CN109499749A - 一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法，特别涉及一种有用矿物以磁铁矿、铜、金为主和脉石矿物以蛇纹石为主的含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺解决了“先浮后磁”工艺中，因嵌布粒度细，次生铜活化黄铁矿、脉石易泥化等影响造成的金铜回收率偏低的难题；在低铜铁矿石的选矿作业中，不影响铁精矿品位、回收率的前提下，采取一段磨矿，降低了磨矿成本，采取切实有效的药剂添加比例与药剂种类联合使用，最大程度上提高有价元素，铁、金、铜的综合回收率。

Description

一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法。
背景技术
铁矿石是钢铁工业最重要的基础原料，我国铁矿石工业类型可分为磁铁矿、混合矿、钒钛磁铁矿等八类。目前可供利用的铁矿储量中，磁铁矿储量达到64.56％，磁铁矿石仍是目前铁矿石选矿的主要对象。
近年来，随着资源的开采，多金属矿石普遍呈现出“贫、细、杂”的特点，其中含金铜磁铁矿选矿方法主要采用先浮后磁，保证铁精矿硫含量不超标，再对金铜等有用矿物进行浮选回收，达到收益最大化的目的。但由于金铜铁多金属矿矿石中金铜硫嵌布粒度细，对磨矿细度要求高，然而矿石中含有次生铜，提高磨矿细度解离出Cu2+使黄铁矿受到活化，部分受到活化的黄铁矿在高pH值抑制的情况下仍然会上浮，影响铜硫分离效果，而矿石中的蛇纹石等脉石矿物又易磨易泥化，恶化浮选作业，导致浮选产率大，金铜回收率偏低；同时在后续的混合浮选中，浮选泡沫粘稠，受磁铁矿影响混合浮选压力大，矿石中黄铁矿、黄铜矿表面不清洁，影响其可浮性，出现上浮慢等现象。
发明内容
为了克服上述问题，本发明提供一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法，特别适用于有用矿物以磁铁矿、铜、金为主和脉石矿物以蛇纹石为主的含金铜磁铁矿，采用金铜硫混合浮选，混合浮选尾矿进行磁选，混合精矿进行铜硫分离的作业流程，解决了“先浮后磁”工艺中，因金铜硫嵌布粒度细，脉石易泥化等影响造成的金铜回收率偏低的难题。
本发明的技术方案是这样实现的：
一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法，包括如下步骤：
步骤1原矿进行磨矿分级
对原矿进行一段闭路磨矿，经过球磨磨矿、旋流器分级至旋流器溢流，使得矿石细度为-0.074mm质量百分比含量65-75％，选取一段磨矿即可实现所要求的磨矿细度与溢流浓度，降低了磨矿成本；
步骤2旋流器溢流进入搅拌槽，进行金铜硫混合浮选作业，混浮流程为一粗两精三扫；
其中进行粗选时保证矿浆质量浓度为20％，并加入捕收剂烃基黄原酸盐、起泡剂松醇油和MIBC，松醇油与MIBC添加的质量比例为1：1，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫三不加药；其中粗选加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为80-120g/t原矿，起泡剂松醇油和MIBC用量分别为10-15g/t原矿和10-15g/t原矿，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10-15g/t原矿，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10-15g/t原矿；捕收剂烃基黄原酸盐在混浮流程中的一粗三扫中用量的质量比例为8：1：1；
步骤3铜硫分离浮选：将步骤二中金铜硫混合浮选后所得的精矿再进行铜硫分离浮选，浮选流程为一粗两精三扫，得到铜精矿和硫精矿；
其中粗选过程加入氧化钙作为硫抑制剂，保持矿浆pH在11-11.5之间，加入捕收剂乙硫胺脂，用量为15-30g/t原矿，加入起泡剂松醇油，用量为5-8g/t原矿；
步骤4将步骤二所得的金铜硫混合浮选尾矿进行磁选，磁选作业流程为一粗两精一扫，得到铁精矿和磁选尾矿。
本发明的有益效果：
在不影响铁精矿品位和回收率的前提下，采取一段磨矿，降低了磨矿成本，采取切实有效的药剂并配以适合的比例，最大程度上提高有价元素铁、金、铜的综合回收率；该方法相对于其他选矿方法，适应性强，易操控，设备简单，耗能小；对以磁铁矿为主的企业有很好的实用意义，能够在低成本投入的情况下，获得更大的经济效益和社会效益。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
采用国内某含金铜磁铁矿，该矿石中金属硫化物主要为黄铁矿、黄铜矿，还含有磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、毒砂、硫铜钴矿；氧化铁矿物主要为大磁铁矿，还含有赤铁矿、褐铁矿；贵金属矿物主要为自然金，其次为银金矿，还含有金银矿；非金属矿物主要为蛇纹石，其次为方解石、白云石、橄榄石、云母、长石、石英、石榴石、绿帘石、透辉石、铁辉石、角闪石、磷灰石、硅灰石、榍石、滑石、高岭石、重晶石、金红石。
矿石中的铜矿物主要为黄铜矿，还含有斑铜矿、辉铜矿、黝铜矿、铜蓝等次生铜矿物，黄铜矿粒度分布不均匀，大于0.074mm占49.84％，小于0.037mm质量百分含量占26.39％，黄铜矿时常被斑铜矿、辉铜矿、铜蓝交代，被脉石溶蚀交代，偶见被褐铁矿交代，其表面不清洁，对其可浮性有影响，黄铜矿与金矿物关系密切，与黄铁矿、磁铁矿、脉石关系也相对密切。
请参阅图1所示，将上述矿石按照以下步骤操作；
步骤1原矿进行磨矿分级
对原矿进行一段闭路磨矿，经过球磨磨矿、旋流器分级至旋流器溢流，使得矿石细度为-0.074mm质量百分比含量70％，选取一段磨矿即可实现所要求的磨矿细度与溢流浓度，降低了磨矿成本；
步骤2旋流器溢流进入搅拌槽，进行金铜硫混合浮选作业，混浮流程为一粗两精三扫；
其中进行粗选时保证矿浆质量浓度为20％，并加入捕收剂烃基黄原酸盐、起泡剂松醇油和MIBC，松醇油与MIBC添加的质量比例为1：1，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫三不加药；其中粗选加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为80g/t原矿，起泡剂松醇油和MIBC用量分别为10g/t原矿和10g/t原矿，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10g/t原矿，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10g/t原矿；
在矿石细度为-0.074mm质量百分比含量65％-75％的细度条件下，捕收剂烃基黄原酸盐在混浮流程中的一粗三扫中用量的质量比例为8：1：1，可以提高混合浮选粗选回收率，再以扫选药剂的添加来强化因磨矿细度不足、矿石表面污染而难以捕捉到的黄铁矿、黄铜矿，两种起泡剂的配合添加，既避免因脉石矿物上浮所产生的泡沫量过大，又能在磁铁矿等矿物的影响下，保证混合浮选效果；
步骤3铜硫分离浮选：将步骤二中金铜硫混合浮选后所得的精矿再进行铜硫分离浮选，浮选流程为一粗两精三扫，得到铜精矿和硫精矿；
其中粗选过程加入氧化钙作为硫抑制剂，保持矿浆pH在11-11.5之间，加入捕收剂乙硫胺脂，用量为20g/t原矿，加入起泡剂松醇油，用量为5g/t原矿；
经过混浮所得到的混合精矿，部分黄铜矿和黄铁矿仍未单体解离，在pH值11-11.5的条件下，采取乙硫胺脂作为黄铜矿的捕收剂，以松醇油强化泡沫强度，提升金、铜回收率。
步骤4将步骤二所得的金铜硫混合浮选尾矿进行磁选，磁选作业流程为一粗两精一扫，得到铁精矿和磁选尾矿。
相比于之前的生产指标，在保证铁精矿品位、回收率、含硫量不变的情况下，铜回收率提高8.04％，金回收率提高4.97％。该结果证明了使用本方法的优越性，采用该方法前半年生产指标见表1，采用该方法所得月生产指标见表2。
表1 国内某含金铜磁铁矿前半年生产指标
表2 采用本方法后所得月生产指标

Claims (1)

1.一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法，其特征在于包括如下步骤：
步骤1原矿进行磨矿分级
对原矿进行一段闭路磨矿，经过球磨磨矿、旋流器分级至旋流器溢流，使得矿石细度为-0.074mm质量百分比含量65-75％；
步骤2旋流器溢流进入搅拌槽，进行金铜硫混合浮选作业，混浮流程为一粗两精三扫；
其中进行粗选时保证矿浆质量浓度为20％，并加入捕收剂烃基黄原酸盐、起泡剂松醇油和MIBC，松醇油与MIBC添加的质量比例为1：1，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫三不加药；其中粗选加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为80-120g/t原矿，起泡剂松醇油和MIBC用量分别为10-15g/t原矿和10-15g/t原矿，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10-15g/t原矿，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10-15g/t原矿；捕收剂烃基黄原酸盐在混浮流程中的一粗三扫中用量的质量比例为8：1：1；
步骤3铜硫分离浮选：将步骤二中金铜硫混合浮选后所得的精矿再进行铜硫分离浮选，浮选流程为一粗两精三扫，得到铜精矿和硫精矿；
其中粗选过程加入氧化钙作为硫抑制剂，保持矿浆pH在11-11.5之间，加入捕收剂乙硫胺脂，用量为15-30g/t原矿，加入起泡剂松醇油，用量为5-8g/t原矿；
步骤4将步骤二所得的金铜硫混合浮选尾矿进行磁选，磁选作业流程为一粗两精一扫，得到铁精矿和磁选尾矿。
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