CN110064512B

CN110064512B - 一种铜矿的控制氧化-浮选回收的方法

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Publication number: CN110064512B
Application number: CN201910292360.6A
Authority: CN
Inventors: 韩跃新; 张小龙; 李艳军; 高鹏
Original assignee: Northeastern University China
Current assignee: Northeastern University China
Priority date: 2019-04-12
Filing date: 2019-04-12
Publication date: 2021-12-07
Anticipated expiration: 2039-04-12
Also published as: CN110064512A

Abstract

一种铜矿的控制氧化‑浮选回收的方法，按以下步骤进行：(1)将铜矿石破碎后与水混合置于球磨机内，加入调整剂和捕收剂；球磨机封闭后充入氮气将空气排出；(2)启动球磨机，通入混合气体并流通2～5min，通入氮气保持流通至球磨结束，放出矿浆；(3)矿浆中加入调整剂、捕收剂和起泡剂，进行粗选浮选，粗选精矿进行二级精选；粗选尾矿进行三级扫选。本发明的方法调控铜矿在磨矿过程中的表面氧化程度，增强药剂在铜矿表面的作用，可生产出更高质量的铜精矿产品，回收率提高10个百分点以上。

Description

一种铜矿的控制氧化-浮选回收的方法

技术领域

本发明涉及矿物加工工程技术领域，尤其涉及一种铜矿的控制氧化-浮选回收的方法。

背景技术

有色金属矿产资源是我国国防工业和尖端科学技术产业发展过程中的重要战略物资，对我国的国家安全起到了举足轻重的作用；在有色金属矿产资源中铜金属占据重要地位，但我国铜矿资源储量少，目前全球铜资源储量在7.2亿吨，主要分布在智利、秘鲁和墨西哥；然而近年，我国铜消费占世界的40％左右，我国铜产品进口量持续快速增长，导致铜资源整体对外依存度不断提高；2018年，国内净进口铜金属量较2013年增加了36％；因此，实现铜矿资源的高效开发与利用，已经成为我国经济和社会可持续发展的重要战略选择。

磨矿-浮选联合工艺一直是被公认的选别铜矿最有效的手段；但在磨矿-浮选过程中，在矿物、磨矿介质和药剂之间会形成一个复杂的物理、化学及物理化学体系，将会有不同类型的反应发生，从而导致矿浆的化学性质和铜矿表面性质发生变化，进而影响浮选药剂在矿物表面的相互作用；研究表明，铜矿表面的适度氧化，可以暴露出更多的缺金属富硫表面，有利于捕收剂的吸附，进而提高铜矿浮选回收；然而目前，采用常规磨矿-浮选工艺选别铜矿，铜矿在磨矿过程中氧化还原反应过于强烈，使得磨矿产品表面凹凸不平，并有大量絮状物产生，导致铜矿亲水性加强，并减弱了浮选药剂在表面的相互作用，从而导致其浮选回收率较低，造成了极大的资源浪费。

因此，优化铜矿磨矿方法及药剂添加方式，进而改善铜矿浮选回收具有重要的意义。

发明内容

本发明的目的是提供一种铜矿的控制氧化-浮选回收的方法，通过充气密闭球磨，调整矿物表面氧化程度，并通过改变药剂添加位置，增强药剂在矿物表面的作用，最后配合浮选工艺，在保证铜精矿产品质量的前提下，提高铜资源的回收率。

本发明的方法按以下步骤进行：

1、将铜矿石破碎至粒径≤3mm，然后与水混合置于球磨机内，再加入调整剂，然后加入捕收剂；将球磨机封闭后，充入氮气将球磨机内的空气排出；所述的调整剂为氧化钙或氢氧化钙，捕收剂为黄原酸盐；

2、启动球磨机，同时向球磨机内通入混合气体并保持混合气体流通，持续2～5min后，停止通入混合气体，向球磨机内通入氮气并保持流通，直至球磨结束，从球磨机内放出矿浆；矿浆中的铜矿石粉的粒径≤0.074mm的部分占全部铜矿石粉总质量的85～95％；所述的混合气体为氮气和空气的混合气体；

3、向矿浆中加入调整剂，再依次加入捕收剂和起泡剂，最后进行粗选浮选，获得粗选精矿和粗选尾矿；所述的调整剂为氧化钙或氢氧化钙，捕收剂为黄原酸盐，起泡剂为醚醇或2号油；粗选精矿进行一次精选和二次精选，二次精选的精矿作为铜精矿；一次精选和二次精选的尾矿返回上一级浮选；粗选尾矿进行一次扫选、二次扫选和三次扫选，每次扫选的精矿返回上一级，三次扫选的尾矿作为总尾矿。

上述的步骤1中，铜矿石与水的混合比例为按质量比为铜矿石:水＝1:1～7:3。

上述的步骤1中，黄原酸盐选用丁基黄药或戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入10～40g；调整剂的加入量按每吨铜矿石加入1000～2000g。

上述的步骤1中，充入氮气的时间为1～3min。

上述的步骤2中，混合气体中氮气体积百分比为85～95％。

上述的步骤2中，混合气体是氮气和空气在混气筒中混合均匀后的气体。

上述的步骤3中，矿浆中调整剂的加入量按每吨铜矿石加入1000～2000g；黄原酸盐选用丁基黄药或戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入10～40g；起泡剂的加入量按每吨铜矿石加入20～30g。

上述的步骤3中，加入调整剂后搅拌1～2min，再加入捕收剂，搅拌2～3min，最后加入起泡剂，搅拌1～2min。

上述的步骤3中，一次扫选获得的一次扫选尾矿中，加入捕收剂黄原酸盐，黄原酸盐选用丁基黄药或戊基黄药，加入量按每吨一次扫选尾矿加入10～20g，然后进行二次扫选；二次扫选获得的二次扫选尾矿中，加入捕收剂黄原酸盐，黄原酸盐选用丁基黄药或戊基黄药，加入量按每吨二次扫选尾矿加入5～10g，然后进行三次扫选。

上述的铜矿石为氧化铜矿石和硫化铜矿石，按质量百分比含Cu 0.5～5％。

上述的球磨机为充气式密闭球磨机，包括卧式球磨机及立式搅拌磨机。

上述方法中的氮气纯度≥99.9％。

上述方法中，粗选时间为1～3min，每次精选时间为2～4min，每次扫选时间为1～3min。

上述方法中，铜精矿按质量百分比含Cu≥20％。

上述方法中，铜的回收率≥84％。

本发明的方法在形成矿浆前即加入调整剂和捕收剂，利用改变药剂的添加方式，加强调整剂与矿物之间的作用时间，使得药剂更能充分的在矿物表面发生作用；通过通入氮气与空气的混合气体，来严格调控铜矿在磨矿过程中的表面氧化程度，从而增强药剂在铜矿表面的作用；采用本发明选别铜矿石，可生产出更高质量的铜精矿产品，铜精矿浮选回收率可提高10个百分点以上，实现了铜资源的高效利用。

附图说明

图1为本发明实施例中的铜矿的控制氧化-浮选回收的方法流程示意图。

具体实施方式

本发明实施例中采用的铜矿石为氧化铜矿石和/或硫化铜矿石，所述的氧化铜矿石中氧化铜质量含量占总铜含量的50％以上；硫化铜矿石即矿石中的硫化铜质量含量占总铜含量的50％以上。

本发明实施例中采用的铜矿石为江西德兴铜矿石或内蒙赤峰大井子铜矿石。

本发明实施例中采用的球磨机为JM-2L型充气式搅拌球磨机(长沙天创粉末技术有限公司)。

本发明实施例中采用的丁基黄药和戊基黄药为市购产品。

本发明实施例中采用的氧化钙和氢氧化钙为市购产品。

本发明实施例中采用的醚醇和2号油为市购产品。

本发明实施例中采用的醚醇为异构脂肪醇聚氧乙烯醚。

本发明实施例中的异构脂肪醇聚氧乙烯醚选用异构十醇聚氧乙烯醚、异构十一醇聚氧乙烯醚或异构十三醇聚氧乙烯醚。

本发明实施例中充入氮气以及混合气体时的单位流量为300～800mL/min。

本发明实施例中的混气筒为XB-5L型混气筒(沈阳鑫博工业技术股份有限公司)。

本发明实施例中矿浆加入调整剂后的pH值为8～10。

本发明实施例中球磨时间至少8min。

本发明实施例中采用的氮气纯度≥99.9％。

实施例1

流程如图1所示；

将铜矿石破碎至粒径≤3mm，然后与水混合置于球磨机内，再加入调整剂，然后加入捕收剂；将球磨机封闭后，充入氮气将球磨机内的空气排出；所述的调整剂为氧化钙，捕收剂为黄原酸盐；其中铜矿石与水的混合比例为按质量比为铜矿石:水＝1:1；黄原酸盐为丁基黄药，加入量按每吨铜矿石加入10g；调整剂的加入量按每吨铜矿石加入1000g；充入氮气的时间为1min；铜矿石按质量百分比含Cu 0.5％；

启动球磨机，同时向球磨机内通入混合气体并保持混合气体流通，持续2min后，停止通入混合气体，向球磨机内通入氮气并保持流通，直至球磨结束，从球磨机内放出矿浆；矿浆中的铜矿石粉的粒径≤0.074mm的部分占全部铜矿石粉总质量的85％；所述的混合气体为氮气和空气的混合气体；所述的混合气体是氮气和空气在混气筒中混合均匀后的气体，混合气体中氮气体积百分比为90％；

向矿浆中加入调整剂，再依次加入捕收剂和起泡剂，其中加入调整剂后搅拌1～2min，再加入捕收剂，搅拌2～3min，最后加入起泡剂，搅拌1～2min；最后进行粗选浮选，获得粗选精矿和粗选尾矿；所述的调整剂为氧化钙，加入量按每吨铜矿石加入1000g；捕收剂为丁基黄药，加入量按每吨铜矿石加入10g；起泡剂为2号油，加入量按每吨铜矿石加入20g；

粗选精矿进行一次精选和二次精选，二次精选的精矿作为铜精矿；一次精选和二次精选的尾矿返回上一级浮选；粗选尾矿进行一次扫选、二次扫选和三次扫选，每次扫选的精矿返回上一级，三次扫选的尾矿作为总尾矿；其中一次扫选获得的一次扫选尾矿中，加入捕收剂丁基黄药，加入量按每吨一次扫选尾矿加入10g，然后进行二次扫选；二次扫选获得的二次扫选尾矿中，加入捕收剂丁基黄药，加入量按每吨二次扫选尾矿加入5g，然后进行三次扫选；

粗选的时间为1～3min，一次精选和二次精选的时间为2～4min，一次扫选、二次扫选和三次扫选的时间为1～3min；

获得的铜精矿按质量百分比含Cu 20.25％，铜的回收率84.43％；

与现有的铜矿石浮选技术处理相同铜矿石(精矿含铜19.13％，铜回收率72.55％)相比，铜精矿含铜提高1.12％，回收率提高11.88％。

实施例2

方法同实施例1，不同点在于：

(1)铜矿石与水的混合比例为按质量比为铜矿石:水＝5:3；黄原酸盐为戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入20g；调整剂氧化钙的加入量按每吨铜矿石加入1500g；充入氮气的时间为2min；铜矿石按质量百分比含Cu 2.4％；

(2)通入混合气体持续3min；矿浆中的铜矿石粉的粒径≤0.074mm的部分占全部铜矿石粉总质量的90％；混合气体中氮气体积百分比为95％；

(3)调整剂氧化钙的加入量按每吨铜矿石加入2000g；捕收剂为戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入40g；起泡剂为醚醇，加入量按每吨铜矿石加入30g；

(4)一次扫选尾矿中，加入捕收剂戊基黄药，加入量按每吨一次扫选尾矿加入20g，二次扫选尾矿中，加入捕收剂戊基黄药，加入量按每吨二次扫选尾矿加入8g；

(5)获得的铜精矿按质量百分比含Cu 22.67％，铜的回收率86.57％；

与现有的铜矿石浮选技术处理相同铜矿石(精矿含铜20.16％，铜回收率74.31％)相比，铜精矿含铜提高2.51％，回收率提高12.26％。

实施例3

方法同实施例1，不同点在于：

(1)铜矿石与水的混合比例为按质量比为铜矿石:水＝7:3；黄原酸盐为戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入40g；调整剂为氢氧化钙，加入量按每吨铜矿石加入2000g；充入氮气的时间为3min；铜矿石按质量百分比含Cu 4.8％；

(2)通入混合气体持续5min；矿浆中的铜矿石粉的粒径≤0.074mm的部分占全部铜矿石粉总质量的95％；混合气体中氮气体积百分比为85％；

(3)调整剂为氢氧化钙，加入量按每吨铜矿石加入1600g；捕收剂为戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入30g；起泡剂为醚醇，加入量按每吨铜矿石加入25g；

(4)一次扫选尾矿中，加入捕收剂戊基黄药，加入量按每吨一次扫选尾矿加入12g，二次扫选尾矿中，加入捕收剂戊基黄药，加入量按每吨二次扫选尾矿加入10g；

(5)获得的铜精矿按质量百分比含Cu 21.58％，铜的回收率84.06％。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，当不能以此限定本发明实施的范围，即大凡依本发明范围及发明说明内容所作的简单的等效变化与修饰，皆仍属本发明专利涵盖的范围内。

Claims

1.一种铜矿的控制氧化-浮选回收的方法，其特征在于按以下步骤进行：

（1）将铜矿石破碎至粒径≤3mm，然后与水混合置于球磨机内，铜矿石与水的混合比例为按质量比为铜矿石:水=1:1~7:3，再加入调整剂，然后加入捕收剂；将球磨机封闭后，充入氮气将球磨机内的空气排出；调整剂为氧化钙或氢氧化钙，加入量按每吨铜矿石加入1000~2000g；捕收剂为戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入10~40g；所述的铜矿石为氧化铜矿石和硫化铜矿石，按质量百分比含Cu 0.5~5%；

（2）启动球磨机，同时向球磨机内通入混合气体并保持混合气体流通，持续2~5min后，停止通入混合气体，向球磨机内通入氮气并保持流通，直至球磨结束，从球磨机内放出矿浆；矿浆中的铜矿石粉的粒径≤0.074mm的部分占全部铜矿石粉总质量的85~95%；所述的混合气体为氮气和空气的混合气体；混合气体中氮气体积百分比为85~95%；

（3）向矿浆中加入调整剂，再依次加入捕收剂和起泡剂，最后进行粗选浮选，获得粗选精矿和粗选尾矿；所述的调整剂为氧化钙或氢氧化钙，加入量按每吨铜矿石加入1000~2000g；捕收剂为戊基黄药，加入量按每吨铜矿石加入10~40g；起泡剂为醚醇或2号油，加入量按每吨铜矿石加入20~30g；粗选精矿进行一次精选和二次精选，二次精选的精矿作为铜精矿；一次精选和二次精选的尾矿返回上一级浮选；粗选尾矿进行一次扫选、二次扫选和三次扫选，每次扫选的精矿返回上一级，一次扫选获得的一次扫选尾矿中，加入捕收剂戊基黄药，加入量按每吨一次扫选尾矿加入10~20 g，然后进行二次扫选；二次扫选获得的二次扫选尾矿中，加入捕收剂戊基黄药，加入量按每吨二次扫选尾矿加入5~10 g，然后进行三次扫选；三次扫选的尾矿作为总尾矿；铜精矿按质量百分比含Cu 21.58-22.67%；铜的回收率84.06~86.57%。

2.根据权利要求1所述的一种铜矿的控制氧化-浮选回收的方法，其特征在于步骤（3）中，粗选时间为1~3min，每次精选时间为2~4min，每次扫选时间为1~3min。