CN108499741A - 微细粒嵌部铜矿的浮选方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种微细粒嵌部铜矿的浮选方法。该浮选方法包括：将微细粒嵌部铜矿进行筛分，得到第一颗粒物和第二颗粒物，第一颗粒物的粒度小于等于0.038mm，第二颗粒物的粒度大于0.038mm；对第二颗粒物进行研磨，得到第三颗粒物，第三颗粒物中粒度≤0.074mm的部分占第三颗粒物总重量的80％或以上；及将第一颗粒物和第三颗粒物作为待浮选物料，将待浮选物料进行第一次浮选，得到第一铜精矿。通过对微细粒嵌部铜矿进行筛分和研磨处理，得到具有特定粒度的待浮选物料，这使得浮选过程中微细粒嵌部铜矿中的金属元素更容易被浮选出来，进而有利于提高金属的回收率。

Description

微细粒嵌部铜矿的浮选方法

技术领域

本发明涉及冶金领域，具体而言，涉及一种微细粒嵌部铜矿的浮选方法。

背景技术

世界氧化铜矿床和混合铜矿床占全部铜矿床的10～15wt％，约占总储量的25wt％。在我国的铜矿资源中，氧化铜矿约占25％。随着国民经济发展对铜的需求不断增加，高品位硫化铜矿资源日益减少，加强氧化铜矿石资源的选别综合利用十分重要。当前，氧化铜矿较难处理，较多采用湿法浸出的方式回收矿石中的铜，回收率在50～60％左右。主要的缺点有，原矿含泥量高，微细粒级矿物占比高，造成浸出过程中渗透性能差，耗酸高，浸出率低；酸浸法产生大量酸性工业废水，重金属离子含量高，对环境造成严重污染，处理成本高；酸浸过程中难以做到综合回收贵金属元素。

鉴于低品位微细粒级嵌部氧化铜矿石的复杂性，采用现有的方法进行冶炼时存在金属(如铜、金及银)的回收率低和成本高等问题。

发明内容

本发明的主要目的在于提供一种微细粒嵌部铜矿的浮选方法，以解决现有的方法进行冶炼时存在金属(如铜、金及银)的回收率低和成本高等问题。

为了实现上述目的，根据本发明的提供了一种微细粒嵌部铜矿的浮选方法，浮选方法包括：将微细粒嵌部铜矿进行筛分，得到第一颗粒物和第二颗粒物，第一颗粒物的粒度小于等于0.038mm，第二颗粒物的粒度大于0.038mm；对第二颗粒物进行研磨，得到第三颗粒物，第三颗粒物中颗粒的粒度≤0.074mm的部分占第三颗粒物总重量的80％或以上；及将第一颗粒物和第三颗粒物作为待浮选物料，将待浮选物料进行第一次浮选，得到第一铜精矿。

进一步地，第一次浮选过程还包括：将第一调整剂、第一捕收剂、第一起泡剂与待浮选物料进行调浆，得到第一矿浆；将第一矿浆进行第一次浮选，得到第一铜精矿。

进一步地，第一调整剂选自硫化钠和/或水玻璃；优选地，当第一调整剂为硫化钠时，第一调整剂与第一矿浆的重量比为5～10:100000；当第一调整剂为水玻璃时，第一调整剂与第一矿浆的重量比为50～55:100000；当第一调整剂为硫化钠和水玻璃的混合物时，第一调整剂与第一矿浆的重量比为55～65:100000。

进一步地，第一捕收剂选自丁铵黑药和/或硫氨酯；优选地，第一捕收剂与第一矿浆的重量比为2～3:100000。

进一步地，第一起泡剂选自甲基异丁基甲醇和/或松醇油；优选地，第一起泡剂与第一矿浆的重量比为2～3:100000。

进一步地，第一次浮选过程的产物还包括第一尾矿，浮选方法还包括：将第一尾矿、第二调整剂、第二捕收剂及第二起泡剂进行调浆，得到第二矿浆；将第二矿浆进行第二次浮选，得到第一粗铜矿和第二尾矿；将第一粗铜矿进行第一次精选，得到第二铜精矿。

进一步地，第二调整剂为硫化钠和/或硫酸铵；优选地，第二调整剂与第二矿浆的重量比为1～1.5:1000；第二捕收剂为第一复合高级黄药和/或烷基氧肟酸，第一复合高级黄药为正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的混合物；优选地，第二捕收剂与第二矿浆的重量比为1～2:10000；优选地，第一复合高级黄药中正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的重量比为2～3:1；第二起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油；优选地，第二起泡剂与第二矿浆的重量比为2～3:100000。

进一步地，将第二尾矿、第三调整剂、第三捕收剂及第三起泡剂进行调浆，得到第三矿浆；将第三矿浆进行第三次浮选，得到第二粗铜矿；将第二粗铜矿进行第二次精选，得到第三铜精矿。

进一步地，第三调整剂为硫化钠和/或硫酸铵；优选地，第三调整剂与第三矿浆的重量比为5～6:10000；第三捕收剂为第二复合高级黄药和/或烷基氧肟酸，第二复合高级黄药为正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的混合物；优选地，第二复合高级黄药中正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的重量比为2～3:1；优选地，第三捕收剂与第三矿浆的重量比为3～5:100000；第三起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油；优选地，第三起泡剂与第三矿浆的重量比为1～2：100000。

进一步地，微细粒嵌部铜矿中，微细粒嵌部率为50～100wt％，铜的品位为0.4～0.7g/t，金的品位为0.25～0.6g/t，银的品位为4～5g/t。

应用本发明的技术方案，由于微细粒级嵌部氧化铜矿石中的有价组分可选性较差，嵌布相对复杂、微细粒矿物含量高、有价组分品位较低等回收难度较大的特点，为了解决上述技术问题，本申请提供的浮选方法中，在浮选之前，先将微细粒嵌部铜矿中粒度小于等于0.038mm的第一颗粒物筛选出来，同时对粒度大于0.038mm的第二颗粒进行研磨，得到第三颗粒物，以使其中≥80％的第三颗粒物的粒度≤0.074mm；然后将待浮选物料进行第一次浮选过程。通过对微细粒嵌部铜矿进行筛分和研磨处理，得到具有特定粒度的待浮选物料，这使得浮选过程中微细粒嵌部铜矿中的金属元素更容易被浮选出来，进而有利于提高金属的回收率。

具体实施方式

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面结合实施例来详细说明本发明。

正如背景技术部分所描述的，现有的方法进行冶炼时存在金属(如铜、金及银)的回收率低和成本高等问题。为了解决上述技术问题，本申请提供了一种微细粒嵌部铜矿的浮选方法，该浮选方法包括：将微细粒嵌部铜矿进行筛分，得到第一颗粒物和第二颗粒物，第一颗粒物的粒度小于等于0.038mm；对第二颗粒物进行研磨，得到上述第三颗粒物，第三颗粒物中颗粒的粒度≤0.074mm的部分占第三颗粒物总重量的80％或以上；及将第一颗粒物和第三颗粒物作为待浮选物料，将待浮选物料进行第一次浮选，得到第一铜精矿。

由于微细粒级嵌部氧化铜矿石中的有价组分可选性较差，嵌布相对复杂、微细粒矿物含量高、有价组分品位较低等回收难度较大的特点，为了解决上述技术问题，本申请提供的浮选方法中，在浮选之前，先将微细粒嵌部铜矿中粒度小于等于0.038mm的第一颗粒物筛选出来，同时对粒度大于0.038mm的第二颗粒进行研磨，得到第三颗粒物，以使其中第三颗粒物中粒度≤0.074mm的部分占第三颗粒物总重量的80％或以上；然后将待浮选物料进行第一次浮选过程，得到第一铜精矿。通过对微细粒嵌部铜矿进行筛分和研磨处理，得到具有特定粒度的待浮选物料，这使得浮选过程中微细粒嵌部铜矿中的金属元素更容易被浮选出来，进而有利于提高金属的回收率。

需要说明的是，微细粒级嵌部氧化铜矿石中除了包含铜之外，还包括金和银。同样地，铜精矿中包含金、银。嵌部关系是指目的矿物与其他矿物之间的结合状态，微细粒嵌部铜矿是指铜矿物在矿石即矿物结合体中呈现嵌入颗粒粒度在0.038mm以下的状态。

优选地，微细粒级嵌部氧化铜矿石中，微细粒嵌部率为50～100wt％，铜的品位为0.4～0.7g/t，金的品位为0.25～0.6g/t，银的品位为4～5g/t。

采用本申请提供的浮选方法有利于提高铜、金及银的回收率。第一次浮选过程可以采用本领域常用的浮选方法。在一种优选的实施方式中，第一次浮选过程还包括：将第一调整剂、第一捕收剂、第一起泡剂与待浮选物料进行调浆，得到第一矿浆；将第一矿浆进行第一次浮选，得到第一铜精矿。

第一调整剂用于调整浮选过程中颗粒物表面的化学性能进行调整，以对颗粒物表面的吸附能力进行调整，从而扩大不同种颗粒物浮游性能的差异，进而提高不同种颗粒物之间的分离率。在一种优选的实施方式中，第一调整剂包括但不限于硫化钠和/或水玻璃。第一调整剂的种类包括但不限于上述几种，而选用上述几种有利于进一步提高不同种颗粒物之间的分离率，进而有利于提高铜精矿的回收率。优选地，当第一调整剂为硫化钠时，第一调整剂与第一矿浆的重量比为5～10:100000；当第一调整剂为水玻璃时，第一调整剂与第一矿浆的重量比为50～55:100000；当第一调整剂为硫化钠和水玻璃的混合物时，第一调整剂与第一矿浆的重量比为55～65:100000。

第一捕收剂用于调节颗粒物表面的疏水性，从而使浮游的颗粒物粘附在气泡上。优选地，第一捕收剂包括但不限于丁铵黑药和/或硫氨酯(Z200)。采用上述几种化合物作为第一捕收剂有利于提高第一颗粒物的分散性，提高第一次浮选过程中第一颗粒物的浮选率，进而有利于提高铜精矿的回收率。优选地，第一捕收剂与第一矿浆的重量比为2～3:100000。

第一起泡剂用于使浮选过程中形成气泡。优选地，第一起泡剂包括但不限于甲基异丁基甲醇和/或松醇油。第一次浮选过程中，第一起泡剂包括但不限于上述几种，而选用上述几种有利于提高气泡率，进而有利于进一步提高第一次浮选过程中铜精矿的回收率。优选地，第一起泡剂与第一矿浆的重量比为2～3:100000。

通常浮选结束后，除了得到铜精矿外，还会产生尾矿。为了降低尾矿对环境的污染，通常需要对尾矿进行处理。优选地，第一次浮选过程的产物还包括第一尾矿，浮选方法还包括：将第一尾矿、第二调整剂、第二捕收剂及第二起泡剂进行调浆，得到第二矿浆；将第二矿浆进行第二次浮选，得到第一粗铜矿和第二尾矿；将第一粗铜矿进行第一次精选，得到第二铜精矿。

优选地，第二调整剂为硫化钠和/或硫酸铵。第二调整剂包括但不限于上述几种，而选用上述几种有利于进一步提高第一次精选过程中不同种颗粒物之间的分离率，进而有利于提高铜精矿的回收率。优选地，第二调整剂与第二矿浆的重量比为1～1.5:1000。

优选地，第二捕收剂为第一复合高级黄药和/或烷基氧肟酸，且第一复合高级黄药为正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的混合物。采用上述几种化合物作为第二捕收剂有利于提高尾矿颗粒物的分散性，提高第二次浮选过程中尾矿颗粒物的浮选率，进而提高铜精矿的回收率。优选地，第一复合高级黄药中正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的重量比为2～3:1；第二捕收剂与第二矿浆的重量比为2～3:10000。优选地，第二起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油。

第二起泡剂与第二矿浆的重量比为2～3:100000。第二起泡剂包括但不限于上述几种，而选用上述几种有利于提高气泡率，进而有利于进一步提高第二次浮选过程中，铜精矿的回收率。

为了进一步提高铜精矿的回收率，优选地，将第二尾矿、第三调整剂、第三捕收剂及第三起泡剂进行调浆，得到第三矿浆；将第三矿浆进行第三次浮选，得到第二粗铜矿；将第二粗铜矿进行第二次精选，得到第三铜精矿。

优选地，第三调整剂包括但不限于硫化钠和/或硫酸铵，而选用上述几种有利于进一步提高第三次浮选过程中不同种颗粒物之间的分离率，进而有利于提高铜精矿的回收率。优选地，第三调整剂与第三矿浆的重量比为5～6:10000。

优选地，第三捕收剂包括但不限于第二复合高级黄药和/或烷基氧肟酸，其中第二复合高级黄药为正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的混合物。采用上述几种化合物作为第三捕收剂有利于提高尾矿颗粒物的分散性，提高第三次浮选过程中尾矿颗粒物的浮选率，进而有利于提高铜精矿的回收率。优选地，第二复合高级黄药中正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的重量比为2～3:1。优选地，第三捕收剂与第三矿浆的重量比为3～5:100000。

优选地，第三起泡剂包括但不限于甲基异丁基甲醇和/或松醇油，而选用上述几种有利于提高气泡率，进而有利于进一步提高第一次浮选过程中铜精矿的回收率。优选地，第三起泡剂与第三矿浆的重量比为1～2:100000。

以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。

实施例1至9及对比例1中采用的微细粒嵌部铜矿中，铜、金、银的品位分别为0.67wt％、0.33g/t、4.15g/t，微细粒级嵌部率为90％。

化学物相结果表明：矿样中铜以硫化铜占有率为21.66％、自由氧化铜及金属铜占有率为46.43％、结合氧化铜占有率为31.91％。金以裸露金形式产出的占有率为51.21％，以硫化物包裹金形式产出的占有率为5.45％，以脉石矿物包裹金形式产出的占有率为43.33％。银中以裸露辉银矿、碲银矿及自然银形式产出的占有率为47.33％，以硫化物包裹银形式产出的占有率为7.33％，以脉石矿物等包裹银形式产出的占有率为45.34％。

实施例1

采用以下步骤对微细粒嵌部铜矿进行浮选：

(1)磨矿。

将矿浆按照粒度进行筛分，得到第一颗粒物和第二颗粒物，其中第一颗粒物的粒度小于等于0.038mm，第二颗粒物的粒度大于0.038mm。其中粒径在0.038mm以上的部分给入磨机磨矿，得到第三颗粒物，且第三颗粒物中不低于80％的颗粒物的粒度小于等于0.074mm。同时将第三颗粒物和预先分级出的0.038mm粒级的矿浆混合后作为待浮选物料，混合矿浆的重量百分含量为25～40％。

(2)第一次浮选过程。

将第一调整剂、第一捕收剂、第一起泡剂与待浮选物料在常温下充分搅拌，并混合调浆，得到第一矿浆。将第一矿浆进行第一次浮选，得到第一部分铜精矿和第一尾矿，该铜精矿以硫化铜矿物为主，同时也含有贵金属金、银的铜精矿。其中第一调整剂为硫化钠和水玻璃，硫化钠与第一矿浆的重量比为5:100000，水玻璃与第一矿浆的重量比为50:100000；第一捕收剂采用丁铵黑药和Z200，第一捕收剂与第一矿浆的重量比为均2:100000；第一起泡剂可以为甲基异丁基甲醇和松醇油，第一起泡剂与第一矿浆的重量比为2：100000。

(3)第二次浮选过程。

将第一尾矿、第二调整剂、第二捕收剂及第二起泡剂进行调浆，得到第二矿浆；将第二矿浆进行第二次浮选，得到第一粗铜矿和第二尾矿。其中第二调整剂为硫化钠和硫酸铵，两者与矿浆的重量比均为1:1000；第二捕收剂采用复合高级黄药和烷基氧肟酸，两者与矿浆的重量比为均1:10000；第二起泡剂为松醇油，其与矿浆的重量比为2：100000。

(4)第三次浮选过程。

将第二尾矿、第三调整剂、第三捕收剂及第三起泡剂进行调浆，得到第三矿浆；将第三矿浆进行第三次浮选，得到第二粗铜矿。将第一粗铜矿和第二粗铜矿进行第三次精选(重复两次)，得到第二部分铜精矿，该铜精矿以硫化铜矿物为主，同时也含有贵金属金、银的铜精矿。其中，第三调整剂为硫化钠和硫酸铵，两者与矿浆的重量比均为5:10000；第三捕收剂采用复合高级黄药和烷基氧肟酸，两者与矿浆的重量比为均3:100000；第三起泡剂为甲基异丁基甲醇，其与矿浆的重量比为2：100000。

第一部分铜精矿与第二部分的铜精矿合并后为最终总铜精矿，总铜精矿含铜15.35％、含金8.26g/t、含银56.52g/t，总铜回收率68.41wt％、总金回收率54wt％、总银回收率48wt％。

实施例2

与实施例1的区别为：第一调整剂为氧化钙。

总铜回收率50wt％、总金回收率43wt％、总银回收率40wt％。

实施例3

与实施例1的区别为：第一调整剂为水玻璃，第一捕收剂为Z200，第一起泡剂为松醇油。

总铜回收率64wt％、总金回收率48wt％、总银回收率43wt％。

实施例4

与实施例1的区别为：第一调整剂与第一矿浆的重量比为100:100000，第一捕收剂与第一矿浆的重量比为10:100000，第一起泡剂与第一矿浆的重量比为1:100000。

总铜回收率58wt％、总金回收率46wt％、总银回收率45wt％。

实施例5

与实施例1的区别为：第二调整剂为硫酸铵，第二捕收剂为烷基氧肟酸，第二起泡剂为松醇油。总铜回收率61wt％、总金回收率48wt％、总银回收率43wt％。

实施例6

与实施例1的区别为：第二调整剂与第二矿浆的重量比为5:100000，第二捕收剂与第二矿浆的重量比为10:100000，第二起泡剂与第二矿浆的重量比为1:100000。

总铜回收率59wt％、总金回收率50wt％、总银回收率46wt％。

实施例7

与实施例1的区别为：第三调整剂为硫酸钠，第三捕收剂为烷基氧肟酸，第三起泡剂为甲基异丁基甲醇。

总铜回收率63wt％、总金回收率51wt％、总银回收率44wt％。

实施例8

与实施例1的区别为：第三调整剂与第三矿浆的重量比为3:100000，第三捕收剂与第三矿浆的重量比为2:100000，第三起泡剂与第三矿浆的重量比为2:100000。

总铜回收率48wt％、总金回收率44wt％、总银回收率41wt％。

实施例9

与实施例1的区别为：微细粒嵌部率为20wt％，铜的品位为3g/t，金的品位为2g/t，银的品位为8g/t。

总铜回收率75wt％、总金回收率68wt％、总银回收率57wt％。

对比例1

与实施例1的区别为：研磨后第三颗粒物中70％的颗粒的粒度≤0.074mm。总铜回收率52.41wt％、总金回收率37wt％、总银回收率38wt％。

从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：采用本申请提供的浮选方法能够大幅提高铜、金及银的回收率。

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)

1.一种微细粒嵌部铜矿的浮选方法，其特征在于，所述浮选方法包括：

将所述微细粒嵌部铜矿进行筛分，得到第一颗粒物和第二颗粒物，所述第一颗粒物的粒度小于等于0.038mm，所述第二颗粒物的粒度大于0.038mm；

对所述第二颗粒物进行研磨，得到第三颗粒物，所述第三颗粒物中颗粒的粒度≤0.074mm的部分占所述第三颗粒物总重量的80％或以上；及

将所述第一颗粒物和所述第三颗粒物作为待浮选物料，将所述待浮选物料进行第一次浮选，得到第一铜精矿。

2.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于，所述第一次浮选过程还包括：

将第一调整剂、第一捕收剂、第一起泡剂与所述待浮选物料进行调浆，得到第一矿浆；

将所述第一矿浆进行浮选，得到所述第一铜精矿。

3.根据权利要求2所述的浮选方法，其特征在于，所述第一调整剂选自硫化钠和/或水玻璃；

优选地，当所述第一调整剂为硫化钠时，所述第一调整剂与所述第一矿浆的重量比为5～10:100000；

当所述第一调整剂为水玻璃时，所述第一调整剂与所述第一矿浆的重量比为50～55:100000；

当所述第一调整剂为硫化钠和水玻璃的混合物时，所述第一调整剂与所述第一矿浆的重量比为55～65:100000。

4.根据权利要求2所述的浮选方法，其特征在于，所述第一捕收剂选自丁铵黑药和/或硫氨酯；优选地，所述第一捕收剂与所述第一矿浆的重量比为2～3:100000。

5.根据权利要2所述的浮选方法，其特征在于，所述第一起泡剂选自甲基异丁基甲醇和/或松醇油；优选地，所述第一起泡剂与所述第一矿浆的重量比为2～3:100000。

6.根据权利要求1至5中任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述第一次浮选过程的产物还包括第一尾矿，所述浮选方法还包括：

将所述第一尾矿、第二调整剂、第二捕收剂及第二起泡剂进行调浆，得到第二矿浆；

将所述第二矿浆进行第二次浮选，得到第一粗铜矿和第二尾矿；

将所述第一粗铜矿进行第一次精选，得到所述第二铜精矿。

7.根据权利要求6所述的浮选方法，其特征在于，所述第二调整剂为硫化钠和/或硫酸铵；优选地，所述第二调整剂与所述第二矿浆的重量比为1～1.5:1000；

所述第二捕收剂为第一复合高级黄药和/或烷基氧肟酸，所述第一复合高级黄药为正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的混合物；优选地，所述第二捕收剂与所述第二矿浆的重量比为1～2:10000；优选地，所述第一复合高级黄药中所述正戊基黄原酸钾和所述仲辛基黄原酸钾的重量比为2～3:1；

所述第二起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油；优选地，所述第二起泡剂与所述第二矿浆的重量比为2～3:100000。

8.根据权利要求6或7所述的浮选方法，其特征在于，将所述第二尾矿、第三调整剂、第三捕收剂及第三起泡剂进行调浆，得到第三矿浆；

将所述第三矿浆进行第三次浮选，得到第二粗铜矿；

将所述第二粗铜矿进行第二次精选，得到第三铜精矿。

9.根据权利要求8所述的浮选方法，其特征在于，所述第三调整剂为硫化钠和/或硫酸铵；优选地，所述第三调整剂与所述第三矿浆的重量比为5～6:10000；

所述第三捕收剂为第二复合高级黄药和/或烷基氧肟酸，所述第二复合高级黄药为正戊基黄原酸钾和仲辛基黄原酸钾的混合物；优选地，所述第二复合高级黄药中所述正戊基黄原酸钾和所述仲辛基黄原酸钾的重量比为2～3:1；

优选地，所述第三捕收剂与所述第三矿浆的重量比为3～5:100000；

所述第三起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油；优选地，所述第三起泡剂与所述第三矿浆的重量比为1～2：100000。

10.根据权利要求1至9中任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述微细粒嵌部铜矿中，微细粒嵌部率为50～100wt％，铜的品位为0.4～0.7g/t，金的品位为0.25～0.6g/t，银的品位为4～5g/t。