CN108787155A - 一种高硫铁铜矿石浮选处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，其特征在于：1）原矿粗选后，泡沫送入精选Ⅰ、粗选尾矿分流后分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；2）精选Ⅰ后的泡沫送入精选Ⅱ、精选Ⅰ尾矿送入精扫选；3）精选Ⅱ后的泡沫送入精选Ⅲ精选后得铜精矿、精选Ⅱ尾矿送入精扫选；4）精扫选后的泡沫返回到精选Ⅰ继续精选、精扫选尾矿分流后分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；5）扫选Ⅰ的尾矿送入扫选Ⅱ、泡沫送入磁选；扫选Ⅱ的泡沫返回扫选Ⅰ继续扫选、扫选Ⅱ的尾矿送尾矿库；6）扫选Ⅲ的尾矿送入扫选Ⅳ、泡沫送入磁选；扫选Ⅳ的泡沫返回扫选Ⅲ继续扫选、扫选Ⅳ的尾矿送尾矿库；7）磁选出的非磁性物返回粗选、磁性物送尾矿库。铜精矿回收率、品位高，解决因含高硫铁的中矿全部进入扫选Ⅰ而造成负荷大幅度增加、影响浮选分离效果的问题。简化工艺，降低成本。

Description

一种高硫铁铜矿石浮选处理方法

技术领域

本发明涉及一种铜矿石浮选处理方法，尤其是一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，属于铜矿石浮选领域。

背景技术

在高硫铁铜矿石的浮选研究和发展方面，目前对有害组份影响分选效率的研究较少，现阶段对高硫铁铜矿石的浮选方法主要分为高PH值强行抑制法和中矿单独处理抛尾法等等，但这些方法在实际生产过程中均不同程度的存在相应的弊端，高PH值强行抑制法是通过加入大量石灰提高PH值进行强行抑制，会导致连生体夹带损失严重，中矿单独处理抛尾法是将中矿进行单独浮选，形成一个独立的浮选系统，然而，中矿浮选部分分选效率极低，常出现精矿品位偏低、硫铁循环量逐渐加大导致浮选系统瘫痪和石灰用量大等问题，同时，常规浮选工艺不能有效解决浮选过程中硫铁恶性循环的问题。

因此，为了改善分选环境，提高分选效率，从根本上解决高硫铁铜矿石中磁黄铁矿、黄铁矿在浮选流程中恶性循环的问题，提高了铜硫分离效率，继续新开发一种处理系统和方法。

发明内容

为了解决上述问题，本发明的目的在于提供高硫铁铜矿石浮选处理方法，将中矿进行分支并流处理，解决了高硫铁铜矿石中磁黄铁矿、黄铁矿在浮选流程中恶性循环而影响分选效率的问题。本发明的具体方案如下：

一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，包括原矿粗选、精选及尾矿的扫选，其特征在于具体经过下列步骤：

1)原矿进行粗选后，泡沫送入精选Ⅰ、粗选尾矿分流后分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

2)精选Ⅰ后的泡沫送入精选Ⅱ、精选Ⅰ尾矿送入精扫选；

3)精选Ⅱ后的泡沫送入精选Ⅲ精选后得铜精矿、精选Ⅱ尾矿送入精扫选；

4)精扫选后的泡沫返回到精选Ⅰ继续精选、精扫选尾矿分流后分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

5)扫选Ⅰ的尾矿送入扫选Ⅱ、泡沫送入磁选；扫选Ⅱ的泡沫返回扫选Ⅰ继续扫选、扫选Ⅱ的尾矿送尾矿库；

6)扫选Ⅲ的尾矿送入扫选Ⅳ、泡沫送入磁选；扫选Ⅳ的泡沫返回扫选Ⅲ继续扫选、扫选Ⅳ的尾矿送尾矿库；

7)磁选出的非磁性物返回粗选、磁性物送尾矿库。

所述步骤1)的粗选尾矿的分流量为50％。

所述步骤4)的精扫选尾矿的分流量为50％。

所述粗选的矿浆质量浓度为29-32％；精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ的矿浆质量浓度分别为：25-28％、25-28％、20-25％。

本发明粗选开始时所用浮选剂为市购产品，按5％的质量浓度配制，加入量是：每吨原矿加入40-60g。

与现有技术相比，本发明具有下列优点和效果：

(1)从分流有害组分到不同选矿作业的角度入手，将粗选的尾矿及精扫选的尾矿作为中矿一分为二，送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ这两个不同的扫选区域，从根本上解决因含高硫铁的中矿全部进入扫选Ⅰ而造成负荷大幅度增加，进而影响浮选分离效果的问题，即有效减轻有害组份对扫选Ⅰ分离效果的影响，提高了中矿中有价金属的回收率，减少有价金属的损失，大幅度提高矿石回收率。

(2)从根本上解决了高硫铁铜矿石中磁黄铁矿、黄铁矿在浮选过程中存在恶性循环的问题，使操作控制更为稳定、高效，极大地提高了铜硫分离效果。

(3)减轻了铜硫分离难度，提高了精矿品位。

(4)无需使用大量石灰进行强行抑制，大幅度减少石灰用量，有效降低了部分连生体的夹带损失，同时也无需对中矿进行单独处理，简化选矿工艺，极大降低了选矿成本。

附图说明

图1本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面将结合实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是对本发明一部分实例，而不是全部的实例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有付出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1

本方法用于云南省迪庆矿石的处理，迪庆矿石中含有大量的黄铁矿和磁黄铁矿，占矿石总量的22％，原矿含硫13.06％、含铁25.97％，且黄铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿共生关系密切，部分矿石常互相包裹，所用浮选剂为山东栖霞通达选矿药剂有限公司生产的丁基钠黄药(粒状)；具体如图1所示：

一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，包括原矿粗选、精选及尾矿的扫选，具体经过下列步骤：

1)原矿配制成质量浓度为29％的矿浆，进入粗选时，按每吨原矿加入40g的量，在矿浆中加入质量浓度为5％的浮选剂进行粗选，粗选后的泡沫送入精选Ⅰ，控制精选Ⅰ的矿浆质量浓度为25％；粗选尾矿按50％的量分流后，分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

2)精选Ⅰ后的泡沫送入精选Ⅱ，控制精选Ⅱ的矿浆质量浓度为25％；精选Ⅰ尾矿送入精扫选；

3)精选Ⅱ后的泡沫送入精选Ⅲ，控制精选Ⅲ的矿浆质量浓度为20％，精选Ⅲ后得铜精矿；精选Ⅱ尾矿送入精扫选；

4)步骤2)、3)的精扫选后的泡沫返回到精选Ⅰ继续精选，控制精选Ⅰ的矿浆质量浓度为25-28％；精扫选尾矿按50％的量分流后，分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

5)步骤1)、4)的扫选Ⅰ的尾矿送入扫选Ⅱ、泡沫送入磁选；扫选Ⅱ的泡沫返回扫选Ⅰ继续参与扫选、扫选Ⅱ的尾矿送入尾矿库；

6)步骤1)、4)的扫选Ⅲ的尾矿送入扫选Ⅳ、泡沫送入磁选；扫选Ⅳ的泡沫返回扫选Ⅲ继续参与扫选、尾矿送尾矿库；

7)步骤5)、6)磁选出的非磁性物返回步骤1)参与粗选、磁性物送尾矿库。

为对比验证本实施例1的可行性及实际效果，作为对照，我们采用原浮选工艺流程(中矿单独处理抛尾法)进行选别作业。在原矿氧化率≦15％的情况下，将铜回收率和精矿品位指标进行了统计，精矿品位和铜回收率结果如表1所示：

表1本发明工艺、现有工艺流程取得指标对比表

	精矿品位/％	铜回收率/％
			原工艺	16.392	76.24
实施例1	18.389	79.97
			指标对比：实施例1-原工艺	1.997	3.73

从表1看出，采用本实施例的分支并流的工艺所得到的精矿品位和回收率两大指标均有较大提升，本实施例1的铜回收率为79.97％，成本低，工艺流程简单，铜硫分离容易、效果好，铜精矿品位达到了18.389％，说明分支并流新工艺流程处理高硫铁铜矿石是可行性的，浮选效果好。我们采用分支并流新工艺后，整个浮选系统的泡沫性质得到根本性的改善，分选效率得到提高，且长时间稳定。

用常规选矿方法选别上述矿石时，铜硫分离难度大，铜回收率较低，为76.24％，且因黄铜矿在原矿中的嵌布粒度较细，要使黄铜矿充分解离，磨矿粒度必须在0.038mm 以下，既要增加磨矿投资，又增大了磨矿难度，且工艺流程复杂，铜硫分离困难、效果差，铜精矿品位为16.392％。

另外，我们还进行了经济效益计算，通过经济效益计算可直观表现本实施例工艺的生产作业效果，计算结果详见表2。

表2新、原工艺流程产生经济效益对比表

通过上述计算，本实施例工艺相比于原工艺，精矿品位提高，年可节约运费100.30万元，由于回收率提高，年可增加销售总额1310.96万元，两项合计创效1411.26万元。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，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。

实施例2

本方法用于云南省迪庆矿石的处理，迪庆矿石中含有大量的黄铁矿和磁黄铁矿，占矿石总量的23％，原矿含硫12.66％、含铁25.17％，且黄铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿共生关系密切，部分矿石常互相包裹，所用浮选剂为山东栖霞通达选矿药剂有限公司生产的丁基钠黄药(粒状)。

一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，包括原矿粗选、精选及尾矿的扫选，具体经过下列步骤：

1)原矿配制成质量浓度为32％的矿浆，进入粗选时，按每吨原矿加入60g的量，在矿浆中加入质量浓度为5％的浮选剂进行粗选，粗选后的泡沫送入精选Ⅰ，控制精选Ⅰ的矿浆质量浓度为28％；粗选尾矿按50％的量分流后，分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

2)精选Ⅰ后的泡沫送入精选Ⅱ，控制精选Ⅱ的矿浆质量浓度为28％；精选Ⅰ尾矿送入精扫选；

3)精选Ⅱ后的泡沫送入精选Ⅲ，控制精选Ⅲ的矿浆质量浓度为25％，精选Ⅲ后得铜精矿；精选Ⅱ尾矿送入精扫选；

4)步骤2)、3)的精扫选后的泡沫返回到精选Ⅰ继续精选，控制精选Ⅰ的矿浆质量浓度为25-28％；精扫选尾矿按50％的量分流后，分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

5)步骤1)、4)的扫选Ⅰ的尾矿送入扫选Ⅱ、泡沫送入磁选；扫选Ⅱ的泡沫返回扫选Ⅰ继续参与扫选、扫选Ⅱ的尾矿送入尾矿库；

6)步骤1)、4)的扫选Ⅲ的尾矿送入扫选Ⅳ、泡沫送入磁选；扫选Ⅳ的泡沫返回扫选Ⅲ继续参与扫选、尾矿送尾矿库；

7)步骤5)、6)磁选出的非磁性物返回步骤1)参与粗选、磁性物送尾矿库。

为对比验证本实施例2的可行性及实际效果，作为对照，我们采用原浮选工艺流程(中矿单独处理抛尾法)进行选别作业。在原矿氧化率≦15％的情况下，将铜回收率和精矿品位指标进行了统计，精矿品位和铜回收率结果如表3所示：

表3本发明工艺、现有工艺流程取得指标对比表

	精矿品位/％	铜回收率/％
			原工艺	16.33	76.14
实施例2	18.45	79.99
			指标对比：实施例2-原工艺	2.12	3.85

从表3看出，采用本实施例的分支并流的工艺所得到的精矿品位和回收率两大指标均有较大提升，本实施例2的铜回收率为79.99％，成本低，工艺流程简单，铜硫分离容易、效果好，铜精矿品位达到了18.45％，说明分支并流新工艺流程处理高硫铁铜矿石是可行性的，浮选效果好。我们采用分支并流新工艺后，整个浮选系统的泡沫性质得到根本性的改善，分选效率得到提高，且长时间稳定。

用常规选矿方法选别上述矿石时，铜硫分离难度大，铜回收率较低，为76.14％，且因黄铜矿在原矿中的嵌布粒度较细，要使黄铜矿充分解离，磨矿粒度必须在0.038mm 以下，既要增加磨矿投资，又增大了磨矿难度，且工艺流程复杂，铜硫分离困难、效果差，铜精矿品位为16.33％。

另外，我们还进行了经济效益计算，通过经济效益计算可直观表现本实施例工艺的生产作业效果，计算结果详见表4。

表4本发明工艺、原工艺流程产生经济效益对比表

通过上述计算，本实施例工艺相比于原工艺，精矿品位提高，年可节约运费108.54万元，由于回收率提高，年可增加销售总额1345.01万元，两项合计创效1453.55万元。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，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。

实施例3

本方法用于云南省迪庆矿石的处理，迪庆矿石中含有大量的黄铁矿和磁黄铁矿，占矿石总量的21％，原矿含硫12.02％、含铁26.12％，且黄铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿共生关系密切，部分矿石常互相包裹，所用浮选剂为山东栖霞通达选矿药剂有限公司生产的丁基钠黄药(粒状)；具体如图1所示：

一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，包括原矿粗选、精选及尾矿的扫选，具体经过下列步骤：

1)原矿配制成质量浓度为30％的矿浆，进入粗选时，按每吨原矿加入50g的量，在矿浆中加入质量浓度为5％的浮选剂进行粗选，粗选后的泡沫送入精选Ⅰ，控制精选Ⅰ的矿浆质量浓度为26％；粗选尾矿按50％的量分流后，分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

2)精选Ⅰ后的泡沫送入精选Ⅱ，控制精选Ⅱ的矿浆质量浓度为26％；精选Ⅰ尾矿送入精扫选；

3)精选Ⅱ后的泡沫送入精选Ⅲ，控制精选Ⅲ的矿浆质量浓度为23％，精选Ⅲ后得铜精矿；精选Ⅱ尾矿送入精扫选；

4)步骤2)、3)的精扫选后的泡沫返回到精选Ⅰ继续精选，控制精选Ⅰ的矿浆质量浓度为26％；精扫选尾矿按50％的量分流后，分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

5)步骤1)、4)的扫选Ⅰ的尾矿送入扫选Ⅱ、泡沫送入磁选；扫选Ⅱ的泡沫返回扫选Ⅰ继续参与扫选、扫选Ⅱ的尾矿送入尾矿库；

6)步骤1)、4)的扫选Ⅲ的尾矿送入扫选Ⅳ、泡沫送入磁选；扫选Ⅳ的泡沫返回扫选Ⅲ继续参与扫选、尾矿送尾矿库；

7)步骤5)、6)磁选出的非磁性物返回步骤1)参与粗选、磁性物送尾矿库。

为对比验证本实施例3的可行性及实际效果，作为对照，我们采用原浮选工艺流程(中矿单独处理抛尾法)进行选别作业。在原矿氧化率≦15％的情况下，将铜回收率和精矿品位指标进行了统计，精矿品位和铜回收率结果如表5所示：

表5本发明工艺、现有工艺流程取得指标对比表

	精矿品位/％	铜回收率/％
			原工艺	16.28	75.64
实施例3	18.68	79.89
			指标对比：实施例3-原工艺	2.4	4.25

从表5看出，采用本实施例的分支并流的工艺所得到的精矿品位和回收率两大指标均有较大提升，本实施例3的铜回收率为79.89％，成本低，工艺流程简单，铜硫分离容易、效果好，铜精矿品位达到了18.68％，说明分支并流新工艺流程处理高硫铁铜矿石是可行性的，浮选效果好。我们采用分支并流新工艺后，整个浮选系统的泡沫性质得到根本性的改善，分选效率得到提高，且长时间稳定。

用常规选矿方法选别上述矿石时，铜硫分离难度大，铜回收率较低，为75.64％，且因黄铜矿在原矿中的嵌布粒度较细，要使黄铜矿充分解离，磨矿粒度必须在0.038mm 以下，既要增加磨矿投资，又增大了磨矿难度，且工艺流程复杂，铜硫分离困难、效果差，铜精矿品位为16.28％。

另外，我们还进行了经济效益计算，通过经济效益计算可直观表现本实施例工艺的生产作业效果，计算结果详见表6。

表6本发明工艺、原工艺流程产生经济效益对比表

通过上述计算，本实施例工艺相比于原工艺，精矿品位提高，年可节约运费122.60万元，由于回收率提高，年可增加销售总额1457.98万元，两项合计创效1580.58万元。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，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。

实施例1-3中的设备均为常规设备。

Claims (4)

1.一种高硫铁铜矿石浮选处理方法，包括原矿粗选、精选及尾矿的扫选，其特征在于具体经过下列步骤：

1）原矿进行粗选后，泡沫送入精选Ⅰ、粗选尾矿分流后分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

2）精选Ⅰ后的泡沫送入精选Ⅱ、精选Ⅰ尾矿送入精扫选；

3）精选Ⅱ后的泡沫送入精选Ⅲ精选后得铜精矿、精选Ⅱ尾矿送入精扫选；

4）精扫选后的泡沫返回到精选Ⅰ继续精选、精扫选尾矿分流后分别送入扫选Ⅰ、扫选Ⅲ；

5）扫选Ⅰ的尾矿送入扫选Ⅱ、泡沫送入磁选；扫选Ⅱ的泡沫返回扫选Ⅰ继续扫选、扫选Ⅱ的尾矿送尾矿库；

6）扫选Ⅲ的尾矿送入扫选Ⅳ、泡沫送入磁选；扫选Ⅳ的泡沫返回扫选Ⅲ继续扫选、扫选Ⅳ的尾矿送尾矿库；

7）磁选出的非磁性物返回粗选、磁性物送尾矿库。

2.根据权利要求1所述的高硫铁铜矿石浮选处理方法，其特征在于：所述步骤1）的粗选尾矿的分流量为50%；所述步骤2）的精扫选尾矿的分流量为50%。

3.根据权利要求1所述的高硫铁铜矿石浮选处理方法，其特征在于：所述粗选的矿浆质量浓度为29-32%；精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ的矿浆质量浓度分别为：25-28%、25-28%、20-25%。

4.根据权利要求1所述的高硫铁铜矿石浮选处理方法，其特征在于：粗选开始时所用浮选剂为市购产品，按5%的质量浓度配制，加入量是：每吨原矿加入40-60g。