CN108722678A - 一种氧化铜矿的浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种氧化铜矿的浮选方法，涉及矿物加工技术领域。本发明方法包括以下步骤：将氧化铜矿物磨矿至小于0.074mm颗粒占65‑75％，调节矿浆浓度至50‑65％，向矿浆中添加2.5‑3kg/t的石灰、1.5‑2kg/t的硫化钠、135‑150g/t的丁黄药及30‑35g/t的2#油后进行两粗一扫一精的浮选流程。本发明方法对氧化铜矿进行处理，可得到品位20.86％、回收率89.18％的铜精矿。

Description

一种氧化铜矿的浮选方法
【技术领域】
本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种氧化铜矿的浮选方发。
【背景技术】
铜是一种重要原材料，应用广泛，在国民经济发展中起着重要作用。我国铜矿资源以中低品位为主，人均占有量少，同时易采选的硫铜矿不断减少。氧化铜矿是我国铜矿资源的重要组成部分，随着硫化铜矿储量日益减少，合理有效地开发氧化铜资源对我国的社会经济发展有着极其重要的作用。氧化铜矿一般具有品位低、矿物组成复杂、氧化率高、结合率高、性脆、易泥化等特点，矿石的选别难度较大，因此低品位氧化铜矿的分选技术研究显得尤为重要。特别是部分嵌布粒度较细的氧化铜浮选过程中，常常出现矿石泥化严重、浮选效果差的问题。
【发明内容】
本发明要解决的技术问题是提供一种氧化铜矿的浮选方法。
为了达到上述目的，本发明提出一种氧化铜矿的浮选方法，包括以下步骤：
步骤一：将氧化铜矿物磨矿至小于0.074mm颗粒占65-75％，调节矿浆浓度至50-65％，向矿浆中添加2.5-3kg/t的石灰、1.5-2kg/t的硫化钠、135-150g/t的丁黄药及30-35g/t的2#油进行一次粗选1.5-2.5min，得到第一粗精矿和第一粗尾矿；
步骤二：向所述第一粗尾矿中加入0.25-0.3kg/t的硫化钠、40-50g/t的丁黄药及11-12g/t的2#油后进行二次粗选1.5-2.5min，得到第二粗精矿和第二粗尾矿；
步骤三：向所述第二粗精矿中加入0.1-0.15kg/t的硫化钠、15-20g/t的丁黄药及9-11g/t的2#油后进行精选5-6min，得到第二精矿和第一中矿；
步骤四：向所述第二粗尾矿中加入0.5-0.6kg/t的硫化钠、40-45g/t的丁黄药及9-11g/t的2#油后进行扫选2-2.5min，得到第二中矿和尾矿；
步骤五：将所述第一中矿和所述第二中矿合并后返回至所述第一粗尾矿中，将所述第一粗精矿和所述第二精矿合并作为精矿产出。
进一步，上述技术方案中，氧化铜矿物的铜品味为0.5-0.6％，所述氧化铜矿物的氧化率大于50％。
本发明的有益效果是：本发明方法提供的氧化铜矿的浮选方法选用合适的药剂和药剂用量配合，并采用“两粗一扫一精”的浮选流程，可将氧化铜矿的分选指标由品位15.06％、回收率36.26％提高到品位25.36％、回收率75.65％，药剂间的交互作用明显，得到的精矿品位高，且能够最大化回收矿物中的铜，尾矿铜品味低。
【附图说明】
下面结合附图和实施例对本发明作出进一步的说明。
图1为本发明实施例中的浮选工艺流程图。
【具体实施方式】
以下结合附图和具体实施例对本发明作进一步的详细描述。
于湖北某地低品位氧化铜矿处选取试验矿样，经破碎、混匀、取样后作为试验原矿。原矿化学多元素分析见表1，铜物象分析见表2；
表1矿物多元素化学分析
注：表中标*表示Au和Ag的含量为g/t；
表2铜物相分析
从表1可以看出，该矿石铜品位0.57％，属于低品位铜矿，脉石矿物主要以SiO2、CaO类为主。从表2可以发现，该铜矿氧化率高达48.62％，属于氧化铜矿，铜主要以自由氧化铜和次生硫化铜的形式存在。
如图1所示，使用本发明提供的氧化铜矿的浮选方法处理上述氧化铜矿，包括以下步骤：
步骤一：将氧化铜矿物磨矿至小于0.074mm颗粒占69.2％，调节矿浆浓度至60％，向矿浆中添加3kg/t的石灰、2kg/t的硫化钠、150g/t的丁黄药及33g/t的2#油进行一次粗选2min，得到第一粗精矿和第一粗尾矿；
步骤二：向所述第一粗尾矿中加入0.3kg/t的硫化钠、40g/t的丁黄药及11g/t的2#油后进行二次粗选2min，得到第二粗精矿和第二粗尾矿；
步骤三：向所述第二粗精矿中加入0.1kg/t的硫化钠、20g/t的丁黄药及11g/t的2#油后进行精选6min，得到第二精矿和第一中矿；
步骤四：向所述第二粗尾矿中加入0.5kg/t的硫化钠、40g/t的丁黄药及11g/t的2#油后进行扫选2min，得到第二中矿和尾矿；
步骤五：将所述第一中矿和所述第二中矿合并后返回至所述第一粗尾矿中，将所述第一粗精矿和所述第二精矿合并作为精矿产出；
将得到的精矿进行化验，其品位为20.86％、回收率为89.18％，相比使用原选矿方法指标得到的品位为15.06％、回收率为36.26％的精矿，本发明提供的氧化铜矿的浮选方法提高了25％左右的品味和200％以上的回收率，能够有效的提高浮选效率，得到品味较高的铜精矿，且能够最大化回收矿物中的铜，经检验，尾矿中铜品味仅为0.074％，以难以通过浮选方法进行进一步的回收利用。
本说明书中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。

Claims (2)

1.一种氧化铜矿的浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一：将氧化铜矿物磨矿至小于0.074mm颗粒占65-75％，调节矿浆浓度至50-65％，向矿浆中添加2.5-3kg/t的石灰、1.5-2kg/t的硫化钠、135-150g/t的丁黄药及30-35g/t的2#油进行一次粗选1.5-2.5min，得到第一粗精矿和第一粗尾矿；
步骤二：向所述第一粗尾矿中加入0.25-0.3kg/t的硫化钠、40-50g/t的丁黄药及11-12g/t的2#油后进行二次粗选1.5-2.5min，得到第二粗精矿和第二粗尾矿；
步骤三：向所述第二粗精矿中加入0.1-0.15kg/t的硫化钠、15-20g/t的丁黄药及9-11g/t的2#油后进行精选5-6min，得到第二精矿和第一中矿；
步骤四：向所述第二粗尾矿中加入0.5-0.6kg/t的硫化钠、40-45g/t的丁黄药及9-11g/t的2#油后进行扫选2-2.5min，得到第二中矿和尾矿；
步骤五：将所述第一中矿和所述第二中矿合并后返回至所述第一粗尾矿中，将所述第一粗精矿和所述第二精矿合并作为精矿产出。
2.根据权利要求1所述的一种氧化铜矿的浮选方法，其特征在于，所述氧化铜矿物的铜品味为0.5-0.6％，所述氧化铜矿物的氧化率大于48％。
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