CN109465115B - 一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，它属于矿物冶金加工技术领域。本发明所要解决的技术问题为选矿时铜矿品位低，铜矿物种类多的困难。本发明提出了铜及伴生金银矿物高效组合捕收剂，粗选过程石灰和硫化钠调浆、精选过程引入水玻璃和六偏磷酸钠的技术思路，解决了细脉浸染状低品位斑岩型铜矿选矿回收过程中有用矿物回收率偏低，精选流程长，精矿品位不高的问题。有效提升了主金属铜及伴生金银的选矿回收率，改善了铜精矿质量，提高了选矿过程的稳定性，克服了季节性温差对选矿指标的不利影响，实现了选矿废水的循环回用，降低了选矿成本及能耗。本发明用于处理高寒季节性冰冻地区硫化铜矿石的选矿。

Description

一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法
技术领域
本发明属于矿物冶金加工技术领域；具体涉及一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法。
背景技术
铜在金属材料中消费量仅次于钢铁和铝，因其性能优良，用途广泛，成为国计民生、国防工程和国家高新技术等领域中不可或缺的重要基础原料和战略资源。我国具有利用价值的铜矿床类型主要包括斑岩型铜矿床、矽卡岩型铜矿床、超基性岩中熔离型铜镍硫化矿床、黄铁矿型铜矿床和沉积型层状铜矿床等，在已探明的各类铜矿的总储量中，以斑岩型铜矿占比最大，且大型铜矿山多，但这类铜矿普遍具网状细脉浸染状，有用金属矿物种类多，硅酸盐等易浮脉石矿物含量高，原生硫化铜矿石中铜含量较低(0.3～0.8％)，铜与脉石矿物嵌布关系复杂紧密等成矿特性。
对于这种低品位的斑岩型硫化铜矿石，传统的选矿工艺一般采用石灰作矿浆pH调整剂，单一黄原酸盐或硫氨酯作铜捕收剂，2#油为起泡剂，在一粗三精三扫流程结构下选别得到铜精矿产品，有时还直接细磨(-0.074mm含量大于85％)后浮选或需通过粗精矿再磨提高选别指标。这些方法在选矿生产过程中会暴露出铜及伴生金属回收率偏低，精矿品质不好，磨矿能耗高，选矿药剂用量大，选矿成本高，废水利用率低以及工艺过程不稳定等缺陷。因此，开发针对细粒嵌布低品位斑岩型铜矿石的高效选矿新工艺，提高这类资源的综合利用率，降低选矿生产成本，实现选矿过程的清洁、节能、环保具有重大意义。
发明内容
本发明目的是提供了一种高效综合回收利用的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法。
本发明通过以下技术方案实现：
一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细，磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的70～80％，磨矿过程中添加石灰1000～1500g/t，加水调浆至矿浆pH为10～11，得到磨矿矿浆，待用；
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入调节剂硫化钠30～60g/t、捕收剂60～100g/t、起泡剂2#油20～30g/t，进行铜快速浮选，铜快速浮选时间2～3min，得到铜快浮粗精矿和铜快浮尾矿，待用；
步骤3、将步骤2得到的铜快浮粗精矿进行2次精选，分别为第1次精选、第2次精选，2次精选后得到最终铜精矿A；
步骤4、将步骤2得到的铜快浮尾矿中加入捕收剂15～30g/t进行铜强化浮选，铜强化浮选时间为3～4min，得到强化浮铜粗精矿和铜强化粗选尾矿；
步骤5、将步骤4得到的铜强化粗选尾矿进行3次扫选，得到最终扫选尾矿；
步骤6、将步骤4得到的强化浮铜粗精矿得到的强化浮铜粗精矿进行铜精选3次，得到最终铜精矿B；
步骤7、将步骤3得到的最终铜精矿A和步骤6得到的最终铜精矿B合并，得到细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的最终铜精矿。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂主要是由丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯均匀混合制成，其中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为(3～5)：(2～3)：1：1。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为4：2.5：1：1。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的磨矿矿浆的浓度为30～35wt％。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤3中的第1次精选得到第1次铜精矿和第1次精选尾矿，所述的第1次铜精矿经过第2次精选得到最终铜精矿A和第2次精选尾矿，所述的第1次精选尾矿进行1次扫选，得到第1次扫选精矿和第1次扫选尾矿，所述的第1次扫选精矿和所述的第2次精选尾矿返回第1次精选重复作业，所述的第1次扫选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，所述的第1次精选中加入40～80g/t的水玻璃、20～40g/t的六偏磷酸钠。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤4中加入捕收剂22g/t。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤5中3次扫选分别为第a次扫选、第b次扫选、第c次扫选，第a次扫选加入捕收剂5～10g/t，扫选后得到第a次扫选中矿、第a次扫选尾矿，第a次扫选中矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，第a次扫选尾矿加入捕收剂5～10g/t进入第b次扫选，扫选后得到第b次扫选中矿、第b次扫选尾矿，所述的第b次扫选中矿返回第a次扫选重复作业，所述的第b次扫选尾矿进入第c次扫选，第c次扫选后得到第c次扫选中矿、第c次扫选尾矿,第c次扫选中矿返回第b次扫选重复作业,得到的第a次扫选尾矿、第b次扫选尾矿、第c次扫选尾矿为最终扫选尾矿。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤6中铜精选3次分别为第Ⅰ次铜精选、第Ⅱ次铜精选、第Ⅲ次铜精选，第Ⅰ次铜精选加入水玻璃40～80g/t，六偏磷酸钠20～40g/t，精选后得到第Ⅰ次铜精矿和第Ⅰ次精选尾矿，将得到的第Ⅰ次精选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，将得到的第Ⅰ次铜精矿进行第Ⅱ次铜精选，得到第Ⅱ次铜精矿和第Ⅱ次精选尾矿，将得到的第Ⅱ次精选尾矿返回至第Ⅰ次铜精选重复作业，将得到的第Ⅱ次铜精矿进行第Ⅲ次铜精选，第Ⅲ次铜精选后得到最终铜精矿B和第Ⅲ次精选尾矿，将得到的第Ⅲ次精选尾矿返回至第Ⅱ次铜精选重复作业。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.41％、含金0.11g/t、含银1.64g/t、含硫0.68％。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.48％、含金0.13g/t、含银2.43g/t、含硫1.26％。
本发明的有益效果如下：
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，针对细脉浸染状低品位斑岩型硫化铜矿石，采用传统选矿工艺选别难度大、精矿质量差、铜及伴生金银回收率低，选矿成本及能耗高、浮选过程不稳定等问题，提供一种高效、稳定、节能、环保、分选效率高、适应能力强、选别指标好的的选矿工艺，使这类低品位硫化铜矿石中有价金属资源得以高效综合回收利用。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述磨矿及浮选作业中用水均为选矿废水循环回用至流程中。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，与现有技术相比，本发明针对细脉浸染状低品位斑岩型硫化铜矿石中铜品位低，铜矿物种类多，铜与脉石矿物嵌布粒度不一、嵌布关系复杂，云母类易浮硅酸盐脉石矿物含量高的性质特点。(1)采用石灰和硫化钠调节矿浆pH和浮选矿浆环境，石灰在调节矿浆pH的同时还能增加浮选泡沫机械强度，改善泡沫矿化效果。硫化钠可以减弱或消除矿浆中难免离子对浮选的不利影响，同时还能活化少部分氧化铜矿物，改变矿物表面性质，提高矿物疏水能力；(2)发明了铜及伴生金银矿物高效组合捕收剂，提高了对多种类型铜矿物特别是难浮铜矿物的捕集能力，并增强了金银及其载体矿物的回收能力；(3)基于铜矿物种类、粒度不一，浮选速度、可浮性存在差异的特点，设计了“异步快速强化浮选-中矿返回原矿再磨”工艺流程，使得易浮目的矿物快速回收，难浮矿物强化回收，提高了浮选过程及中矿循环的稳定性，改善了精矿质量及选矿回收率。创造性提出了部分浮选中矿合并返回至原矿球磨再磨工艺，使得中矿中大部分含铜连生体矿物解离，避免了尾矿“跑粗”、粗粒矿物不易回收的难题，解决了浮选系统中欠磨问题，不另增中矿单独再磨作业，降低了磨矿能耗，克服了中矿单独再磨过程的不稳定性；(4)精选过程添加水玻璃和六偏磷酸钠，可以起到分散矿泥，抑制部分易浮脉石矿物上浮的作用，进而提高分选效果。
本发明所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，具有节能、环保、降耗、清洁等显著优势，适于处理高寒季节性冰冻地区硫化铜矿石的选矿。
具体实施方式
具体实施方式一：
一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细，磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的70％，磨矿过程中添加石灰1000g/t，加水调浆至矿浆pH为10，得到磨矿矿浆，待用；
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入调节剂硫化钠30g/t、捕收剂60g/t、起泡剂2#油30g/t，进行铜快速浮选，铜快速浮选时间3min，得到铜快浮粗精矿和铜快浮尾矿，待用；
步骤3、将步骤2得到的铜快浮粗精矿进行2次精选，分别为第1次精选、第2次精选，2次精选后得到最终铜精矿A；
步骤4、将步骤2得到的铜快浮尾矿中加入捕收剂30g/t进行铜强化浮选，铜强化浮选时间为3min，得到强化浮铜粗精矿和铜强化粗选尾矿；
步骤5、将步骤4得到的铜强化粗选尾矿进行3次扫选，分别为第a次扫选、第b次扫选、第c次扫选，第a次扫选加入捕收剂10g/t，扫选后得到第a次扫选中矿、第a次扫选尾矿，第a次扫选中矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，第a次扫选尾矿加入捕收剂10g/t进入第b次扫选，扫选后得到第b次扫选中矿、第b次扫选尾矿，所述的第b次扫选中矿返回第a次扫选重复作业，所述的第b次扫选尾矿进入第c次扫选，第c次扫选后得到第c次扫选中矿、第c次扫选尾矿,第c次扫选中矿返回第b次扫选重复作业,得到的第a次扫选尾矿、第b次扫选尾矿、第c次扫选尾矿为最终扫选尾矿；
步骤6、将步骤4得到的强化浮铜粗精矿得到的强化浮铜粗精矿进行铜精选3次，分别为第Ⅰ次铜精选、第Ⅱ次铜精选、第Ⅲ次铜精选，第Ⅰ次铜精选加入水玻璃40g/t，六偏磷酸钠40g/t，精选后得到第Ⅰ次铜精矿和第Ⅰ次精选尾矿，将得到的第Ⅰ次精选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，将得到的第Ⅰ次铜精矿进行第Ⅱ次铜精选，得到第Ⅱ次铜精矿和第Ⅱ次精选尾矿，将得到的第Ⅱ次精选尾矿返回至第Ⅰ次铜精选重复作业，将得到的第Ⅱ次铜精矿进行第Ⅲ次铜精选，第Ⅲ次铜精选后得到最终铜精矿B和第Ⅲ次精选尾矿，将得到的第Ⅲ次精选尾矿返回至第Ⅱ次铜精选重复作业；
步骤7、将步骤3得到的最终铜精矿A和步骤6得到的最终铜精矿B合并，得到细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的最终铜精矿。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂主要是由丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯均匀混合制成。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为5：2：1：1。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的磨矿矿浆的浓度为30wt％。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤3中的第1次精选得到第1次铜精矿和第1次精选尾矿，所述的第1次铜精矿经过第2次精选得到最终铜精矿A和第2次精选尾矿，所述的第1次精选尾矿进行1次扫选，得到第1次扫选精矿和第1次扫选尾矿，所述的第1次扫选精矿和所述的第2次精选尾矿返回第1次精选重复作业，所述的第1次扫选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，所述的第1次精选中加入40g/t的水玻璃、40g/t的六偏磷酸钠。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.41％、含金0.11g/t、含银1.64g/t、含硫0.68％。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，铜矿物主要为黄铜矿和斑铜矿，其次为辉铜矿；主要脉石矿物为石英、长石、长石绢云母化和黑云母。黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿粒度均以微细粒—细粒嵌布为主，粒度整体偏细；铜矿物与硅酸盐矿物云母、长石和石英连生紧密。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，选矿结果如表1所示：
表1选矿结果
注：“*”标注单位为g/t。
从表1中能够看出，应用本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法处理细脉浸染状低品位斑岩型铜矿，获得的铜精矿含铜19.26％、含金4.63g/t、含银60.90g/t，铜回收率为89.71％、金回收率80.38％、银回收率70.93％。
具体实施方式二：
一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细，磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的80％，磨矿过程中添加石灰1500g/t，加水调浆至矿浆pH为11，得到磨矿矿浆，待用；
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入调节剂硫化钠60g/t、捕收剂100g/t、起泡剂2#油20g/t，进行铜快速浮选，铜快速浮选时间2min，得到铜快浮粗精矿和铜快浮尾矿，待用；
步骤3、将步骤2得到的铜快浮粗精矿进行2次精选，分别为第1次精选、第2次精选，2次精选后得到最终铜精矿A；
步骤4、将步骤2得到的铜快浮尾矿中加入捕收剂15g/t进行铜强化浮选，铜强化浮选时间为4min，得到强化浮铜粗精矿和铜强化粗选尾矿；
步骤5、将步骤4得到的铜强化粗选尾矿进行3次扫选，分别为第a次扫选、第b次扫选、第c次扫选，第a次扫选加入捕收剂5g/t，扫选后得到第a次扫选中矿、第a次扫选尾矿，第a次扫选中矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，第a次扫选尾矿加入捕收剂5g/t进入第b次扫选，扫选后得到第b次扫选中矿、第b次扫选尾矿，所述的第b次扫选中矿返回第a次扫选重复作业，所述的第b次扫选尾矿进入第c次扫选，第c次扫选后得到第c次扫选中矿、第c次扫选尾矿,第c次扫选中矿返回第b次扫选重复作业,得到的第a次扫选尾矿、第b次扫选尾矿、第c次扫选尾矿为最终扫选尾矿；
步骤6、将步骤4得到的强化浮铜粗精矿得到的强化浮铜粗精矿进行铜精选3次，分别为第Ⅰ次铜精选、第Ⅱ次铜精选、第Ⅲ次铜精选，第Ⅰ次铜精选加入水玻璃80g/t，六偏磷酸钠20g/t，精选后得到第Ⅰ次铜精矿和第Ⅰ次精选尾矿，将得到的第Ⅰ次精选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，将得到的第Ⅰ次铜精矿进行第Ⅱ次铜精选，得到第Ⅱ次铜精矿和第Ⅱ次精选尾矿，将得到的第Ⅱ次精选尾矿返回至第Ⅰ次铜精选重复作业，将得到的第Ⅱ次铜精矿进行第Ⅲ次铜精选，第Ⅲ次铜精选后得到最终铜精矿B和第Ⅲ次精选尾矿，将得到的第Ⅲ次精选尾矿返回至第Ⅱ次铜精选重复作业；
步骤7、将步骤3得到的最终铜精矿A和步骤6得到的最终铜精矿B合并，得到细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的最终铜精矿。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂主要是由丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯均匀混合制成，其中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为3：3：1：1。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的磨矿矿浆的浓度为32wt％。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤3中的第1次精选得到第1次铜精矿和第1次精选尾矿，所述的第1次铜精矿经过第2次精选得到最终铜精矿A和第2次精选尾矿，所述的第1次精选尾矿进行1次扫选，得到第1次扫选精矿和第1次扫选尾矿，所述的第1次扫选精矿和所述的第2次精选尾矿返回第1次精选重复作业，所述的第1次扫选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，所述的第1次精选向铜快浮粗精矿中加入80g/t的水玻璃、20g/t的六偏磷酸钠。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.48％、含金0.13g/t、含银2.43g/t、含硫1.26％。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，铜矿物主要为黄铜矿和斑铜矿，其次为辉铜矿；主要脉石矿物为石英、长石、长石绢云母化和黑云母。黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿粒度均以微细粒—细粒嵌布为主，粒度整体偏细；铜矿物与硅酸盐矿物云母、长石和石英连生紧密。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，选矿结果如表2所示：
表2选矿结果
注：“*”标注单位为g/t。
从表2中能够看出，应用本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法处理细脉浸染状低品位斑岩型铜矿，获得的铜精矿含铜20.47％、含金4.98g/t、含银87.29g/t，铜回收率为90.42％％、金回收率81.18％、银回收率76.15％。
具体实施方式三：
一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细，磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的70～80％，磨矿过程中添加石灰1000～1500g/t，加水调浆至矿浆pH为10～11，得到磨矿矿浆，待用；
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆中按照顺序加入调节剂硫化钠30～60g/t、捕收剂60～100g/t、起泡剂2#油20～30g/t，进行铜快速浮选，铜快速浮选时间2～3min，得到铜快浮粗精矿和铜快浮尾矿，待用；
步骤3、将步骤2得到的铜快浮粗精矿进行2次精选，分别为第1次精选、第2次精选，2次精选后得到最终铜精矿A；
步骤4、将步骤2得到的铜快浮尾矿中加入捕收剂15～30g/t进行铜强化浮选，铜强化浮选时间为3～4min，得到强化浮铜粗精矿和铜强化粗选尾矿；
步骤5、将步骤4得到的铜强化粗选尾矿进行3次扫选，得到最终扫选尾矿；
步骤6、将步骤4得到的强化浮铜粗精矿得到的强化浮铜粗精矿进行铜精选3次，得到最终铜精矿B；
步骤7、将步骤3得到的最终铜精矿A和步骤6得到的最终铜精矿B合并，得到细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的最终铜精矿。
本实施方式所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，开发了“异步快速强化浮选-中矿返回原矿再磨”工艺流程，借助石灰和硫化钠调浆，发明了铜及伴生金银矿物高效组合捕收剂，精选过程引入水玻璃和六偏磷酸钠。解决了细脉浸染状低品位斑岩型铜矿选矿回收过程中有用矿物回收率低，精选流程长，精矿品位不高的问题。有效提升了主金属铜及伴生金银的选矿回收率，改善了铜精矿质量，提高了选矿过程的稳定性，实现了选矿废水的循环回用，降低了选矿成本及能耗，选矿指标受水质变化影响小，该方法具有节能、环保、降耗、清洁等显著优势，适于处理高寒季节性冰冻地区硫化铜矿石的选矿。
具体实施方式四：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂主要是由丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯均匀混合制成，其中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为(3～5)：(2～3)：1：1。
具体实施方式五：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，所述的捕收剂中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为4：2.5：1：1。
具体实施方式六：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的磨矿矿浆的浓度为30～35wt％。
具体实施方式七：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤3中的第1次精选得到第1次铜精矿和第1次精选尾矿，所述的第1次铜精矿经过第2次精选得到最终铜精矿A和第2次精选尾矿，所述的第1次精选尾矿进行1次扫选，得到第1次扫选精矿和第1次扫选尾矿，所述的第1次扫选精矿和所述的第2次精选尾矿返回第1次精选重复作业，所述的第1次扫选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，所述的第1次精选向铜快浮粗精矿中加入40～80g/t的水玻璃、20～40g/t的六偏磷酸钠。
具体实施方式八：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤4中加入捕收剂22g/t。
具体实施方式九：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤5中3次扫选分别为第a次扫选、第b次扫选、第c次扫选，第a次扫选加入捕收剂5～10g/t，扫选后得到第a次扫选中矿、第a次扫选尾矿，第a次扫选中矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，第a次扫选尾矿加入捕收剂5～10g/t进入第b次扫选，扫选后得到第b次扫选中矿、第b次扫选尾矿，所述的第b次扫选中矿返回第a次扫选重复作业，所述的第b次扫选尾矿进入第c次扫选，第c次扫选后得到第c次扫选中矿、第c次扫选尾矿,第c次扫选中矿返回第b次扫选重复作业,得到的第a次扫选尾矿、第b次扫选尾矿、第c次扫选尾矿为最终扫选尾矿。
具体实施方式十：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤6中铜精选3次分别为第Ⅰ次铜精选、第Ⅱ次铜精选、第Ⅲ次铜精选，第Ⅰ次铜精选加入水玻璃40～80g/t，六偏磷酸钠20～40g/t，精选后得到第Ⅰ次铜精矿和第Ⅰ次精选尾矿，将得到的第Ⅰ次精选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，将得到的第Ⅰ次铜精矿进行第Ⅱ次铜精选，得到第Ⅱ次铜精矿和第Ⅱ次精选尾矿，将得到的第Ⅱ次精选尾矿返回至第Ⅰ次铜精选重复作业，将得到的第Ⅱ次铜精矿进行第Ⅲ次铜精选，第Ⅲ次铜精选后得到最终铜精矿B和第Ⅲ次精选尾矿，将得到的第Ⅲ次精选尾矿返回至第Ⅱ次铜精选重复作业。
具体实施方式十一：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.41％、含金0.11g/t、含银1.64g/t、含硫0.68％。
具体实施方式十二：
根据具体实施方式三所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.48％、含金0.13g/t、含银2.43g/t、含硫1.26％。
以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。

Claims (9)

1.一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：包括如下步骤：
步骤1、将原矿破碎、用球磨机磨细，磨矿细度为-0.074mm粒度级别的含量占给矿总重量的70～80％，磨矿过程中添加石灰1000～1500g/t，加水调浆至矿浆pH为10～11，得到磨矿矿浆，待用；
步骤2、将步骤1得到的磨矿矿浆按照顺序加入调节剂硫化钠30～60g/t、捕收剂60～100g/t、起泡剂2#油20～30g/t，进行铜快速浮选，铜快速浮选时间2～3min，得到铜快浮粗精矿和铜快浮尾矿，待用；
步骤3、将步骤2得到的铜快浮粗精矿进行2次精选，分别为第1次精选、第2次精选，2次精选后得到最终铜精矿A；
步骤4、将步骤2得到的铜快浮尾矿中加入捕收剂15～30g/t进行铜强化浮选，铜强化浮选时间为3～4min，得到强化浮铜粗精矿和铜强化粗选尾矿；
步骤5、将步骤4得到的铜强化粗选尾矿进行3次扫选，得到最终扫选尾矿；
步骤6、将步骤4得到的强化浮铜粗精矿进行铜精选3次，得到最终铜精矿B；
步骤7、将步骤3得到的最终铜精矿A和步骤6得到的最终铜精矿B合并，得到细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的最终铜精矿；
所述的捕收剂主要是由丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯均匀混合制成，其中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为(3～5)：(2～3)：1：1。
2.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的捕收剂中丁基黄药、异戊基黄药、正丁基二硫代磷酸铵、烃基硫代氨基甲酸酯的质量比为4：2.5：1：1。
3.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤1中的磨矿矿浆的浓度为30～35wt％。
4.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤3中的第1次精选得到第1次铜精矿和第1次精选尾矿，所述的第1次铜精矿经过第2次精选得到最终铜精矿A和第2次精选尾矿，所述的第1次精选尾矿进行1次扫选，得到第1次扫选精矿和第1次扫选尾矿，所述的第1次扫选精矿和所述的第2次精选尾矿返回第1次精选重复作业，所述的第1次扫选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，所述的第1次精选中加入40～80g/t的水玻璃、20～40g/t的六偏磷酸钠。
5.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤4中加入捕收剂22g/t。
6.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤5中3次扫选分别为第a次扫选、第b次扫选、第c次扫选，第a次扫选加入捕收剂5～10g/t，扫选后得到第a次扫选中矿、第a次扫选尾矿，第a次扫选中矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，第a次扫选尾矿加入捕收剂5～10g/t进入第b次扫选，扫选后得到第b次扫选中矿、第b次扫选尾矿，所述的第b次扫选中矿返回第a次扫选重复作业，所述的第b次扫选尾矿进入第c次扫选，第c次扫选后得到第c次扫选中矿、第c次扫选尾矿，第c次扫选中矿返回第b次扫选重复作业，得到的第c次扫选尾矿为最终扫选尾矿。
7.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤6中铜精选3次分别为第Ⅰ次铜精选、第Ⅱ次铜精选、第Ⅲ次铜精选，第Ⅰ次铜精选加入水玻璃40～80g/t，六偏磷酸钠20～40g/t，精选后得到第Ⅰ次铜精矿和第Ⅰ次精选尾矿，将得到的第Ⅰ次精选尾矿返回至步骤1中的原矿球磨机再磨，将得到的第Ⅰ次铜精矿进行第Ⅱ次铜精选，得到第Ⅱ次铜精矿和第Ⅱ次精选尾矿，将得到的第Ⅱ次精选尾矿返回至第Ⅰ次铜精选重复作业，将得到的第Ⅱ次铜精矿进行第Ⅲ次铜精选，第Ⅲ次铜精选后得到最终铜精矿B和第Ⅲ次精选尾矿，将得到的第Ⅲ次精选尾矿返回至第Ⅱ次铜精选重复作业。
8.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.41％、含金0.11g/t、含银1.64g/t、含硫0.68％。
9.根据权利要求1所述的一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法，其特征在于：步骤1中的细脉浸染状低品位斑岩型铜矿含铜0.48％、含金0.13g/t、含银2.43g/t、含硫1.26％。
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Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7360656B2 (en) * 2005-12-16 2008-04-22 Rohm And Haas Company Method to improve the cleaner froth flotation process
JP2007330854A (ja) * 2006-06-13 2007-12-27 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 廃レンガを含むカラミからの銅の回収方法
CN101190426B (zh) * 2006-11-24 2010-04-14 中南大学 一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法
CN105149104A (zh) * 2015-09-01 2015-12-16 西北矿冶研究院 一种处理铜冶炼渣的选矿方法
CN105112675A (zh) * 2015-09-02 2015-12-02 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜熔炼渣的处理方法
CN107282312B (zh) * 2017-06-20 2019-05-10 厦门紫金矿冶技术有限公司 一种嵌布粒度微细的硫化铜矿选别工艺
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