CN108160313B - 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法 - Google Patents

一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN108160313B
CN108160313B CN201711398316.0A CN201711398316A CN108160313B CN 108160313 B CN108160313 B CN 108160313B CN 201711398316 A CN201711398316 A CN 201711398316A CN 108160313 B CN108160313 B CN 108160313B
Authority
CN
China
Prior art keywords
agent
fine fraction
flotation
collecting agent
cupric oxide
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
CN201711398316.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN108160313A (zh
Inventor
顾帼华
陈志翔
王晖
朱仁锋
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.)
Central South University
Original Assignee
Central South University
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 Central South University filed Critical Central South University
Priority to CN201711398316.0A priority Critical patent/CN108160313B/zh
Publication of CN108160313A publication Critical patent/CN108160313A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN108160313B publication Critical patent/CN108160313B/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
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • 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
    • B03D1/002—Inorganic 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
    • B03D1/001—Flotation agents
    • B03D1/004—Organic compounds
    • B03D1/012—Organic compounds containing sulfur
    • 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
    • B03D1/004—Organic compounds
    • B03D1/016—Macromolecular 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
    • B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/002—Coagulants and Flocculants
    • 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
    • B03D2201/02—Collectors
    • 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
    • B03D2201/04—Frothers
    • 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
    • B03D2203/04—Non-sulfide ores

Landscapes

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

Abstract

本发明属于矿物浮选技术领域，具体公开了一种氧化铜矿粗细分级‑强化细粒级硫化浮选的方法，氧化铜矿原矿经磨矿、分级成为粗粒级和细粒级两部分，所述的粗细两部分的分级粒度为0.025～0.038mm之间；将分级获得的粗粒级部分和细粒级部分分别进行调浆、浮选；收集并合并两部分浮选的精矿，得铜精矿；浮选过程中，用于细粒级部分浮选的浮选药剂至少包含絮凝捕收剂；所述的絮凝捕收剂为黄化改性的纤维素。本发明可消除原生矿泥和次生矿泥对粗矿物颗粒浮选造成的影响，强化微细有用矿物颗粒(≤10～20um)硫化浮选，显著提高了该类型矿石的选矿效率。本发明具有综合回收率高、成本低等优点，市场潜力巨大，前景广阔。

Description

一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法
技术领域
本发明涉及选矿或矿物加工技术领域，特别是一种絮凝捕收剂制备及在氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的的应用。
背景技术
氧化铜矿是铜矿资源的重要组成部分，目前硫化浮选是处理氧化铜矿的最主要方法之一，为了提高选矿效率，针对该方法主要在选矿药剂方面做了大量的工作，包括对促进硫化的活化剂、硫化后氧化铜的捕收剂以及脉石矿物抑制剂等的开发。已有研究表明氧化铜矿物的硫化剂有Na2S、NaHS及CaS，最常使用的活化剂是Na2S。强化硫化作用的活化剂分为无机和有机活化剂两类，无机活化剂主要有硫酸铵、氯化铵等，有机活化剂常见药剂包括磷酸乙二胺、邻二氮菲、苯丙三三唑等，它们与硫化剂一起使用，可促进硫化剂的硫化作用并防止因硫化剂过量对活化后氧化铜矿的抑制。硫化浮选的捕收剂主要有黄药及其衍生类捕收剂，例如Y-89系列新型黄药。螯合捕收剂在硫化浮选中运用也非常广泛，例如四川有色冶金研究院研制的B-130捕收剂，北京矿冶研究院研发的BJ-60等。在脉石的抑制方面，目前已被证实有效的抑制剂主要有：羧甲基纤维素(俗称CMC)、腐植酸钠、水玻璃以及六偏磷酸钠等，实际应用中常选择两种或两种以上的抑制剂组合使用。虽然学者们在氧化铜矿浮选理论和实践方面做了大量的研究工作，并在实际生产中得到了应用。但是针对具有品位低、嵌布粒度细、粒度分布不均匀、泥质脉石含量高等特点的氧化铜矿，存在精矿品位低、回收率不高的问题，如何消除泥质脉石对精矿品位影响以及微细粒级铜矿物有效回收是该类型氧化铜矿浮选工艺急需解决的问题和面临的挑战。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术存在的问题，提供一种高效回收低品位氧化铜矿的选矿方法，通过粗细分级-强化细粒级氧化铜矿硫化浮选，提高氧化铜矿的综合回收率。
本发明人通过多年对氧化铜矿浮选的潜心研究和实际应用中发现，由于铜矿物在矿石中以细粒级或微细粒级存不均匀嵌布；矿石中含-20微米原生矿泥含量高，且风化蚀变脉石矿物在磨矿中易泥化等问题，严重影响了氧化铜矿选矿效率和浮选回收率。为解决该技术问题，本发明人提出了一种粗细分级-强化细粒级氧化铜矿硫化浮选，具体如下：
一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，氧化铜矿原矿经磨矿、分级成为粗粒级和细粒级两部分，所述的粗细两部分的分级粒度为0.025～0.038mm之间；将分级获得的粗粒级部分和细粒级部分分别进行调浆、浮选；收集并合并两部分浮选的精矿，得铜精矿；
浮选过程中，用于细粒级部分浮选的浮选药剂至少包含絮凝捕收剂；所述的絮凝捕收剂为黄化改性的纤维素。
本发明的关键在于，首次提供分级浮选思路，在该浮选思路下，再配合本发明创新的絮凝捕收剂，可明显提升浮选效果。本发明人发现，氧化铜矿石经球磨后，按所述的分级条件分成粗、细两部分，然后分别进行浮选；结合本发明所独创性选用的具有选择性絮凝作用的捕收剂(絮凝捕收剂)，可明显强化细粒级部分的浮选效果，进而明显提高氧化铜矿的综合回收率。
本方法适用于各种矿床类型的氧化铜矿，特别是对矿石氧化率大于45％，含泥量大于50％的氧化铜矿矿石。
作为优选，所述的粗细两部分的分级粒度为0.025～0.038mm之间。
本发明技术，特别适合细粒嵌布的氧化铜矿的高效浮选，例如，可用于现有技术难于高效处理的粒径小于0.02mm的占16.5％氧化铜矿的回收。
本发明中，对原矿进行磨细的方法可采用现有技术。
本发明中，可采用现有方法对磨细的原矿进行分级；优选采用水力分级方法进行分级，以0.025～0.038mm为界线，底部沉砂为粗粒级部分，溢流浆液为细粒级部分。例如，将磨细后的原矿矿浆以某确定分离粒度(0.025～0.038mm之间)为界线得到粗粒沉砂(粗粒级部分)和细粒溢流(细粒级部分)。
作为优选，粗粒级部分浮选前用水调浆，并控制得到的矿浆的浓度为30％～40％。例如，实际生产过程中，粗粒级部分进入搅拌槽后加水调整矿浆浓度为30％～40％。
调整矿浆浓度后，向矿浆中添加浮选药剂，进行粗粒部分的浮选。作为优选，用于粗粒级部分的浮选药剂包括捕收剂A；所述的捕收剂A为Z-200、戊基黄药、Y-89以及异丁基黄药中的至少一种。
作为优选，捕收剂A为Z-200和戊基黄药的复合物。研究发现，采用复合有Z-200和戊基黄药的捕收剂A，可进一步提升捕收效果。
作为优选，捕收剂A为质量比为1～3：2～5的Z-200和戊基黄药。在该优选质量比的捕收剂A下，捕收效果最佳。
进一步优选，捕收剂A为质量比为1∶2的Z-200和戊基黄药。
作为优选，捕收剂A的添加量为500g/t～800g/t。
用于粗粒级部分的浮选药剂还包括活化剂A和硫化剂A。
作为优选，所述的活化剂A为硫酸铵、磷酸乙二胺、氯化铵、碳酸氢铵中的至少一种。
作为优选，所述的活化剂A的添加量为600g/t～1000g/t。
作为优选，所述的硫化剂A为硫化钠、硫氢化钠及硫化钙中的至少一种。
作为优选，所述的硫化剂A的添加量为800g/t-1200g/t。
更进一步优选，粗粒级浮选采用硫酸铵为活化剂，硫化钠为硫化剂，总用量分别为500g/t～800g/t和800g/t-1200g/t；捕收剂为Z-200和戊基黄药按照质量比1：2组成，添加总量为500g/t～800g/t。
本发明中，将分级得到的细粒级部分经预先脱泥或不脱泥处理后浓缩并调整矿浆浓度为30％～35％。例如，将细粒级部分经预先脱泥或不脱泥处理后浓缩进入搅拌槽，矿浆浓度为30％～35％。
本发明独创性的选用所述的絮凝捕收剂用于细粒级部分的浮选，其具有优异的絮凝捕收效果，可明显强化细粒级部分矿物的浮选。
本发明所述的絮凝捕收剂由纤维素经碱化、黄化改性的产物。
本发明人研究发现，将黄化改性的纤维素作为浮选捕收剂，可表现出良好的捕收效果；特别是具有絮凝和捕收的双重效果。
本发明所述的絮凝捕收剂，为具有式1结构化合物中的至少一种：
式1中，R1、R2任一基团为另一基团为H、Me或Me为Na或K；m为100-300。
Me进一步优选为Na。
作为优选，所述的絮凝捕收剂为式1-A、式1-B、式1-C中的任一种；
作为优选，所述的絮凝捕收剂为式1-B化合物；在该优选结构上的絮凝捕收剂的絮凝、捕收效果更优。
本发明所述的絮凝捕收剂，以纤维素为原料，经碱化、黄化反应后，即得所述的絮凝捕收剂。先将纤维素和碱液进行碱化处理，随后再和CS2进行黄化反应，即得到所述的絮凝捕收剂。
作为优选，所述的絮凝捕收剂分子量小于或等于5万(优选为1.6-4.8万)；黄化取代度(取代的比例)不小于0.7％，例如黄化的取代度为1.0-1.2％。
本发明所述的絮凝捕收剂具有絮凝、捕收双重效果；适合于各类矿物的浮选，特别适合粒径较小的矿物的浮选，进一步优选采用所述的絮凝捕收剂作为浮选捕收剂，用于粒径小于0.038mm的矿物的浮选。
作为优选，用于细粒级部分浮选的浮选药剂中，还包含捕收剂B，捕收剂B为具有式2结构化合物中的一种或多种；
R3为C4～C8的直链或支链烷烃基。
捕收剂B优选为包含C4～C8的直链和支链烷烃基的多种捕收剂的混合物。研究表明，采用絮凝捕收剂和捕收剂B复合的捕收剂，药剂对微细有用矿物颗粒(≤10～20um)具有选择性絮凝作用，增大了其表观粒径；并在两种药剂的协同作用下强化了对硫化后微细粒氧化铜矿的选择性捕收作用，从而进一步提高细粒级部分浮选效率。
作为优选，絮凝捕收剂和捕收剂B的质量比为1∶1～7。研究表明若絮凝捕收剂用量过大，复合捕收剂的捕收能力大幅度降低；而当捕收剂B用量过大时，精矿产品质量下降。
进一步优选，絮凝捕收剂和捕收剂B的质量比为1∶3～7。在该优选的范围下，协同效果更优，捕收效果更优。
最优选，絮凝捕收剂和捕收剂B优选的质量比为1∶5。
作为优选，絮凝捕收剂和捕收剂B的添加总量为300～600g/t。
作为优选，用于细粒级部分浮选的浮选药剂中，还包含细粒浮选分散剂、活化剂B、硫化剂B和起泡剂；
所述的细粒浮选分散剂为水玻璃、六偏磷酸钠、硅氟酸钠、羧甲基纤维素中的至少一种。
作为优选，细粒浮选分散剂的添加量为500g/t～1000g/t。
作为优选，所述的活化剂B为硫酸铵、磷酸乙二胺中的至少一种。
作为优选，所述的活化剂B的添加量为800g/t～1000g/t。
作为优选，硫化剂B为硫化钠、硫氢化钠及硫化钙中的至少一种。
作为优选，硫化剂B的添加量为800g/t-1200g/t。
作为优选，起泡剂为MIBC、松醇油、W-701中的至少一种。
作为优选，起泡剂的添加量为10g/t-30g/t。
本发明一种优选的细粒级部分的浮选方法，采用了水玻璃作为细粒浮选分散剂，添加量为500g/t～800g/t；采用硫酸铵或磷酸乙二胺为活化剂，硫化钠为硫化剂，总用量分别为800g/t～1000g/t和800g/t-1200g/t；
有益效果：
本发明独创性地提供了一种具有絮凝捕收剂；采用该絮凝捕收剂特别适用于粒径较小矿物的浮选。本发明还提供了一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选提高选矿效率的方法，原矿经磨矿后对矿浆进行分级，粗粒级部分和细粒级部分进入不同体系进行分别浮选，该措施可以消除原生矿泥和次生矿泥对粗矿物颗粒浮选造成的不良影响，显著提高粗颗粒矿物的分选效率；在细粒级浮选中，溢流矿浆经预先脱泥或不脱泥处理后浓缩，通过采用具有选择性絮凝作用的高效组合捕收剂，使微细有用矿物颗粒(≤10～20um)絮凝成团，增大其表观粒径，实现微细粒难选氧化铜矿物的回收，并最终达到提高铜矿物综合回收率的目的。该技术方案具有综合回收率高、成本低等优点，市场潜力巨大，前景广阔。
附图说明
图1为本发明的工艺原则流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明，下文将结合较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
以下实施例或对比例中，所选用的结构式1絮凝捕收剂通过以下方法得到：取一定浓度的NaOH溶液120mL置于1000mL烧瓶中；称取3g粉末状纤维素(分子量为8-20万)缓慢加入烧瓶中并搅拌，搅拌速度控制在400r/min；采用恒温水浴加热，使纤维素充分碱化。碱化完成后，在制得的碱纤维素中加入80mL的NaOH溶液，控制反应温度，并逐滴滴加CS2，持续搅拌，使碱纤维充分黄化，反应完全后产物即所述捕收剂。制备过程中的条件为：NaOH浓度20wt％、碱化时间为1.5h、CS2用量1.2mL/g，黄化时间4h，黄化温度30℃时；得到的絮凝捕收剂，取代度为0.7～1.2％。絮凝捕收剂的分子量为1.6-4.8万。
所述的捕收剂B，为式2所述结构的化合物的混合物，其中R3为C4～C8的直链或支链烷烃基；由昆明冶金研究院提供，牌号为A5。
实施例1：
一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选提高选矿效率的方法，包括如下步骤：
新疆某氧化铜矿矿石氧化率为71.30％，以自由氧化铜为主，结合氧化铜含量不高为4.73％；硫化铜矿占28.70％，以次生硫化铜为主。矿石中的氧化铜矿物主要有蓝铜矿、孔雀石、赤铜矿；硫化铜矿物主要是辉铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿，另有少量的黄铜矿和斑铜矿；脉石矿物主要是石英和方解石，其次是白云石、绿泥石、云母、长石、石膏和闪石。原矿含铜品位1.93％，矿石中铜矿物存典型不均匀细粒嵌布，其中粒径小于0.02mm的占16.5％，粒径为0.02mm～0.2mm的占67.3％，粒径大于0.2mm的占16.2％，矿石原生矿泥含量达571％。
矿石经破碎、磨矿后，磨矿细度为-0.074mm占90％的矿浆进入分级设备，按分离粒度0.025mm分为粗粒级和细粒级两部分，然后按照流程图1分别进行分选。粗粒级分选系统，调节粗选前搅拌桶矿浆浓度为38％；浮选采用的药剂制度为：粗选1依次添加活化剂硫酸铵800g/t与硫化剂Na2S 1000g/t，组合捕收剂Z-200125g/t+戊黄药250g/t；粗选2添加组合捕收剂Z-20080g/t+戊黄药160g/t；扫选1和扫选2各添加组合捕收剂Z-20025g/t+戊黄药50g/t；两次粗选泡沫产品合并得到的铜粗精矿经三次精选获得最终铜精矿。细粒级矿浆浓缩但不脱泥，分选系统矿浆浓度为30％；浮选采用的药剂制度为：粗选1添加分散剂水玻璃800g/t，活化剂磷酸乙二胺1000g/t与硫化剂Na2S 1200g/t，添加絮凝捕收剂50g/t+捕收剂B250g/t，起泡剂MIBC30g/t；粗选2添加絮凝捕收剂25g/t+捕收剂B 125g/t，起泡剂MIBC10g/t；扫选1和扫选2各添加絮凝捕收剂5g/t+捕收剂B 25g/t；两次粗选泡沫产品合并得到的铜粗精矿经四次精选获得最终铜精矿，精选1添加捕收剂B 10g/t。通过采用上述流程和药剂制度获得了最终铜精矿品位18.56％，回收率87.29％的优良指标。
实施例2：
和实施例1相比，区别仅在于，粗粒级部分浮选过程中采用组合捕收剂Z-200+戊黄药的质量比为1∶1，捕收剂总用量不变；获得了最终铜精矿品位为18.23％，回收率86.15％的选矿指标。
实施例3：
和实施例1相比，区别仅在于，粗粒级部分浮选过程中采用单一捕收剂Z-200，捕收剂用量与实施例1中组合捕收剂用量一致。获得了最终铜精矿品位为16.47％，回收率85.98％的选矿指标。
实施例4：
和实施例1相比，区别仅在于，细粒级部分浮选过程中采用单一絮凝捕收剂，药剂用量与实施例1总用量保持一致。获得了最终铜精矿品位17.61％，回收率74.83％的选矿指标。
实施例5：
和实施例1相比，区别仅在于，细粒级部分浮选过程中采用组合捕收剂(絮凝捕收剂+捕收剂B)，按质量比为1∶1加入，捕收剂总量保持不变。获得了最终铜精矿品位18.20％，回收率84.54％的选矿指标。
对比例1：
本对比例探讨：为采用本发明的分级浮选，具体操作如下：
矿石性质与实施例1相同，区别在于，采用常规分选工艺，矿石经破碎、磨矿后，磨矿细度为-0.074mm占90％的矿浆不分级直接进入浮选系统分选。浮选体系矿浆浓度为27.32％；采用硫化钠作为硫化剂，用量为5000g/t；六偏磷酸钠作为矿泥抑制剂，用量为500g/t；丁黄药作为捕收剂，用量为800g/t；松醇油作为起泡剂，用量为75g/t。经过三粗三扫两精获得的最终铜精矿品位为18.89％，回收率70.13％。
对比例2：
本对比例探讨，采用细粒部分未添加本发明的絮凝捕收剂，具体操作如下：
和实施例1相比，区别仅在于，细粒级部分浮选过程中采用单一捕收剂B，药剂用量与实施例1总用量保持一致。获得了最终铜精矿品位18.65％，回收率77.25％的选矿指标。
对比例3：
本对比例探讨，采用细粒部分浮选过程中，采用常规捕收剂，具体如下：
和实施例1相比，区别仅在于，细粒级部分浮选过程中采用Z-200+戊基黄药组合捕收剂，质量比为1∶2，捕收剂总用量与实施例1一致。获得了最终铜精矿品位17.30％，回收率79.59％的选矿指标。
实施例6：
一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级提高选矿效率硫化浮选的方法，包括如下步骤：
采用实施例1相同的矿样，与实施例1不同的是细粒级部分在浓缩过程进行了脱泥。粗粒级分选流程及药剂制度和条件也与实施例1相同。但细粒级部分因脱泥，药剂制度略有调整，具体如下：细粒级分选系统矿浆浓度为35％，药剂制度为：粗选1添加分散剂水玻璃600g/t，活化剂磷酸乙二胺500g/t与硫化剂Na2S 900g/t，添加捕收剂B 150g/t+絮凝捕收剂30g/t，起泡剂MIBC30g/t；粗选2添加捕收剂B 50g/t+絮凝捕收剂10g/t，起泡剂MIBC10g/t；扫选1和扫选2各添加捕收剂B25g/t+絮凝捕收剂5g/t；两次粗选泡沫产品合并得到的铜粗精矿经三次精选获得最终铜精矿，精选1添加捕收剂B10g/t。最终获得铜精矿品位为19.48％，回收率为87.17％的优良指标。细粒级采用脱泥和不脱泥方案分选，在回收率相当的情况，精矿品位得到提高。
实施例7：
一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级提高选矿效率硫化浮选的方法，包括如下步骤：
云南某氧化铜矿矿石氧化率高达82％以上，其中自由氧化铜占73.22％，结合氧化铜含量为9.46％；硫化铜矿占17.32％，以次生硫化铜为主。主要氧化铜矿物为孔雀石、赤铜矿、蓝铜矿及硅孔雀石；硫化铜矿物为辉铜矿和铜蓝；脉石矿物主要为石英、斜长石和方解石，其次为绢云母、白云母等。原矿石含铜1.52％，矿石中铜矿物存典型不均匀细粒嵌布，其中粒径小于0.02mm的占20.7％，矿石含泥量为54.37％。
矿石经破碎、磨矿后，磨矿细度为-0.074mm占90％的矿浆进入分级设备，按分离粒度0.025mm分为粗粒级和细粒级两部分，然后按照流程图1分别进行分选。粗粒级分选系统，调节粗选前搅拌桶矿浆浓度为35％；浮选采用的药剂制度为：粗选1依次添加活化剂硫酸铵800g/t与硫化剂Na2S 1200g/t，组合捕收剂Z-200150g/t+戊黄药300g/t；粗选2添加组合捕收剂Z-20050g/t+戊黄药100g/t；扫选1和扫选2各添加组合捕收剂Z-20030g/t+戊黄药60g/t；两次粗选泡沫产品合并得到的铜粗精矿经三次精选获得最终铜精矿，精选1添加Z-2005g/t。细粒级矿浆浓缩但不脱泥，分选系统矿浆浓度为30％；浮选采用的药剂制度为：粗选1添加分散剂水玻璃1000g/t，活化剂磷酸乙二胺800g/t与硫化剂Na2S 1200g/t，添加捕收剂B 250g/t+絮凝捕收剂50g/t，起泡剂MIBC30g/t；粗选2添加捕收剂B 100g/t+絮凝捕收剂20g/t，起泡剂MIBC10g/t；扫选1和扫选2各添加捕收剂B 25g/t+絮凝捕收剂5g/t；两次粗选泡沫产品合并得到的铜粗精矿经四次精选获得最终铜精矿，精选1和精选2前各添加捕收剂B5g/t。通过采用上述流程和药剂制度获得了最终铜精矿品位19.08％，回收率86.82％的优良指标。
实施例8：
一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级提高选矿效率硫化浮选的方法，包括如下步骤：
采用实施例3相同的矿样，与实施例3不同的是细粒级部分在浓缩过程进行了脱泥。粗粒级分选流程及药剂制度和条件也与实施例3相同。但细粒级部分因脱泥，药剂制度略有调整，具体如下：细粒级分选系统矿浆浓度为35％，药剂制度为：粗选1添加分散剂水玻璃600g/t，活化剂磷酸乙二胺500g/t与硫化剂Na2S 800g/t，添加捕收剂B200g/t+絮凝捕收剂40g/t，起泡剂MIBC30g/t；粗选2添加捕收剂B 150g/t+絮凝捕收剂30g/t，起泡剂MIBC10g/t；扫选1和扫选2各添加捕收剂B 25g/t+絮凝捕收剂5g/t；两次粗选泡沫产品合并得到的铜粗精矿经三次精选获得最终铜精矿，精选1添加捕收剂B 10g/t。最终获得铜精矿品位为20.27％，回收率为86.13％的优良指标。细粒级采用脱泥和不脱泥方案分选，在回收率相当的情况，精矿品位得到提高。
采用激光粒度仪对上述实施例中细粒浮选矿浆在使用絮凝捕收剂前后矿物颗粒的平均粒径进行检测，结果如下表所示：
使用前，um 使用后，um 粒度变化，um
实施例1 13.18 22.56 +9.38
实施例6 18.21 26.70 +8.49
实施例7 13.09 21.87 +8.78
实施例8 15.56 24.52 +8.96
根据上述数据可以得出，在运用本发明方法后，改善了粗粒铜矿物的可浮性；絮凝捕收剂的使用实现了微细粒矿物颗粒的选择性絮凝，大幅度提高了细粒浮选中矿物颗粒的平均粒径，从而充分地实现了这部分难处理微细粒矿物的回收，进一步提高了铜矿物的回收率，增加了生产效益。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，氧化铜矿原矿经磨矿、分级成为粗粒级和细粒级两部分，所述的粗细两部分的分级粒度为0.025～0.038mm之间；将分级获得的粗粒级部分和细粒级部分分别进行调浆、浮选；收集并合并两部分浮选的精矿，得铜精矿；
用于粗粒级部分的浮选药剂包括捕收剂A，还包括活化剂A和硫化剂A；
所述的捕收剂A为Z-200、戊基黄药、Y-89以及异丁基黄药中的至少一种；
所述的活化剂A为硫酸铵、磷酸乙二胺、氯化铵、碳酸氢铵中的至少一种；
所述的硫化剂A为硫化钠、硫氢化钠及硫化钙中的至少一种；
浮选过程中，用于细粒级部分浮选的浮选药剂至少包含絮凝捕收剂，还包含细粒浮选分散剂、活化剂B、硫化剂B和起泡剂；
所述的絮凝捕收剂为黄化改性的纤维素；
所述的絮凝捕收剂为具有式1结构化合物中的至少一种：
式1中，R1、R2任一基团为另一基团为H、Me或Me为Na或K；m为100-300；
黄化取代度不小于0.7％；
所述的细粒浮选分散剂为水玻璃、六偏磷酸钠、硅氟酸钠、羧甲基纤维素中的至少一种；
所述的活化剂B为硫酸铵、磷酸乙二胺中的至少一种；
硫化剂B为硫化钠、硫氢化钠及硫化钙中的至少一种；
起泡剂为MIBC、松醇油、W-701中的至少一种。
2.如权利要求1所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，捕收剂A为质量比为1～3：2～5的Z-200和戊基黄药。
3.如权利要求1或2所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，所述的活化剂A的添加量为600g/t～1000g/t；
所述的硫化剂A的添加量为800g/t-1200g/t；
捕收剂A的添加量为500g/t～800g/t。
4.如权利要求1所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，细粒级部分经预先脱泥或不脱泥处理后浓缩并调整矿浆浓度为30％～35％。
5.如权利要求1所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，以纤维素为原料，经碱化、黄化反应后，即得所述的絮凝捕收剂。
6.如权利要求1或5所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，所述的絮凝捕收剂分子量小于或等于5万。
7.如权利要求1或5所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，所述的絮凝捕收剂分子量为1.6-4.8万；黄化取代度为1.0-1.2％。
8.如权利要求1所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，用于细粒级部分的浮选药剂中，还包含捕收剂B，捕收剂B为具有式2结构化合物中的一种或多种；
其中，R3为C4～C8的直链或支链烷烃基。
9.如权利要求8所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，絮凝捕收剂和捕收剂B的质量比为1：1～7。
10.如权利要求8所述的氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法，其特征在于，用于细粒级部分浮选的浮选药剂中，
所述的细粒浮选分散剂的添加量为500g/t～1000g/t；
所述的活化剂B的添加量为800g/t～1000g/t；
硫化剂B的添加量为800g/t-1200g/t；
絮凝捕收剂和捕收剂B的添加总量为300g/t～600g/t；
起泡剂的添加量为10g/t～30g/t。
CN201711398316.0A 2017-12-21 2017-12-21 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法 Active CN108160313B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201711398316.0A CN108160313B (zh) 2017-12-21 2017-12-21 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201711398316.0A CN108160313B (zh) 2017-12-21 2017-12-21 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN108160313A CN108160313A (zh) 2018-06-15
CN108160313B true CN108160313B (zh) 2019-08-16

Family

ID=62523301

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201711398316.0A Active CN108160313B (zh) 2017-12-21 2017-12-21 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN108160313B (zh)

Families Citing this family (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109201311A (zh) * 2018-08-14 2019-01-15 湖南埃铝环保科技有限公司 一种高硫铝土矿脱硫方法
CN111036391B (zh) * 2019-11-20 2021-10-01 北京矿冶科技集团有限公司 一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法
CN111135958B (zh) * 2020-02-28 2021-08-20 湖南有色金属研究院 一种疏水絮凝团聚浮选微细粒孔雀石的方法
CN111282710B (zh) * 2020-03-04 2021-11-23 金川集团股份有限公司 一种贫难选镍铜矿的异步同选工艺
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
CN111632749A (zh) * 2020-04-28 2020-09-08 西北矿冶研究院 一种从氧化铜酸浸渣中回收氧化铜的选矿方法
CN111632746A (zh) * 2020-04-28 2020-09-08 西北矿冶研究院 一种提高氧化铜酸浸渣铜回收率的选矿方法
CN112337654A (zh) * 2020-10-16 2021-02-09 中南大学 一种金属离子盐水在极难选硫化铜金矿浮选分离中的应用
CN113731643B (zh) * 2021-09-13 2023-02-28 西安建筑科技大学 一种选择性聚团浮选回收氧化后细粒硫化铜矿物的方法
CN114534905B (zh) * 2022-02-17 2024-01-09 海南绿峰资源开发有限公司 一种石英砂尾泥回收利用方法
CN114713378B (zh) * 2022-03-10 2023-08-22 南方科技大学 一种开关型浮选药剂、制备方法及其应用
CN115672557B (zh) * 2022-10-28 2023-08-15 昆明理工大学 一种泥质氧化铜矿全粒级深度硫化-粗细粒分级强化浮选方法

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB738041A (en) * 1953-04-07 1955-10-05 Joseph John Kasevniak Improvements in or relating to the concentration of copper oxide ores
US4324654A (en) * 1978-10-12 1982-04-13 The Hanna Mining Company Recovery of copper from copper oxide minerals
CN1004873B (zh) * 1986-07-29 1989-07-26 陈民 用含纤维素的废料制备重金属捕集剂—的方法
CN100500299C (zh) * 2007-03-20 2009-06-17 武汉工程大学 一种磷矿浮选工艺
CN103555938B (zh) * 2013-10-29 2016-04-20 昆明理工大学 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法
CN106170343B (zh) * 2013-11-26 2017-10-17 华北理工大学 一种黄铜矿的选矿方法
CN106179762B (zh) * 2016-07-15 2018-07-24 昆明理工大学 一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法
CN106540800B (zh) * 2016-10-20 2018-12-14 昆明理工大学 一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法
CN107377200B (zh) * 2017-08-22 2019-05-07 苏州中材非金属矿工业设计研究院有限公司 一种高粘土细鳞片石墨的选矿提纯方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN108160313A (zh) 2018-06-15

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108160313B (zh) 一种氧化铜矿粗细分级-强化细粒级硫化浮选的方法
AU2020294218B2 (en) Method for intensive recovery of valuable components from rare earth tailings
CN105435966B (zh) 一种含易泥化脉石矿物硫化铜矿石的选矿方法
CN101884951B (zh) 细粒和微细粒锡石联合选矿工艺
CN102896037B (zh) 一种矿石中含离子态铜钴镍矿的选矿方法
CN102896050B (zh) 磁黄铁矿浮选抑制剂及制备、应用和硫化铜镍矿选矿方法
CN111495788B (zh) X射线智能优先选别含铜蓝硫化铜矿石的方法
CN105327772A (zh) 一种细粒嵌布钼矿的预先脱泥选矿方法
CN106179762B (zh) 一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法
CN105396698B (zh) 一种复合型季铵盐阳离子硅酸盐矿物捕收剂及其制备方法
CN110404667A (zh) 一种从风化高泥碳酸盐型铌多金属矿中回收富钙烧绿石的方法
CN103736569A (zh) 一种硫化矿的选矿方法
CN105597938A (zh) 一种白钨矿的选矿方法
US3570772A (en) Di(4-5 carbon branched primary alkyl) dithiophosphate promoters for the flotation of copper middlings
CN102029221B (zh) 一种多金属矿石选别工艺
CN110404666A (zh) 一种从风化蚀变碳酸盐型铌多金属矿中回收钡锶烧绿石的方法
CN103433142B (zh) 微细粒复杂脆硫锑铅矿的浮选方法
CN113617537A (zh) 一种硫化铜矿物与硫铁矿及易浮脉石浮选分离的方法
CN108325756A (zh) 一种富含方解石与毒重石的重晶石选矿方法
CN103878069B (zh) 一种辉钼矿的选矿方法
CN108262156A (zh) 高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法
CN113731637B (zh) 一种低品位混合型胶磷矿浮选方法
CN110216018A (zh) 一种高泥细粒氧化铜矿的选矿方法
CN113289768B (zh) 一种高效的芒硝石膏浮选提纯工艺
CN106269289A (zh) 一种氰渣破氰浮选黄铁矿的方法

Legal Events

Date Code Title Description
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