CN108080152A - 一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法，针对高泥化的硫氧混合铜矿石特性，巧妙应用矿山酸性废水清洗矿浆，然后控制硫化钠添加量，特别是在浮选作业过程中分次、分量添加，避免了浮选过程中矿泥对浮选矿化环境的恶化，有效抑制了矿泥和他组分的上浮，优化了矿化浮选环境，实现了高风化高泥化硫氧混合铜矿石中有价组分的高效、低成本富集。

Description

一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法
技术领域
本发明涉及金属矿物选矿技术领域，具体涉及一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法。
技术背景
高风化高泥化硫氧混合铜矿石具备以下特点：1原矿石风化、泥化严重，入磨原矿中细粒级的粉状矿石较多，块矿较少，入选矿浆中-0.03mm粒级含量达50%以上；2原矿石中铜氧化率为16%~20%，其中氧化铜矿物大部分为结合氧化铜和包裹铜；3脉石矿物主要由硅灰石、透辉石、磷灰石、钙铁榴石、钙铁辉石组成，还含有一定量的方解石、铁白云石，这些脉石矿物与石英相比硬度较低，在磨矿过程中易产生泥化现象，浮选过程中易造成矿泥包裹，对铜的浮选造成较大不利影响。
采用传统的浮选工艺，存在的问题具体表现为：1）因入选矿浆泥化严重，导致浮选捕收剂消耗量较大，药剂成本较高；2）粗泡、扫泡的富集比较低，浮选中矿循环量较大；3）矿泥在浮选流程中不断富集，造成浮选矿化环境恶化、浮选生产指标明显下降；4）受矿泥的影响，精矿、尾矿浓密作业的溢流水“跑浑”严重，造成金属流失和回水管路易堵等。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法，以解决现有技术对高风化高泥化硫氧混合铜矿石浮选矿化环境差、药剂成本高、生产指标低等突出问题。
本发明解决技术问题的技术方案为：一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法，该方法方法包括如下步骤：
步骤1：矿浆的制备及铜粗选，将高风化高泥化硫氧混合铜矿石与石灰干粉、硫化钠、与矿石相同质量的水一起送入球磨机研磨至-0.074mm粒级占全粒级的70%~80%，石灰干粉添加量为300～500克/吨原矿、硫化钠添加量为100～150克/吨原矿；向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为35%～37%，加入丁基黄药、酯-305，丁基黄药加入量80～90克/吨原矿、酯-305加入量40～50克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选I作业，获得铜粗精矿1和粗选I尾矿，在粗选I尾矿中加入硫化钠、丁基黄药，硫化钠加入量20～30克/吨原矿、丁基黄药加入量20～30克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选II作业，获得铜粗精矿2和粗选II尾矿；
步骤2：铜扫选，在步骤2铜粗选II尾矿中加入矿山酸性废水，该矿山酸性废水PH值=3~4，加入量20~50g/t，搅拌3min，再加入硫化钠、丁基黄药、酯-305，硫化钠加入量10～20克/吨原矿、丁基黄药加入量10～15克/吨原矿、酯-305加入量0～5克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选I作业，获得扫选I泡沫产品和扫选I尾矿，将扫选I尾矿中加入硫化钠、酯-305，硫化钠加入量10～20克/吨原矿、酯-305加入量0～5克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选II作业，获得扫选II泡沫和浮选尾矿；
步骤3：铜精选，将步骤2生产的铜粗精矿1和铜粗精矿2合并后，加入硫化钠溶液、酯-305，硫化钠溶液中硫化钠含有量10～20克/吨原矿、酯-305加入量5～10克/吨原矿，搅拌成浆，矿浆质量浓度为30%～35%，进行铜精选I作业，获得铜精选I泡沫和精选I尾矿，铜矿精选I泡沫直接进行铜精选II作业，获得合格的铜精矿产品。
本发明的有益效果在于：步骤2矿山酸性废水的加入，有效清洗了微细粒矿物表明，将浮选介质调节至PH=7~7.5左右；采用步骤1~3，少量多次添加硫化钠降低了浮选矿浆电位，抑制了矿泥在矿物表面的吸附和上浮，优化了铜矿物浮选矿化环境，特别是在粗选II作业和扫选、精选I作业中添加，大幅度降低了微细粒矿泥在浮选中矿中的富集，有效的解决了高风化、高泥化矿石对浮选环境造成的不利影响。
具体实施方式
本发明“一种从高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法”具体实施方式如下：
步骤1矿浆的制备及铜粗选：将高风化高泥化硫氧混合铜矿石与石灰干粉、硫化钠送入球磨机研磨至-0.074mm粒级占全粒级的70%；向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为35%~37%，加入丁基黄药、酯-305，搅拌2min，进行铜粗选I作业，获得铜粗精矿1和粗选I尾矿，在粗选I尾矿中加入硫化钠，丁基黄药，拌2min，进行铜粗选II作业，获得铜粗精矿2和粗选II尾矿。
步骤3铜扫选：在步骤2铜粗选II尾矿中加入矿山酸性废水200ml/t原矿后搅拌3min，然后再加入硫化钠、丁基黄药、酯-305，搅拌2min，进行铜扫选I作业，获得扫I泡沫产品和扫选I尾矿，将扫选I尾矿中加入硫化钠、酯-305，搅拌2min，进行铜扫选II作业，获得扫选II泡沫和浮选尾矿。
步骤4铜精选：将步骤2生产的铜粗精矿1和铜粗精矿2合并后，加入硫化钠溶液进行铜精选I作业，获得铜精I泡沫和精I尾矿，铜矿精I泡沫直接进行铜精选II作业，获得合格的铜精矿产品。
实施例1
一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法，该方法方法包括如下步骤：
步骤1：矿浆的制备及铜粗选，将高风化高泥化硫氧混合铜矿石与石灰干粉、硫化钠送入球磨机研磨至-0.074mm粒级占全粒级的70%，石灰干粉添加量为300克/吨原矿、硫化钠添加量为100克/吨原矿；向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为35%，加入丁基黄药、酯-305，丁基黄药加入量80克/吨原矿、酯-305加入量40克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选I作业，获得铜粗精矿1和粗选I尾矿，在粗选I尾矿中加入硫化钠、丁基黄药，硫化钠加入量20克/吨原矿、丁基黄药加入量20克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选II作业，获得铜粗精矿2和粗选II尾矿；
步骤2：铜扫选，在步骤2铜粗选II尾矿中加入PH=7.5的矿山酸性废水100ml/t，搅拌3min，再加入硫化钠、丁基黄药、酯-305，硫化钠加入量10～20克/吨原矿、丁基黄药加入量10克/吨原矿、酯-305加入量1克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选I作业，获得扫选I泡沫产品和扫选I尾矿，将扫选I尾矿中加入硫化钠、酯-305，硫化钠加入量10克/吨原矿、酯-305加入量1克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选II作业，获得扫选II泡沫和浮选尾矿；
步骤3：铜精选，将步骤2生产的铜粗精矿1和铜粗精矿2合并后，加入硫化钠溶液、酯-305，硫化钠溶液中硫化钠含有量10克/吨原矿、酯-305加入量5克/吨原矿，搅拌成浆，矿浆质量浓度为35%，进行铜精选I作业，获得铜精选I泡沫和精选I尾矿，铜矿精选I泡沫直接进行铜精选II作业（此时不再另加药剂），获得合格的铜精矿产品。
经检测本实施例1所述的高风化高泥化硫氧混合铜矿石中铜品位为0.92%，金品位为0.42g/t、银品位为22.43g/t，铜氧化率为16.12%；经本发明方法可获实现金银的有效富集，经闭路浮选，铜精矿中含铜24.34%、金12.3g/t、银435.6g/t，铜回收率82.12%。
对照例1
采用传统的浮选工艺，对实例1中同一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石与相同质量的水、石灰干粉300g/t一起送入球磨机研磨，磨至-0.074mm粒级占全粒级的70%，矿浆质量浓度为35%；在矿浆中加丁基黄药总量为140克/吨原矿，松醇油（原液）加入总量为60克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌2min，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物浮选，经两次粗选、两次精选、两次扫选，中矿顺序返回的闭路浮选工艺获得铜精矿。
经检测本对照例1所述的高风化高泥化硫氧混合铜矿石中铜品位为0.92%，金品位为0.42g/t、银品位为22.43g/t，铜氧化率为16.12%；经本对照例1的传统浮选工艺可获得铜精矿中含铜21.23%、金9.12g/t、银412.5g/t，铜回收率为76.12%。铜精矿中铜品位和回收率均不理想，且生产实践中造成溢流水“跑浑”，浮选流程中循环泥量逐渐增大，造成生产不稳定。
实施例2
一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法，该方法方法包括如下步骤：
步骤1：矿浆的制备及铜粗选，将高风化高泥化硫氧混合铜矿石与石灰干粉、硫化钠送入球磨机研磨至-0.074mm粒级占全粒级的80%，石灰干粉添加量为300～500克/吨原矿、硫化钠添加量为150克/吨原矿；向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为37%，加入丁基黄药、酯-305，丁基黄药加入量90克/吨原矿、酯-305加入量50克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选I作业，获得铜粗精矿1和粗选I尾矿，在粗选I尾矿中加入硫化钠、丁基黄药，硫化钠加入量30克/吨原矿、丁基黄药加入量30克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选II作业，获得铜粗精矿2和粗选II尾矿；
步骤2：铜扫选，在步骤2铜粗选II尾矿中加入PH值=7的矿山酸性废水150ml/t原矿，搅拌3min，再加入硫化钠、丁基黄药、酯-305，硫化钠加入量20克/吨原矿、丁基黄药加入量15克/吨原矿、酯-305加入量5克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选I作业，获得扫选I泡沫产品和扫选I尾矿，将扫选I尾矿中加入硫化钠、酯-305，硫化钠加入量20克/吨原矿、酯-305加入量0～5克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选II作业，获得扫选II泡沫和浮选尾矿；
步骤3：铜精选，将步骤2生产的铜粗精矿1和铜粗精矿2合并后，加入硫化钠溶液、酯-305，硫化钠溶液中硫化钠含有量20克/吨原矿、酯-305加入量10克/吨原矿，搅拌成浆，矿浆质量浓度为30%，进行铜精选I作业，获得铜精选I泡沫和精选I尾矿，铜矿精选I泡沫直接进行铜精选II作业（此时不再另加药剂），获得合格的铜精矿产品。
经检测本实施例2所述的高风化高泥化硫氧混合铜矿石中铜品位为1.08%，金品位为0.35g/t、银品位为26.84g/t，铜氧化率为19.76%；经本发明方法可获铜精矿中含铜25.45%、金11.3g/t、银523.7g/t，铜回收率77.45%。
对照例2
采用传统的浮选工艺，对实例2中同一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石与相同质量的水、石灰干粉500g/t一起送入球磨机研磨，磨至-0.074mm粒级占全粒级的70%，矿浆质量浓度为37%；在矿浆中加丁基黄药总量为150克/吨原矿，松醇油（原液）加入总量为80克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌2min，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物浮选，经两次粗选、两次精选、两次扫选，中矿顺序返回的闭路浮选工艺获得铜精矿。
经检测本对照例2所述的高风化高泥化硫氧混合铜矿石中铜品位为1.08%，金品位为0.35g/t、银品位为26.84g/t，铜氧化率为19.76%；经本对照例2的传统浮选工艺可获得铜精矿中含铜18.65%、金10.75g/t、银465.47g/t，铜回收率为70.12%。

Claims (1)

1.一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法，该方法方法包括如下步骤：
步骤1：矿浆的制备及铜粗选，将高风化高泥化硫氧混合铜矿石与石灰干粉、硫化钠、与矿石相同质量的水一起送入球磨机研磨至-0.074mm粒级占全粒级的70%~80%，石灰干粉添加量为300～500克/吨原矿、硫化钠添加量为100～150克/吨原矿；向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为35%～37%，加入丁基黄药、酯-305，丁基黄药加入量80～90克/吨原矿、酯-305加入量40～50克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选I作业，获得铜粗精矿1和粗选I尾矿，在粗选I尾矿中加入硫化钠、丁基黄药，硫化钠加入量20～30克/吨原矿、丁基黄药加入量20～30克/吨原矿，搅拌2min，进行铜粗选II作业，获得铜粗精矿2和粗选II尾矿；
步骤2：铜扫选，在步骤2铜粗选II尾矿中加入矿山酸性废水，该矿山酸性废水PH值=3~4，加入量20~50g/t，搅拌3min，再加入硫化钠、丁基黄药、酯-305，硫化钠加入量10～20克/吨原矿、丁基黄药加入量10～15克/吨原矿、酯-305加入量0～5克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选I作业，获得扫选I泡沫产品和扫选I尾矿，将扫选I尾矿中加入硫化钠、酯-305，硫化钠加入量10～20克/吨原矿、酯-305加入量0～5克/吨原矿，搅拌2min，进行铜扫选II作业，获得扫选II泡沫和浮选尾矿；
步骤3：铜精选，将步骤2生产的铜粗精矿1和铜粗精矿2合并后，加入硫化钠溶液、酯-305，硫化钠溶液中硫化钠含有量10～20克/吨原矿、酯-305加入量5～10克/吨原矿，搅拌成浆，矿浆质量浓度为30%～35%，进行铜精选I作业，获得铜精选I泡沫和精选I尾矿，铜矿精选I泡沫直接进行铜精选II作业，获得合格的铜精矿产品。
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