CN109382212A - 一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，粗选采用活性炭脱药，一次精选粗精矿再次采用球磨擦洗脱药，浮选一粗、四精、二扫闭路循环采用“半集中‑半顺序”的中矿返回方式，二、三、四次精选的中矿产品集中返回一次精选作业，二、三、四次精选接近于开路精选，一次精选的中矿、一次扫选的中矿、二次扫选的中矿则仍采用顺序返回方式。本发明实现了极低铜品位的含铜硫精矿的铜硫分离，在硫精矿含铜仅0.240％的条件下，通过本发明的方法，成功获得了铜品位17.51％的铜精矿，富集比达72.96倍。
Description
技术领域
本发明属于铜硫分离选矿技术领域，具体涉及一种铜含量极低的含铜硫精矿的铜硫分离选矿方法，特别适用于铜品位在0.2％～0.4％的含铜硫精矿中分选出铜品位17.0％以上的铜精矿。
背景技术
国内的铁(硫)矿山选矿厂，生产的硫精矿产品中，往往含有铜，目前硫精矿中的铜得到综合回收的生产实践中，硫精矿中的铜品位一般都在0.6％以上。如庐江龙桥矿业，硫精矿中含铜1.0％～2.0％，对硫精矿采用旋流器分级-球磨-浮选一粗、二精、二扫闭路(中矿顺序返回)选矿工艺流程，采用石灰做硫铁矿抑制剂，BK606做铜矿物捕收剂，可获得铜品位>18％的铜精矿；武钢程潮铁矿，硫精矿中含铜0.6％～1.0％，铜硫分离浮选采用一粗两精闭路(中矿顺序返回)选矿工艺流程，铜硫分离粗选加活性炭脱药，采用石灰做硫铁矿抑制剂，Z200做铜矿物捕收剂，可获得铜品位>16.0％的铜精矿。
《有色冶金设计与研究》2013年12月刊登的“城门山铜矿低碱度铜硫分离技术”一文中，针对城门山铜矿床的矿石性质和选矿生产现状，通过低碱度铜硫分离各种选矿流程试验，以少量石灰作调整剂，使用DT-4#抑制剂，可以实现低碱度铜硫分离,提高铜精矿品位。但该铜硫分离技术在工业性试验研究期间原矿含铜高达1.043％，且试验工艺流程结构也较为复杂(文中的图5为开路试验，5种中矿还要进一步处理)。
到目前为止，国内外还没有从含铜品位在0.2％～0.4％特别是含铜品位在0.2％～0.3％的含铜硫精矿中回收分离铜精矿的报导。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术不能综合回收极低铜品位含铜硫精矿中的铜的问题，而提供一种富集比高、工艺流程简单、适应性强的从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法。
为实现本发明的上述目的，本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，采用以下技术方案：
本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，对铜品位在0.2％～0.4％的含铜硫精矿按照以下工艺进行铜、硫分选：
1)对含铜硫精矿泡沫产品首先加入活性炭吸附脱药；然后在铜硫精矿矿浆中加入石灰作为矿浆pH值调整剂、黄铁矿抑制剂，再加入铜矿物捕收剂C330搅拌后进行铜硫分离浮铜粗选，浮铜粗选的泡沫产品进行一次浮铜精选，浮铜粗选的槽底产品进行一次扫选。
按照含铜硫精矿给矿干矿量计，加入的活性炭用量为900g～1150g/t，浮铜粗选调整剂石灰用量为5500～6800g/t，浮铜粗选捕收剂C330用量为17～23g/t。其优化的加药量为：活性炭用量960g～1050g/t，石灰用量5800～6200g/t，捕收剂C330用量18～22g/t。
在该步骤中，加入的石灰既作为矿浆pH值调整剂，又作为黄铁矿抑制剂；通过调整石灰用量，控制浮铜粗选的矿浆ph值为11.5～12.8，ph值最优为11.6～12.5。
2)对一次浮铜精选精矿进行球磨擦洗再次脱药，球磨擦洗排矿依次进行二、三、四次浮铜精选，四次浮铜精选的精矿即为铜精矿产品，二、三、四次浮铜精选的槽底产品合并后集中返回一次浮铜精选；
通过球磨擦洗作业，将矿物颗粒表面上覆罩的药剂清除，并暴露出新鲜的颗粒表面，以便于铜矿物捕收剂C330在铜矿物颗粒表面附着。
在一、二、三、四次浮铜精选作业中，分别添加抑制剂石灰，其中二次浮铜精选还同时添加捕收剂C330；
3)一次浮铜精选的槽底产品顺序返回浮铜粗选，一次扫选同时添加抑制剂石灰及捕收剂C330，一次扫选泡沫顺序返回浮铜粗选、一次扫选的槽底产品进行二次扫选；
4)二次扫选同时添加抑制剂石灰及捕收剂C330，二次扫选泡沫顺序返回一次扫选、二次扫选的槽底产品即为硫精矿产品。
按照含铜硫精矿给矿干矿量计，在一、二、三、四次浮铜精选作业中，分别添加抑制剂石灰量为1930～2100g/t、930～1100g/t、460～550g/t、460～550g/t，其中二次精选还添加捕收剂C330量为7.6～8.5g/t；在一次、二次扫选作业中，分别添加抑制剂石灰量为1930～2100g/t、930～1100g/t，并分别添加捕收剂C330量为9.5～10.6g/t、4.6～5.5g/t。
按照含铜硫精矿给矿干矿量计，在一、二、三、四次浮铜精选作业中，分别添加抑制剂石灰量优选为1960～2050g/t、960～1050g/t、475～530g/t、475～530g/t，其中二次精选添加捕收剂C330量优选为7.8～8.2g/t；在一次、二次扫选作业中，分别添加抑制剂石灰量优选为1950～2050g/t、975～1050g/t，并分别添加捕收剂C330量为9.75～10.3g/t、4.8～5.2g/t。
在步骤2)中，球磨擦洗脱药采用球磨机开路擦洗，控制球磨排矿溢流粒度-0.076mm 81％～89％，优选为84％～87％。
本发明特别适用于对含铜硫精矿中铜品位在0.22％～0.3％之间的含铜硫精矿进行铜、硫分选，通过控制各药剂添加量，获得的铜精矿产品中铜品位≥17.0％。
上述所有药剂添加量均换算为对含铜硫精矿的干矿量；上述药剂用量、磨矿粒度等参数的具体值，皆可以根据矿石性质，通过实验室试验结果确定，但必须保证获得的铜精矿产品中铜品位≥17.0％。
与现有技术选比，本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法具有以下创新性和有益效果：
①采用阶段脱药-阶段浮选，粗选采用活性炭脱药，一次精选粗精矿再次采用球磨擦洗脱药，脱药更为彻底，大大改善了铜硫分离的选别指标。
②浮选一粗、四精、二扫闭路循环采用“半集中-半顺序”的中矿返回方式，由后续实施例可见，二、三、四次精选的中矿产品集中返回一次精选作业，二、三、四次精选接近于开路精选，更有利于保证铜精矿品位；一次精选的中矿、一次扫选的中矿、二次扫选的中矿则仍采用顺序返回方式。本发明创造性地发明了“半集中-半顺序”的中矿返回方式，二、三、四次精选的中矿集中返回一次精选，保证铜精矿品位；一次精选、一、二次扫选的中矿顺序返回，尽可能提高铜金属回收率。
③由于本发明采用了上述具有创造性的铜硫分选工艺、浮选药剂，实现了极低铜品位的含铜硫精矿的铜硫分离。由后续实施例可见，在硫精矿含铜仅0.240％的条件下，通过本发明的方法，成功获得了铜品位17.51％的铜精矿，富集比达72.96倍；而现有技术如龙桥矿业铜硫分离的富集比平均为18/1.5＝12倍、程潮铁矿铜硫分离的富集比平均为16/0.8＝20倍，本发明的技术难度远高于现有技术，但却取得了意想不到的技术效果。
附图说明
图1为本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法的原则工艺流程图；
图2为本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法的数质量流程图。
具体实施方式
为进一步描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法做进一步详细说明。
实施例中处理的极低品位含铜硫精矿取自安徽某铁矿选矿厂，其化学多元素分析及铜物相分析结果分别见表1、表2。
表1 含铜硫精矿化学多元素分析结果(％)
表1表明，硫精矿中除硫、铁外，Cu也具有综合回收价值(金银富集于铜精矿中)。
表2 含铜硫精矿中铜物相分析结果(％)
| 矿相名称 | 铜相含铜量 | 占有率 |
| 自由氧化铜 | 0.005 | 2.02 |
| 结合氧化铜 | 0.011 | 4.45 |
| 次生硫化铜 | 0.018 | 7.29 |
| 原生硫化铜 | 0.213 | 86.24 |
| 总铜 | 0.247 | 100.00 |
表2表明，硫精矿中Cu主要以硫化铜的形式存在，其占有率为93.53％。
由图1看出，本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法包括以下工艺、步骤：
(1)对含铜硫精矿泡沫产品首先加入活性炭吸附脱药；然后在铜硫精矿矿浆中加入石灰作为矿浆pH值调整剂、黄铁矿抑制剂，再加入铜矿物捕收剂C330搅拌后进行铜硫分离浮铜粗选，浮铜粗选的泡沫产品进行一次浮铜精选，浮铜粗选的槽底产品进行一次扫选；
(2)对一次浮铜精选精矿进行球磨擦洗再次脱药，球磨擦洗排矿依次进行二、三、四次浮铜精选，四次浮铜精选的精矿即为铜精矿产品，二、三、四次浮铜精选的槽底产品汇总后集中返回一次浮铜精选；
在一、二、三、四次浮铜精选作业中，分别添加抑制剂石灰，其中二次浮铜精选还同时添加捕收剂C330；
(3)一次浮铜精选的槽底产品顺序返回浮铜粗选，一次扫选同时添加抑制剂石灰及捕收剂C330，一次扫选泡沫顺序返回浮铜粗选、一次扫选的槽底产品进行二次扫选；球磨擦洗脱药采用球磨机开路擦洗，控制球磨排矿溢流粒度-0.076mm 85％。
(4)二次扫选同时添加抑制剂石灰及捕收剂C330，二次扫选泡沫顺序返回一次扫选、二次扫选的槽底产品即为硫精矿产品。
所述浮选都采用充气搅拌式浮选机，浮选作业采用一次粗选，四次精选，二次扫选为宜。
铜硫分离浮铜粗选采用活性炭脱药，石灰为pH调整剂及黄铁矿抑制剂、C330为铜矿物捕收剂；所述浮铜粗选活性炭用量为1000g/t，pH调整剂石灰用量为6000g/t，捕收剂C330用量为20g/t为宜。一、二、三、四次浮铜精选分别添加抑制剂石灰用量为2000、1000、500、500g/t，其中二次浮铜精选还添加捕收剂C330用量为8g/t；铜一次、二次扫选各添加抑制剂石灰用量为2000、1000g/t，捕收剂C330用量分别为10、5g/t。上述所有药剂添加量均换算为对含铜硫精矿的干矿量。
由图2所示的本发明一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法的数质量流程图看出，在含铜硫精矿铜品位0.24％的情况下，获得的最终铜精矿品位为17.51％，铜回收率近60.0％。取得了意想不到的技术效果。
本发明采用的浮铜捕收剂C330，为有色金属硫化矿的高效捕收剂，产品有一定的起泡性，可降低起泡剂用量。具有用量少、捕收力强、选择性高等特点，有利于提高铜精矿品位和回收率。浮铜捕收剂C330在市场有销售，如北京中矿东方矿业有限公司、中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司。但将捕收剂C330用于铜品位在0.2％～0.4％的含铜硫精矿的铜硫分离选矿还未见试验室和工业试验报导。
Claims (6)
1.一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，其特征在于对铜品位在0.2％～0.4％的含铜硫精矿按照以下工艺进行铜、硫分选：
1)对含铜硫精矿泡沫产品首先加入活性炭吸附脱药；然后在铜硫精矿矿浆中加入石灰作为矿浆pH值调整剂、黄铁矿抑制剂，再加入铜矿物捕收剂C330搅拌后进行铜硫分离浮铜粗选，浮铜粗选的泡沫产品进行一次浮铜精选，浮铜粗选的槽底产品进行一次扫选；
2)对一次浮铜精选精矿进行球磨擦洗再次脱药，球磨擦洗排矿依次进行二、三、四次浮铜精选，四次浮铜精选的精矿即为铜精矿产品，二、三、四次浮铜精选的槽底产品合并后集中返回一次浮铜精选；
在一、二、三、四次浮铜精选作业中，分别添加抑制剂石灰，其中二次浮铜精选还同时添加捕收剂C330；
3)一次浮铜精选的槽底产品顺序返回浮铜粗选，一次扫选同时添加抑制剂石灰及捕收剂C330，一次扫选泡沫顺序返回浮铜粗选、一次扫选的槽底产品进行二次扫选；
4)二次扫选同时添加抑制剂石灰及捕收剂C330，二次扫选泡沫顺序返回一次扫选、二次扫选的槽底产品即为硫精矿产品。
2.如权利要求1所述的一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，其特征在于：按照含铜硫精矿给矿干矿量计，步骤1)中加入的活性炭用量为900g～1150g/t，浮铜粗选调整剂石灰用量为5500～6800g/t，浮铜粗选捕收剂C330用量为17～23g/t。
3.如权利要求1或2所述的一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，其特征在于：在步骤1)中通过调整石灰用量，控制浮铜粗选的矿浆ph值为11.5～12.8。
4.如权利要求3所述的一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，其特征在于：按照含铜硫精矿给矿干矿量计，在一、二、三、四次浮铜精选作业中，分别添加抑制剂石灰量为1930～2100g/t、930～1100g/t、460～550g/t、460～550g/t，其中二次精选还添加捕收剂C330量为7.6～8.5g/t；在一次、二次扫选作业中，分别添加抑制剂石灰量为1930～2100g/t、930～1100g/t，并分别添加捕收剂C330量为9.5～10.6g/t、4.6～5.5g/t。
5.如权利要求4所述的一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，其特征在于：在步骤2)中，球磨擦洗脱药采用球磨机开路擦洗，控制球磨排矿溢流粒度-0.076mm 81％～89％。
6.如权利要求5所述的一种从铜品位极低的含铜硫精矿中分选铜的方法，其特征在于：含铜硫精矿中铜品位在0.22％～0.3％之间，通过控制各药剂添加量，获得的铜精矿产品中铜品位≥17.0％。
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