
表4石灰作抑制剂试验结果
试验结果表明：采用石灰做为抑制剂，铜硫没有得到较好的分离，铜金属在尾矿中损失较大，铜精矿中铜的回收率不高。矿石工艺矿物学研究表明：该矿石中部分硫铁矿物天然易浮，采用常规的抑制剂，易浮的硫铁矿物得不到较好的抑制，必须采用较强的抑制剂。
首先，制备抑制剂XKY-03，原料组成如下：腐殖酸钠为65.50％、高锰酸钾为27.00％、C2H3NaO2S为7.50％，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。
铜硫分离的工艺流程步骤为：
1)将矿石、石灰和水加入球磨机中，磨矿至粒度为-0.074mm含量为60％；
2)将磨好的矿浆倒入浮选机中，搅拌，进行铜硫部分混浮快速浮选作业，得到混合粗精矿Ⅰ和快速浮选尾矿；其中铜硫部分快速浮选作业工艺条件为：加入捕收剂Z-200：60g/t、捕收剂丁基黄药：20g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：28g/t，作用时间1min；
3)将步骤2)得到的快速浮选尾矿再进行两次铜硫部分混合粗选，得到混合粗精矿Ⅱ、混合粗精矿Ⅲ和混合粗选Ⅲ尾矿；其中两次混合粗选作用工艺条件为：混合粗选Ⅱ加入捕收剂Z-200：30g/t、捕收剂丁基黄药：10g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：14g/t，作用时间1min；混合粗选Ⅲ加入捕收剂Z-200：20g/t、捕收剂丁基黄药：5g/t，作用时间3min；
4)将步骤3)获得的粗选尾矿进行一次扫选，得到尾矿Ⅰ和扫选中矿，扫选中矿顺序返回到上一层作业，尾矿Ⅰ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：扫选作业加入加入捕收剂Z-200：10g/t、捕收剂丁基黄药：5g/t，作用时间3-4min；
5)将步骤3)获得的混合粗精矿Ⅱ和混合粗精矿Ⅲ合并后进行一次混合精选，获得铜硫混合精矿和混合精选尾矿；
6)将步骤5)获得的混合精选尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅱ和扫选中矿，扫选中矿合并后返回混合精矿作业，尾矿Ⅱ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：混合扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：20g/t、捕收剂丁基黄药：10g/t，作用时间3min；
7)将步骤2)获得的混合粗精矿Ⅰ和步骤5)获得的铜硫混合精矿合并进入再磨作业，磨矿至粒度为-0.043mm含量为90％；
8)将磨细后的矿浆进行铜硫分离粗选，得到铜粗精矿和分离粗选尾矿；其中分离粗选作业工艺条件为：在铜硫分离浮选作业中加入石灰：2000g/t，作用3min，本发明的抑制剂XKY-03：60g/t，作用3min，加入捕收剂Z-200：30g/t，作用3min；
9)将步骤8)获得的尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅲ和两个扫选中矿，扫选中矿分别顺序返回上一层作业，尾矿Ⅲ排入尾矿库；其中扫选工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：15g/t，作用3min；扫选Ⅱ作业加入捕收剂Z-200：10g/t，作用3min；
10)将步骤8)获得的铜粗精矿进行两次精选，得到铜精矿和两个精选中矿，两个精选中矿顺序返回上一层作业；其中铜精选工艺条件为：铜精选Ⅰ加入本发明抑制剂XKY-03：20g/t，作用2min。
实施例2，制备抑制剂XKY-03，原料组成如下：腐殖酸钠为65.50％、高锰酸钾为27.00％、C2H3NaO2S为7.50％，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。
铜硫分离的工艺流程步骤为：
1)将矿石、石灰和水加入球磨机中，磨矿至粒度为-0.074mm含量为60％；
2)将磨好的矿浆倒入浮选机中，搅拌，进行铜硫部分混浮快速浮选作业，得到混合粗精矿Ⅰ和快速浮选尾矿；其中铜硫部分快速浮选作业工艺条件为：加入捕收剂Z-200：60g/t、捕收剂丁基黄药：20g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：28g/t，作用时间1min；
3)将步骤2)得到的快速浮选尾矿再进行两次铜硫部分混合粗选，得到混合粗精矿Ⅱ、混合粗精矿Ⅲ和混合粗选Ⅲ尾矿；其中两次混合粗选作用工艺条件为：混合粗选Ⅱ加入捕收剂Z-200：30g/t、捕收剂丁基黄药：10g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：14g/t，作用时间1min；混合粗选Ⅲ加入捕收剂Z-200：20g/t、捕收剂丁基黄药：5g/t，作用时间3min；
4)将步骤3)获得的粗选尾矿进行一次扫选，得到尾矿Ⅰ和扫选中矿，扫选中矿顺序返回到上一层作业，尾矿Ⅰ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：扫选作业加入加入捕收剂Z-200：10g/t、捕收剂丁基黄药：5g/t，作用时间3-4min；
5)将步骤3)获得的混合粗精矿Ⅱ和混合粗精矿Ⅲ合并后进行一次混合精选，获得铜硫混合精矿和混合精选尾矿；
6)将步骤5)获得的混合精选尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅱ和扫选中矿，扫选中矿合并后返回混合精矿作业，尾矿Ⅱ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：混合扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：20g/t、捕收剂丁基黄药：10g/t，作用时间3min；
7)将步骤2)获得的混合粗精矿Ⅰ和步骤5)获得的铜硫混合精矿合并进入再磨作业，磨矿至粒度为-0.043mm含量为90％；
8)将磨细后的矿浆进行铜硫分离粗选，得到铜粗精矿和分离粗选尾矿；其中分离粗选作业工艺条件为：在铜硫分离浮选作业中加入石灰：2000g/t，作用3min，本发明的抑制剂XKY-03：60g/t，作用3min，加入捕收剂Z-200：30g/t，作用3min；
9)将步骤8)获得的尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅲ和两个扫选中矿，扫选中矿分别顺序返回上一层作业，尾矿Ⅲ排入尾矿库；其中扫选工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：15g/t，作用3min；扫选Ⅱ作业加入捕收剂Z-200：10g/t，作用3min；
10)将步骤8)获得的铜粗精矿进行两次精选，得到铜精矿和两个精选中矿，两个精选中矿顺序返回上一层作业；其中铜精选工艺条件为：铜精选Ⅰ加入本发明抑制剂XKY-03：20g/t，作用2min。
实施例3，制备抑制剂XKY-03，原料组成如下：腐殖酸钠为66％、高锰酸钾为29、C2H3NaO2S为6％，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。
铜硫分离的工艺流程步骤为：
1)将矿石、石灰和水加入球磨机中，磨矿至粒度为-0.074mm含量为60％；
2)将磨好的矿浆倒入浮选机中，搅拌，进行铜硫部分混浮快速浮选作业，得到混合粗精矿Ⅰ和快速浮选尾矿；其中铜硫部分快速浮选作业工艺条件为：加入捕收剂Z-200：70g/t、捕收剂丁基黄药：25g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：30g/t，作用时间2min；
3)将步骤2)得到的快速浮选尾矿再进行两次铜硫部分混合粗选，得到混合粗精矿Ⅱ、混合粗精矿Ⅲ和混合粗选Ⅲ尾矿；其中两次混合粗选作用工艺条件为：混合粗选Ⅱ加入捕收剂Z-200：35g/t、捕收剂丁基黄药：13g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：18g/t，作用时间2min；混合粗选Ⅲ加入捕收剂Z-200：25g/t、捕收剂丁基黄药：8g/t，作用时间3min；
4)将步骤3)获得的粗选尾矿进行一次扫选，得到尾矿Ⅰ和扫选中矿，扫选中矿顺序返回到上一层作业，尾矿Ⅰ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：扫选作业加入加入捕收剂Z-200：12g/t、捕收剂丁基黄药：7g/t，作用时间3min；
5)将步骤3)获得的混合粗精矿Ⅱ和混合粗精矿Ⅲ合并后进行一次混合精选，获得铜硫混合精矿和混合精选尾矿；
6)将步骤5)获得的混合精选尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅱ和扫选中矿，扫选中矿合并后返回混合精矿作业，尾矿Ⅱ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：混合扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：25g/t、捕收剂丁基黄药：13g/t，作用时间3min；
7)将步骤2)获得的混合粗精矿Ⅰ和步骤5)获得的铜硫混合精矿合并进入再磨作业，磨矿至粒度为-0.043mm含量为90％；
8)将磨细后的矿浆进行铜硫分离粗选，得到铜粗精矿和分离粗选尾矿；其中分离粗选作业工艺条件为：在铜硫分离浮选作业中加入石灰：2500g/t，作用4min，本发明的抑制剂XKY-03：70g/t，作用4min，加入捕收剂Z-200：35g/t，作用4min；
9)将步骤8)获得的尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅲ和两个扫选中矿，扫选中矿分别顺序返回上一层作业，尾矿Ⅲ排入尾矿库；其中扫选工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：18g/t，作用4min；扫选Ⅱ作业加入捕收剂Z-200：13g/t，作用4min；
10)将步骤8)获得的铜粗精矿进行两次精选，得到铜精矿和两个精选中矿，两个精选中矿顺序返回上一层作业；其中铜精选工艺条件为：铜精选Ⅰ加入本发明抑制剂XKY-03：25g/t，作用4min。
实施例4，制备抑制剂XKY-03，原料组成如下：腐殖酸钠为70％、高锰酸钾为35％、C2H3NaO2S为10％，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。
铜硫分离的工艺流程步骤为：
1)将矿石、石灰和水加入球磨机中，磨矿至粒度为-0.074mm含量为60％；
2)将磨好的矿浆倒入浮选机中，搅拌，进行铜硫部分混浮快速浮选作业，得到混合粗精矿Ⅰ和快速浮选尾矿；其中铜硫部分快速浮选作业工艺条件为：加入捕收剂Z-200：60g/t、捕收剂丁基黄药：20g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：28g/t，作用时间1min；
3)将步骤2)得到的快速浮选尾矿再进行两次铜硫部分混合粗选，得到混合粗精矿Ⅱ、混合粗精矿Ⅲ和混合粗选Ⅲ尾矿；其中两次混合粗选作用工艺条件为：混合粗选Ⅱ加入捕收剂Z-200：30g/t、捕收剂丁基黄药：10g/t，作用时间3min，加入起泡剂BK201：14g/t，作用时间1min；混合粗选Ⅲ加入捕收剂Z-200：20g/t、捕收剂丁基黄药：5g/t，作用时间3min；
4)将步骤3)获得的粗选尾矿进行一次扫选，得到尾矿Ⅰ和扫选中矿，扫选中矿顺序返回到上一层作业，尾矿Ⅰ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：扫选作业加入加入捕收剂Z-200：10g/t、捕收剂丁基黄药：5g/t，作用时间3-4min；
5)将步骤3)获得的混合粗精矿Ⅱ和混合粗精矿Ⅲ合并后进行一次混合精选，获得铜硫混合精矿和混合精选尾矿；
6)将步骤5)获得的混合精选尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅱ和扫选中矿，扫选中矿合并后返回混合精矿作业，尾矿Ⅱ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：混合扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：20g/t、捕收剂丁基黄药：10g/t，作用时间3min；
7)将步骤2)获得的混合粗精矿Ⅰ和步骤5)获得的铜硫混合精矿合并进入再磨作业，磨矿至粒度为-0.043mm含量为90％；
8)将磨细后的矿浆进行铜硫分离粗选，得到铜粗精矿和分离粗选尾矿；其中分离粗选作业工艺条件为：在铜硫分离浮选作业中加入石灰：2000g/t，作用3min，本发明的抑制剂XKY-03：60g/t，作用3min，加入捕收剂Z-200：30g/t，作用3min；
9)将步骤8)获得的尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅲ和两个扫选中矿，扫选中矿分别顺序返回上一层作业，尾矿Ⅲ排入尾矿库；其中扫选工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：15g/t，作用3min；扫选Ⅱ作业加入捕收剂Z-200：10g/t，作用3min；
10)将步骤8)获得的铜粗精矿进行两次精选，得到铜精矿和两个精选中矿，两个精选中矿顺序返回上一层作业；其中铜精选工艺条件为：铜精选Ⅰ加入本发明抑制剂XKY-03：20g/t，作用2min。
实验结果如下：
1、抑制剂XKY-03的用量按相对于原矿为60g/t加入，实验结果如表5：
表5 XKY-03作抑制剂试验结果
2、抑制剂XKY-03的用量按相对于原矿为80g/t加入，实验结果如表6：
表6 XKY-03作抑制剂试验结果
试验结果表明：采用本发明抑制剂组合物XKY-03作为抑制剂，可以大幅度提高铜精矿品位和回收率，铜硫分离效果较好，使矿石中的硫化铜矿物得到了较好的回收，同时，本发明抑制剂XKY-03具有用量少，高效、低毒等优点，可为矿山生产降低成本，为矿企增加经济效益。
以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。

Claims (4)

1.一种铜硫分离浮选方法，其特征在于：按以下步骤进行，
1)、将矿石、石灰和水加入球磨机中，磨矿至粒度为-0.074mm含量为60％；
2)、将磨好的矿浆倒入浮选机中，搅拌，进行铜硫部分混浮快速浮选作业，得到混合粗精矿Ⅰ和快速浮选尾矿；其中铜硫部分快速浮选作业的工艺条件为：加入捕收剂Z-200：60-80g/t、捕收剂丁基黄药：20-30g/t，作用时间3-4min，加入起泡剂BK201：28-35g/t，作用时间1-2min；
3)、将步骤2)得到的快速浮选尾矿再进行两次铜硫部分混合粗选，即混合粗选Ⅱ和混合粗选Ⅲ，得到混合粗精矿Ⅱ、混合粗精矿Ⅲ和混合粗选Ⅲ尾矿；其中两次混合粗选作业的工艺条件为：混合粗选Ⅱ加入捕收剂Z-200：30-40g/t、捕收剂丁基黄药：10-15g/t，作用时间3-4min，加入起泡剂BK201：14-21g/t，作用时间1-2min；混合粗选Ⅲ加入捕收剂Z-200：20-30g/t、捕收剂丁基黄药：5-10g/t，作用时间3-4min；
4)、将步骤3)获得的粗选尾矿进行一次扫选，得到尾矿Ⅰ和扫选中矿，扫选中矿顺序返回到上一层作业，尾矿Ⅰ排入尾矿库；其中扫选作业的工艺条件为：加入捕收剂Z-200：10-15g/t、捕收剂丁基黄药：5-10g/t，作用时间3-4min；
5)、将步骤3)获得的混合粗精矿Ⅱ和混合粗精矿Ⅲ合并后进行一次混合精选，获得铜硫混合精矿和混合精选尾矿；
6)、将步骤5)获得的混合精选尾矿进行两次扫选，得到尾矿Ⅱ和扫选中矿，扫选中矿合并后返回混合精矿作业，尾矿Ⅱ排入尾矿库；其中扫选作业工艺条件为：混合扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：20-30g/t、捕收剂丁基黄药：10-15g/t，作用时间3-4min；
7)、将步骤2)获得的混合粗精矿Ⅰ与步骤5)获得的铜硫混合精矿合并进入再磨作业，磨矿至粒度为-0.043mm含量为90％；
8)、将磨细后的矿浆进行铜硫分离粗选，得到铜粗精矿和分离粗选尾矿；分离粗选作业工艺条件为：在铜硫分离浮选作业中加入石灰：2000-3000g/t，作用3-4min，加入抑制剂XKY-03：60-80g/t，作用3-4min，加入捕收剂Z-200：30-40g/t，作用3-4min；
9)、将步骤8)获得的尾矿进行两次扫选，即扫选Ⅰ和扫选Ⅱ，得到尾矿Ⅲ和两个扫选中矿，扫选中矿分别顺序返回上一层作业，尾矿Ⅲ排入尾矿库；其中扫选工艺条件为：扫选Ⅰ作业加入捕收剂Z-200：15-20g/t，作用3-4min；扫选Ⅱ作业加入捕收剂Z-200：10-15g/t，作用3-4min；
10)、将步骤8)获得的铜粗精矿进行两次精选，得到铜精矿和两个精选中矿，两个精选中矿顺序返回上一层作业；其中铜精选工艺条件为：铜精选Ⅰ加入抑制剂XKY-03：20-30g/t，作用3-4min；
该抑制剂组合物的代号为XKY-03，按质量百分数计，由以下组分组成：
腐殖酸钠 55-70％
KMnO4 20-35％
C2H3NaO2S 5-10％。
2.根据权利要求1所述的铜硫分离浮选方法，其特征在于：抑制剂组合物XKY-03按质量百分数计，由以下组分组成：
腐殖酸钠 65-66％
KMnO4 27-29％
C2H3NaO2S 5-7.5％。
3.根据权利要求1所述的铜硫分离浮选方法，其特征在于：该抑制剂组合物XKY-03是以腐殖酸钠、高锰酸钾、巯基乙酸钠为原料，按照质量比(0.55-0.70)∶(0.20-0.35)∶(0.05-0.10)的配比混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌40～50min制取。
4.根据权利要求1所述的铜硫分离浮选方法，其特征在于：在步骤1)的磨矿工过程中加入石灰5000-7000g/t，磨矿浓度为66.70％。
CN201711112877.XA 2017-11-13 2017-11-13 一种铜硫分离浮选方法 Active CN107899754B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201711112877.XA CN107899754B (zh) 2017-11-13 2017-11-13 一种铜硫分离浮选方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201711112877.XA CN107899754B (zh) 2017-11-13 2017-11-13 一种铜硫分离浮选方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN107899754A CN107899754A (zh) 2018-04-13
CN107899754B true CN107899754B (zh) 2019-09-20

Family

ID=61844879

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201711112877.XA Active CN107899754B (zh) 2017-11-13 2017-11-13 一种铜硫分离浮选方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN107899754B (zh)

Families Citing this family (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109261370A (zh) * 2018-08-17 2019-01-25 昆明理工大学 一种黄铁矿的组合抑制剂
CN109569892A (zh) * 2018-12-04 2019-04-05 林西金易来砷业有限公司 一种用于铜砷矿物分离浮选的复合抑制剂
CN110292983A (zh) * 2019-07-05 2019-10-01 紫金矿业集团股份有限公司 含金次生硫化铜矿的选矿方法
CN110328046B (zh) * 2019-07-10 2021-03-02 青海省地质矿产测试应用中心 一种矽卡岩型低品位铜锌矿的分选方法
CN111085342B (zh) * 2019-11-22 2022-04-19 铜陵有色金属集团股份有限公司 从深海高硫高铜矿中综合回收铜和硫的方法及其应用
CN111036392B (zh) * 2019-12-04 2022-03-08 北京矿冶科技集团有限公司 一种微细粒铜铅混合精矿的组合抑制剂和分离方法
CN111451003B (zh) * 2020-03-05 2022-06-07 铜陵有色金属集团股份有限公司 一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法
CN112264197B (zh) * 2020-09-22 2022-11-11 铜陵有色金属集团股份有限公司 一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂及其选矿方法
CN112371350A (zh) * 2020-11-27 2021-02-19 矿冶科技集团有限公司 无石灰条件铅硫选矿用抑制剂、无石灰条件铅硫选矿方法和应用
CN113649172B (zh) * 2021-08-20 2023-03-24 青海省地质矿产测试应用中心(青海省生态环境地质检验检测中心) 一种硫抑制剂、高硫铁闪锌矿浮选药剂及其应用

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101690917A (zh) * 2009-09-30 2010-04-07 北京矿冶研究总院 铜硫硫化矿物的分离方法
JP2011156521A (ja) * 2010-02-04 2011-08-18 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 高砒素含銅物からの砒素鉱物の分離方法
CN102698875A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 紫金矿业集团股份有限公司 一种复杂铜锌硫多金属矿选矿工艺
CN103386356A (zh) * 2012-05-09 2013-11-13 中国瑞林工程技术有限公司 硫化铜矿石的浮选方法
CN104162480A (zh) * 2014-07-24 2014-11-26 江西理工大学 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法
CN106269267A (zh) * 2016-09-29 2017-01-04 内蒙古东升庙矿业有限责任公司 一种铅锌银多金属矿的选矿方法
CN107252731A (zh) * 2017-07-28 2017-10-17 西部矿业股份有限公司 一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿微细粒嵌布型铅锌硫化矿选矿方法

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106170343B (zh) * 2013-11-26 2017-10-17 华北理工大学 一种黄铜矿的选矿方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101690917A (zh) * 2009-09-30 2010-04-07 北京矿冶研究总院 铜硫硫化矿物的分离方法
JP2011156521A (ja) * 2010-02-04 2011-08-18 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 高砒素含銅物からの砒素鉱物の分離方法
CN103386356A (zh) * 2012-05-09 2013-11-13 中国瑞林工程技术有限公司 硫化铜矿石的浮选方法
CN102698875A (zh) * 2012-06-15 2012-10-03 紫金矿业集团股份有限公司 一种复杂铜锌硫多金属矿选矿工艺
CN104162480A (zh) * 2014-07-24 2014-11-26 江西理工大学 一种铜钼铋硫多金属矿选矿的方法
CN106269267A (zh) * 2016-09-29 2017-01-04 内蒙古东升庙矿业有限责任公司 一种铅锌银多金属矿的选矿方法
CN107252731A (zh) * 2017-07-28 2017-10-17 西部矿业股份有限公司 一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿微细粒嵌布型铅锌硫化矿选矿方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
黄铁矿浮选抑制剂研究现状;黄有成 等;《有色矿冶》;20110615;第27卷(第3期);第24-29页 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN107899754A (zh) 2018-04-13

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN107899754B (zh) 一种铜硫分离浮选方法
CN106170343B (zh) 一种黄铜矿的选矿方法
CN102698877B (zh) 一种铜铅分离浮选抑制剂及其应用
CN105268559B (zh) 低品位硫化铜矿的选矿方法
CN106000655B (zh) 一种常温下精选白钨矿的方法
CN106513181B (zh) 一种硫化矿含金矿石的浮选方法
CN110586337A (zh) 一种低碱先浮后磁的含磁黄铁矿选矿方法
CN103041924B (zh) 铅锌银硫化矿中回收伴生银的选矿工艺
CN107790291B (zh) 从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺
CN107855211A (zh) 一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法
CN103480494B (zh) 从废弃微细粒选铁尾矿中回收微细粒钼的工艺
CN105689146B (zh) 一种被Cu2+活化的黄铁矿与辉铜矿的低碱度浮选分离方法
CN105797868A (zh) 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法
CN111468304A (zh) 一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法
CN102698875A (zh) 一种复杂铜锌硫多金属矿选矿工艺
CN107350087B (zh) 一种铜铅硫化矿物的抑制剂及用其进行浮选分离的方法
CN109078762A (zh) 一种氧化矿矿物浮选捕收剂
CN106076600A (zh) 一种低品位难处理白钨矿的选矿方法
CN110369122A (zh) 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法
CN107081220A (zh) 一种改善白钨浮选精矿中氧化钼富集效果的方法
CN109158214A (zh) 一种硫化铜锌矿的浮选分离工艺
CN105363561A (zh) 高硫含金银铅锌多金属硫化矿的浮选工艺
CN103506214A (zh) 一种脉金矿石的粗砂与次生矿泥分离—浮选工艺
CN109127121A (zh) 一种从铜尾砂中回收铜硫钨的选矿方法
CN104874486A (zh) 一种回收微细粒云母的浮选方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant