CN110116054B - 一种低品位堆场高氧化铜原矿的浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种低品位堆场高氧化铜原矿的浮选方法，包括将堆场高氧化铜原矿及采场铜原矿磨矿后溢流分级得到沉砂及‑0.045mm大于70%的溢流矿浆的一段球磨溢流步骤；溢流矿浆浓缩并调整矿浆后放入粗选浮选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿的粗选步骤；将粗选步骤得到的粗选尾矿放入扫选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿的扫选步骤。本发明具有工艺简单、铜产率和回收率高、药剂消耗少、污染小的特点。

Description

一种低品位堆场高氧化铜原矿的浮选方法
技术领域
本发明属于有色金属选矿技术领域，具体涉及一种工艺简单、铜产率和回收率高、药剂消耗少、污染小的低品位堆场高氧化铜原矿的浮选方法。
背景技术
铜是一种具有战略价值的金属，在国民经济建设中扮演着重要角色。随着社会的发展，对铜的需求量与日俱增。我国铜资源总量较为丰富，但中小型矿床多，大型、超大型矿床少，矿石的品位多在1%以下，而且矿石的组成呈现出贫矿多、富矿少、单一矿少、伴生矿多的特点，高效回收较为困难。世界铜矿储量中，氧化铜矿和混合铜矿的占比在10～15wt％，我国的铜矿资源中，氧化铜矿占其储量的25wt％。特别是对于开采时间较长的铜矿山，由于前期主要采选高品位的铜矿，低品位铜矿一般单独堆放待用。堆场放置较久的铜矿，随日晒雨淋而氧化，特别是表层氧化较为严重。随着近年来铜矿资源的大规模开发，富矿越来越少，资源整体趋于贫化。随着铜价值的提高和铜矿资源的稀缺，低品位铜矿的采选逐步得到重视，堆场低品位铜矿的高效选矿技术的研究较为紧迫，但堆场低品位铜矿如果采用常规浮选工艺会造成铜精矿品位较低、尾矿品位较高、铜回收率较低的问题。
当前，氧化铜矿较难处理，工业上氧化铜矿浮选工艺一般采用硫化-黄药法，对氧化铜矿物进行硫化时，除了添加硫化物外，大量研究发现，加入硫酸铵、乙二胺磷酸盐等活化剂、抑制剂能极大提高氧化铜矿的浮选效率，但不论是硫化物还是硫酸铵及铵类有机物，在工业浮选过程中添加量不低，且浮选后富含硫酸的废水及含二氧化硫的烟气难以处理，易污染生态环境。此外，由于目前的低品位铜矿一般存在原矿含泥量高，微细粒级矿物占比高，有价组分品位较低，造成浮选过程中渗透性能差，药剂消耗大，精矿品位低。
发明内容
本发明的目的在于提供一种工艺简单、铜产率和回收率高、药剂消耗少、污染小的低品位堆场高氧化铜原矿的浮选方法。
本发明包括一段球磨溢流、粗选、扫选步骤，具体包括：
A、一段球磨溢流：将堆场高氧化铜原矿及采场铜原矿磨矿后溢流分级得到沉砂及-0.045mm大于70%的溢流矿浆；
B、粗选：将溢流矿浆浓缩并调整矿浆后放入粗选浮选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
C、扫选：将B步骤得到的粗选尾矿放入扫选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
本发明将堆场高氧化铜原矿及采场铜原矿合理配矿，通过一段球磨溢流对矿石进行筛分和研磨处理，得到具有特定粒度的待浮选物料，使得浮选过程中微细粒嵌部铜矿中的铜元素更容易被浮选出来，进而有利于提高金属的回收率；此外，通过简单的粗选及扫选工艺流程配合特别配制的低使用量的药剂，不仅药剂消耗少、生产成本低，且克服了直接浮选堆场高氧化铜原矿存在的铜精矿品位较低、尾矿品位较高、铜回收率较低的问题，浮选合并后的精矿铜品位大于6%、产率大于3%且回收率大于85%；而且浮选过程中不添加硫化物及硫酸铵、乙二胺磷酸盐等活化剂、抑制剂，使得浮选后的废水及烟气中的硫化物等有害含量少，不仅易于处理，而且处理后排放对生态环境的污染较小。通过对同一堆场高氧化铜原矿与采场铜原矿的不同配矿后多次重复性浮选验证，本发明的浮选方法指标稳定、工艺成熟。因此，本发明具有工艺简单、铜产率和回收率高、药剂消耗少、污染小的特点。
附图说明
图1为本发明流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变更或改进，均属于本发明的保护范围。
如图1所示，本发明包括一段球磨溢流、粗选、扫选步骤，具体包括：
A、一段球磨溢流：将堆场高氧化铜原矿及采场铜原矿磨矿后溢流分级得到沉砂及-0.045mm大于70%的溢流矿浆；
B、粗选：将溢流矿浆浓缩并调整矿浆后放入粗选浮选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
C、扫选：将B步骤得到的粗选尾矿放入扫选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
所述A步骤中堆场高氧化铜原矿与采场铜原矿按1：1～10质量配比，所述堆场高氧化铜原矿的铜品位为0.2～0.4wt%，所述采场铜原矿的铜品位为0.25～0.5wt%。
所述A步骤中堆场高氧化铜原矿与采场铜原矿按比例混合后依次经磨矿、筛分及旋流分级后得到沉砂及溢流矿浆。
所述A步骤中铜原矿混合后磨碎至粒度0.074 mm的矿粉，然后过200目矿筛得到-200目的矿粉及矿粒，所述矿粒返回再磨且矿粉加水经旋流分级后得到沉砂及溢流矿浆，所述沉砂经再磨后返回旋流分级。
所述B步骤和/或C步骤中的入选矿浆浓度为30～45%。
所述B步骤和/或C步骤中的捕收剂为乙基硫氨酯（Z-200）、戊基黄药、丁基黄药、乙硫氮中的至少一种，所述B步骤和/或C步骤中的起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油。
所述B步骤中按照浮选给矿的干矿量计：捕收剂为丁基黄药的用量为45～70g/t、起泡剂为松醇油的用量为20～45g/t，所述捕收剂及起泡剂加入后分别以2900～3000r/min搅拌3～5min，浮选的刮泡时间为2～4min。
所述C步骤中按照浮选给矿的干矿量计：捕收剂的用量为40～60g/t、起泡剂的用量为20～40g/t，所述捕收剂及起泡剂加入后分别以2900～3000r/min搅拌1～3min，浮选的刮泡时间为1～2min。
所述B步骤和/或C步骤中还添加包括水玻璃、六偏磷酸钠、硅氟酸钠、羧甲基纤维素中至少一种的分散剂，所述分散剂按照浮选给矿的干矿量计的用量为500～1000g/t。
试验例1：
对大红山铁矿基建堆场块状铜矿进行浮选，步骤如下：
S100：将铜品位为0.291wt%的堆场高氧化铜原矿磨碎至粒度0.074 mm的矿粉，加水经旋流分级后得到沉砂及-0.045mm大于74%的溢流矿浆；
S200：将溢流矿浆浓缩并调整至浓度38.15%后放入粗选浮选设备中，加入55g/t的丁基黄药后以2950r/min搅拌4min，然后加入40g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌4min，刮泡时间为3min，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S300：将上述粗选尾矿放入扫选设备中，加入33g/t的丁基黄药加入后以2950r/min搅拌2min，然后加入20g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌2min，刮泡时间为1.5min，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
试验例2：
对大红山铁矿基建堆场块状铜矿进行浮选，步骤如下：
S100：将铜品位为0.291wt%的堆场高氧化铜原矿磨碎至粒度0.074 mm的矿粉，加水经旋流分级后得到沉砂及-0.045mm大于74%的溢流矿浆；
S200：将溢流矿浆浓缩并调整至浓度36.59%后放入粗选浮选设备中，加入48g/t的丁基黄药后以2950r/min搅拌4min，然后加入40g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌4min，刮泡时间为3min，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S300：将上述粗选尾矿放入扫选设备中，加入24g/t的丁基黄药加入后以2950r/min搅拌2min，然后加入20g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌2min，刮泡时间为1.5min，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
表1 试验结果
Figure 339398DEST_PATH_IMAGE001
试验例1及试验例2在浮选时泡沫颜色发黑，现象不正常；从表1中可以看出，基建堆场铜原矿样氧化程度较高，粗选铜精矿品位较低，铜回收率较低，尾矿品位较高，铜的回收率相对较低。
实施例1
S100：将铜品位为0.291wt%的堆场高氧化铜原矿与铜品位为0.337wt%的采场铜原矿按1：5质量配比混合，混合料磨碎至粒度0.074 mm的矿粉，加水经旋流分级后得到沉砂及-0.045mm占71.39%、-0.037mm占62.77%的溢流矿浆；
S200：将溢流矿浆浓缩并调整至浓度38.15%后放入粗选浮选设备中，加入55g/t的丁基黄药后以2950r/min搅拌4min，然后加入40g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌4min，刮泡时间为3min，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S300：将上述粗选尾矿放入扫选设备中，加入33g/t的丁基黄药加入后以2950r/min搅拌2min，然后加入20g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌2min，刮泡时间为1.5min，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
实施例2
S100：将铜品位为0.291wt%的堆场高氧化铜原矿与铜品位为0.485wt%的采场铜原矿按1：1质量配比混合，混合料磨碎至粒度0.074 mm的矿粉，加水经旋流分级后得到沉砂及-0.045mm占70.48%、-0.037mm占61.14%的溢流矿浆；
S200：将溢流矿浆浓缩并调整至浓度36.98%后放入粗选浮选设备中，加入70g/t的丁基黄药后以2950r/min搅拌4min，然后加入60g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌4min，刮泡时间为3min，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S300：将上述粗选尾矿放入扫选设备中，加入45g/t的丁基黄药加入后以2950r/min搅拌2min，然后加入40g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌2min，刮泡时间为1.5min，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
实施例3
S100：将铜品位为0.291wt%的堆场高氧化铜原矿与铜品位为0.257wt%的采场铜原矿按1：10质量配比混合，混合料磨碎至粒度0.074 mm的矿粉，加水经旋流分级后得到沉砂及-0.045mm占73.72%、-0.037mm占65.10%的溢流矿浆；
S200：将溢流矿浆浓缩并调整至浓度30.41%后放入粗选浮选设备中，加入48g/t的丁基黄药后以2950r/min搅拌4min，然后加入40g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌4min，刮泡时间为3min，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S300：将上述粗选尾矿放入扫选设备中，加入24g/t的丁基黄药加入后以2950r/min搅拌2min，然后加入20g/t的松醇油继续以2950r/min搅拌2min，刮泡时间为1.5min，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿。
表2 实施例结果
Figure 850013DEST_PATH_IMAGE002
实施例1、实施例2及实施例3在浮选时泡沫颜色正常；从表2中可以看出，粗选铜精矿品位与正常生产指标接近，尾矿品位稍高，铜回收率在85~92.5%之间波动，属于正常波动范围。

Claims (6)

1.一种低品位堆场高氧化铜原矿的浮选方法，其特征在于包括一段球磨溢流、粗选、扫选步骤，具体包括：
A、一段球磨溢流：将堆场高氧化铜原矿及采场铜原矿磨矿后溢流分级得到沉砂及-0.045mm大于70%的溢流矿浆；堆场高氧化铜原矿与采场铜原矿按质量比1:1~10配比，堆场高氧化铜原矿的铜品位为0.2~0.4wt%，采场铜原矿的铜品位为0.25~0.5wt%；
B、粗选：将溢流矿浆浓缩并调整矿浆后放入粗选浮选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
C、扫选：将B步骤得到的粗选尾矿放入扫选设备中，依次加入捕收剂及起泡剂搅拌进行扫选，得到扫选精矿和扫选尾，将粗选精矿泡沫和扫选精矿合并过滤干燥得到铜精矿；
B、C步骤中入选矿浆浓度为30~45%，捕收剂为乙基硫氨酯、戊基黄药、丁基黄药、乙硫氮中的至少一种，起泡剂为甲基异丁基甲醇和/或松醇油。
2.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于所述A步骤中堆场高氧化铜原矿与采场铜原矿按比例混合后依次经磨矿、筛分及旋流分级后得到沉砂及溢流矿浆。
3.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于所述A步骤中铜原矿混合后磨碎至粒度0.074mm的矿粉，然后过200目矿筛得到-200目的矿粉及矿粒，所述矿粒返回再磨且矿粉加水经旋流分级后得到沉砂及溢流矿浆，所述沉砂经再磨后返回旋流分级。
4.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于所述B步骤中按照浮选给矿的干矿量计：捕收剂为丁基黄药的用量为45~70g/t、起泡剂为松醇油的用量为20~45g/t，所述捕收剂及起泡剂加入后分别以2900~3000r/min搅拌3~5min，浮选的刮泡时间为2~4min。
5.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于所述C步骤中按照浮选给矿的干矿量计：捕收剂的用量为40~60g/t、起泡剂的用量为20~40g/t，所述捕收剂及起泡剂加入后分别以2900~3000r/min搅拌1~3min，浮选的刮泡时间为1~2min。
6.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于所述B步骤和/或C步骤中还添加包括水玻璃、六偏磷酸钠、硅氟酸钠、羧甲基纤维素中至少一种的分散剂，所述分散剂按照浮选给矿的干矿量计的用量为500~1000g/t。
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