CN110292983A - 含金次生硫化铜矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种含金次生硫化铜矿的选矿方法，在于铜半优先浮选、分路铜硫部分混浮粗选、分支铜硫分离粗选加差异化给药：对原矿(a)进行常规磨矿、铜半优先浮选得产品铜精矿1(KCu1)、铜硫部分混浮粗选，铜硫部分混浮粗选分铜硫部分混浮扫选和再磨铜硫分离粗选两路进行：一路再磨矿、铜硫分离粗选，铜硫分离粗选再分支，一支为铜粗精矿二级铜精选得产品铜精矿2(KCu2)，另一支为尾矿三级铜硫分离扫选、硫粗选及再细分支为二级硫精选得产品硫精矿(Ks)和硫扫选得尾矿2(X2)；另一路铜硫部分混浮扫选，经三级混浮扫选得尾矿1(X1)，既可使铜硫分离、保证铜精矿和硫精矿的品位及回收率又能降低能耗、提高选别指标，实现矿石中有用矿物的“能收早收”。具有磨矿成本低、药剂制度简单、工艺流程稳定可靠且目的矿物回收效果好、节能降耗明显等优点。

Description

含金次生硫化铜矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域,尤其涉及一种含金次生硫化铜矿的选矿方法，特别适合处理铜矿物嵌布粗细不均匀且伴生金主要为硫化物包裹金的硫化铜矿石处理应用。
背景技术
自然界中的铜主要以自然铜、硫化铜及氧化铜形式存在。对硫化铜矿的回收主要以浮选法为主，传统的选别工艺多以优先浮选工艺、混合浮选再分离工艺、优先浮选再混合浮选工艺等为主。
含硫高的次生硫化铜矿，由于铜矿物容易氧化，氧化后有较多的铜离子进入矿浆会活化黄铁矿，黄铁矿较难抑制，使铜硫分离更加困难，矿物可浮性多变,回收难度加大，所以含铜矿物的解离和与硫铁矿物分离是该类矿石选别的关键。
如果采用单一的混合浮选或优先浮选流程，以强拉强压或强压强拉方式选别该类型铜矿石，药剂消耗通常较高,中矿循环量大,分选效果差,选矿回收率低，精矿质量差。要想获得较好指标,应在流程选择上有更大的适应性和灵活性,做到“早收、多收,能丢、快丢”,避免中矿中的脉石矿物在流程中恶性循环。发明人开展在先公开文献检索，未检出适宜含金次生硫化铜矿的选矿方法。
为此研发一种含金次生硫化铜矿的选矿方法就显得十分迫切。
发明内容
本发明的任务是克服现有技术的不足，提供一种含金次生硫化铜矿的选矿方法，它即可使能耗降低、适应性强、生产成本低又可提高有价金属综合回收效果。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
含金次生硫化铜矿的选矿方法，在于铜半优先浮选、分路铜硫部分混浮粗选、分支铜硫分离粗选加差异化给药：对原矿(a)进行常规磨矿、铜半优先浮选得产品铜精矿1(KCu1)、铜硫部分混浮粗选，铜硫部分混浮粗选分铜硫部分混浮扫选和再磨铜硫分离粗选两路进行：一路再磨矿、铜硫分离粗选，铜硫分离粗选再分支，一支为铜粗精矿二级铜精选得产品铜精矿2(KCu2)，另一支为尾矿三级铜硫分离扫选、硫粗选及再细分支为二级硫精选得产品硫精矿(Ks)和硫扫选得尾矿2(X2)；另一路铜硫部分混浮扫选，经三级混浮扫选得尾矿1(X1)，既可使铜硫分离、保证铜精矿和硫精矿的品位及回收率又能降低能耗、提高选别指标，实现矿石中有用矿物的“能收早收”。
说明书中涉及的百分比均为质量百分比。
本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：
本发明充分利用矿石矿物嵌布粒度特性进行选矿工艺流程设计，采用铜半优先浮选—半优先浮选尾矿铜硫部分混浮—混浮精矿再磨后铜硫分离工艺综合回收目的矿物，最大程度降低磨矿成本，减少药剂用量等，体现了“清洁生产”的理念。
(1)半优先浮选充分利用次生硫化铜矿矿物之间的自然可浮性特点，实现了目的矿物的“早收、快收”，避免了易浮粗粒矿物过磨，降低了磨矿成本。
(2)半优先尾矿铜硫部分混浮——混浮精矿再磨铜硫分离的工艺充分利用矿物间的可浮性差异及矿物粒度嵌布特征，优先将可浮性好的硫矿物或与铜嵌布紧密的硫矿物一并浮出，并通过再磨技术促进两者的物性分离及矿物表面药剂解析，为铜金硫矿物分选创造了有利条件，实现了矿石中铜、金、硫有价矿物元素的高效综合回收。
(3)根据浮选目标矿物对象的差异性，结合捕收剂丁基黄药和Z200的药剂性能特点，协同应用丁基黄药、Z200作铜金硫捕收剂，提高矿物的分选效率及疏水选择性能力。
总之，该方法充分利用了矿物间的可浮性特点，实现了矿物间的分步回收，具有磨矿成本低、药剂制度简单，工艺流程稳定可靠且目的矿物回收效果好、节能降耗明显等优点。
附图说明
图1是根据本发明提出的一种含金次生硫化铜矿选矿方法的工艺流程示意图。
图中各标识分别表示：
a.原矿 b.氧化钙 c.Z-200 d.丁基黄药 e.松醇油 f.水玻璃KCu1.铜精矿 1KCu2.铜精矿 2KS.硫精矿 X1.尾矿1 X2.尾矿2 X.混合尾矿
以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
具体实施方式
如图1所示，本发明的含金次生硫化铜矿的选矿方法，在于铜半优先浮选、分路铜硫部分混浮粗选、分支铜硫分离粗选加差异化给药：对原矿(a)进行常规磨矿、铜半优先浮选得产品铜精矿1(KCu1)、铜硫部分混浮粗选，铜硫部分混浮粗选分铜硫部分混浮扫选和再磨铜硫分离粗选两路进行：一路再磨矿、铜硫分离粗选，铜硫分离粗选再分支，一支为铜粗精矿二级铜精选得产品铜精矿2(KCu2)，另一支为尾矿三级铜硫分离扫选、硫粗选及再细分支为二级硫精选得产品硫精矿(Ks)和硫扫选得尾矿2(X2)；另一路铜硫部分混浮扫选，经三级混浮扫选得尾矿1(X1)，既可使铜硫分离、保证铜精矿和硫精矿的品位及回收率又能降低能耗、提高选别指标，实现矿石中有用矿物的“能收早收”。
本发明可以进一步是
所述的方法具体工艺步骤与条件如下：
(1)磨矿：将破碎至2mm以下的原矿(1)与水按2:1比例混合给入磨机内进行磨矿，添加氧化钙(b)2500-3000g/t，磨矿至产品细度为-0.075mm占50％，矿浆pH值10.50-11.00，得磨好的矿浆；
(2)铜半优先浮选：向挂槽浮选机内磨好的矿浆添加硫化铜矿捕收药剂Z-200(c)，用量为20-40g/t，搅拌2分钟后进行铜半优先浮选，得产品铜精矿1(KCu1)和铜半优先浮选尾矿；
(3)铜硫部分混浮粗选：向浮选槽内铜半优先浮选尾矿添加捕收剂丁基黄药(d)与起泡剂松醇油(e)，用量分别为30-50g/t和10-20g/t，分别搅拌2分钟和1分钟后进行铜硫部分混浮粗选，得铜流混合粗精矿和铜流混合尾矿进行分路；
(4-1-1)再磨矿：向磨机内铜硫混合粗精矿添加氧化钙(b)，用量为1000-1500g/t，矿浆pH值调整至11.50-12.00，磨矿细度控制在-0.045mm占80％，得再磨产品；
(4-1-2)铜硫分离粗选：向再磨产品添加铜捕收剂Z-200(c)，用量10-20g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离粗选，得铜粗精矿和粗选尾矿，进行分支；
(4-1-2-1)铜精选：向铜粗精矿添加氧化钙(b)100～200g/t，矿浆pH值稳定在11.00-11.50，进行二级铜精选，得产品铜精矿2(KCu2)和铜精选尾矿；
(4-1-2-2)铜硫分离扫选：向铜硫扫选尾矿添加捕收剂Z-200(c)，用量5-10g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离扫选，得铜硫扫选精矿和铜硫扫选尾矿；
(4-1-2-3)硫粗选：向铜硫分离扫选尾矿添加调整剂水玻璃(f)，用量100-300g/t，捕收剂丁基黄药(d)，用量40g/t，起泡剂松醇油(e)，用量10-20g/t，分别搅拌3分钟、2分钟、1分钟，进行硫粗选，得硫粗选精矿和硫粗选尾矿进行再分支；
(4-1-2-3-1)硫精选：向硫粗选精矿添加水玻璃(f)，用量10-150g/t，搅拌3分钟，进行二级硫精选，得硫精矿(KS)和硫精选尾矿；
(4-1-2-3-2)硫扫选：向硫粗选尾矿添加丁基黄药(d)，用量10-20g/t，搅拌2分钟进行硫扫选，得硫扫选精矿和尾矿2(X2)；
(4-2)铜硫部分混浮扫选：向铜硫部分混浮粗选尾矿添加捕收药剂丁基黄药(d)和起泡剂松醇油(e)，用量分别为10-40g/t和5-10g/t，分别搅拌2分钟和1分钟，进行铜硫部分混浮扫选，得铜硫部分混浮精矿和铜硫部分混浮尾矿。
所述二级铜精选尾矿分别返回上一道工序。
所述硫精选尾矿返回上一道工序。
所述铜硫分离扫选精矿分别返回上一道工序。
所述硫扫选精矿返回硫粗选工序。
所述硫粗选精矿返回硫精选，硫粗选尾矿进入到硫扫选。
所述铜硫部分混浮精矿逐级返回至铜硫部分混浮粗选，铜硫部分混浮尾矿逐级形成尾矿1(X1)。
所述尾矿2(X2)与尾矿1(X1)合并为混合尾矿(X)。
下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步详细说明。
实施例1
原矿含Cu 2.83％，Au1.59g/t，S18.49％，将原矿破碎至2mm以下的原矿石与水按2：1比例混合给入磨机内进行磨矿，并添加氧化钙2500g/t，磨矿至产品细度为-0.075mm占50％，矿浆pH值10.50；将磨好的矿物加入挂槽浮选机，添加捕收剂Z-200，用量为30g/t，搅拌2分钟后进行铜半优先浮选，精矿(泡沫产品)即为铜精矿1(kCu1)，尾矿进入铜硫部分混浮粗选作业；铜半优先浮选尾矿中添加捕收剂丁基黄药与起泡剂松醇油，用量分别为100g/t，20g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜硫部分混浮粗选，精矿(泡沫产品)为铜硫混合精矿，进入混合精矿再磨工艺，尾矿进入铜硫部分混浮扫选作业；铜硫部分混浮扫选一作业添加捕收剂丁基黄药和起泡剂松醇油，用量分别为50g/t和15g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜硫部分混浮扫选一，精矿(泡沫产品)返回铜硫部分混浮粗选作业，尾矿进入铜硫部分混浮扫选二作业；铜硫部分混浮扫选二作业添加捕收剂丁基黄药和起泡剂松醇油，用量分别为25g/t和10g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜硫部分混浮扫选二，精矿(泡沫产品)返回铜硫部分混浮扫选一作业，尾矿进入铜硫部分混浮扫选三作业；铜硫部分混浮扫选三作业添加捕收剂丁基黄药和起泡剂松醇油，用量分别为15g/t和10g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行铜硫部分混浮扫选三，精矿(泡沫产品)返回铜硫部分混浮扫选二作业，铜硫部分混浮扫选三作业尾矿即尾矿1(X1)；铜硫部分混浮粗精矿进入再磨作业，并在磨机内添加抑制剂氧化钙，用量为1500g/t，矿浆pH值调整至12.0，磨矿细度控制在-0.045mm占80％，再磨产品进入铜硫分离粗选作业；铜硫分离粗选添加捕收剂Z-200为15g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离粗选，铜粗精矿(泡沫产品)进入铜精选作业，尾矿进入铜硫分离扫选一作业；铜硫分离扫选一添加捕收剂Z-200，用量10g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离扫选一作业，精矿(泡沫产品)返回到铜硫分离粗选作业，尾矿进入到铜硫分离扫选二作业；铜硫分离扫选二添加捕收剂Z-200，用量5g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离扫选二作业，精矿(泡沫产品)返回到铜硫分离扫选一作业，尾矿进入到铜硫分离扫选三作业；铜硫分离扫选三添加捕收剂Z-200，用量5g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离扫选三作业，精矿(泡沫产品)返回到铜硫分离扫选二作业，尾矿进入到硫浮选作业；铜粗精矿添加抑制剂氧化钙200g/t，矿浆pH值稳定在11.50，进行铜精选一作业，精矿(泡沫产品)进入到铜精选二作业，尾矿返回到铜硫分离粗选作业；铜精选一精矿添加抑制剂氧化钙100g/t，矿浆pH值稳定在11.50，进行铜精选二作业，精矿(泡沫产品)为铜精矿2，尾矿返回到铜精选一作业。铜硫分离扫选三尾矿添加调整剂水玻璃，用量200g/t，捕收剂丁基黄药，用量40g/t，起泡剂松醇油，用量15g/t，分别搅拌3分钟、2分钟、1分钟，进行硫粗选作业，精矿(泡沫产品)进入硫精选一作业，尾矿进入到硫扫选作业。硫粗选作业尾矿分别添加捕收剂丁基黄药15g/t，搅拌2分钟后，进行硫扫选，精矿(泡沫产品)返回硫粗选作业，尾矿为尾矿2(X2)，尾矿2与尾矿1合并为最终尾矿。硫粗选作业精矿添加水玻璃，用量100g/t，搅拌3分钟，进行硫精选一作业，精矿(泡沫产品)进入硫精选二作业，尾矿返回硫粗选作业。硫精选一作业精矿添加水玻璃，用量为25g/t，搅拌3分钟进行硫精选二作业，精矿(泡沫产品)为硫精矿，尾矿返回硫精选一作业。
实施例2
原矿含Cu 2.78％，Au1.59g/t，S18.46％、工艺步骤与条件、药剂制度与实施例1相同。
实施例3
原矿含Cu 3.33％，Au2.27g/t，S19.94％，工艺步骤与条件、药剂制度与实施例1相同。
实施例4
原矿含Cu 4.21％，Au2.65g/t，S19.56％，工艺步骤与条件、药剂制度与实施例1相同。
本发明实施例1、实施例2、实施例3、实施例4具体效果见表1。
表1本发明各实施例效果一览表
对比例1～4
某地含金次生硫化铜矿属于高硫浅成热液铜矿床，铜矿物主要有铜蓝，少量的辉铜矿、黄铜矿、硫砷铜矿及斑铜矿；矿石中脉石矿物有石英、长石、明矾石、云母等。伴生金主要赋存在硫化矿物中。对该矿采用公知方法——铜优先浮选工艺，对与实施例一一对应不同原矿对比实施，均是将原矿磨矿至-0.075mm含量占75％，经一次铜粗选、三次铜扫选、两次铜精选获得铜精矿；选铜采用石灰抑制黄铁矿，其总用量为6000g/t，铜捕收剂选用Z-200，其总用量为100g/t。铜三次扫选尾矿浮选硫，选硫采用一次硫粗选、二次硫扫选、二次硫精选获得硫精矿；选硫采用硫酸作为pH调整剂，将矿浆pH值调整至9左右，丁基黄药丁基黄药作为捕收剂，其用量为120g/t，起泡剂松醇油，其用量为30g/t。不同原矿对比例效果见表2。
表2公知方法各对比例效果一览表
由表1、表2中可以看出，采用本发明工艺方法除可较好地综合回收铜金硫，还可提高铜回收率1.5-3.0％。
如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。

Claims (9)

1.含金次生硫化铜矿的选矿方法，其特征在于铜半优先浮选、分路铜硫部分混浮粗选、分支铜硫分离粗选加差异化给药：对原矿(a)进行常规磨矿、铜半优先浮选得产品铜精矿1(KCu1)、铜硫部分混浮粗选，铜硫部分混浮粗选分铜硫部分混浮扫选和再磨铜硫分离粗选两路进行：一路再磨矿、铜硫分离粗选，铜硫分离粗选再分支，一支为铜粗精矿二级铜精选得产品铜精矿2(KCu2)，另一支为尾矿三级铜硫分离扫选、硫粗选及再细分支为二级硫精选得产品硫精矿(Ks)和硫扫选得尾矿2(X2)；另一路铜硫部分混浮扫选，经三级混浮扫选得尾矿1(X1)，既可使铜硫分离、保证铜精矿和硫精矿的品位及回收率又能降低能耗、提高选别指标，实现矿石中有用矿物的“能收早收”。
2.如权利要求1所述的方法，其特征是具体工艺步骤与条件如下：
(1)磨矿：将破碎至2mm以下的原矿(1)与水按2:1比例混合给入磨机内进行磨矿，添加氧化钙(b)2500-3000g/t，磨矿至产品细度为-0.075mm占50％，矿浆pH值10.50-11.00，得磨好的矿浆；
(2)铜半优先浮选：向挂槽浮选机内磨好的矿浆添加硫化铜矿捕收药剂Z-200(c)，用量为20-40g/t，搅拌2分钟后进行铜半优先浮选，得产品铜精矿1(KCu1)和铜半优先浮选尾矿；
(3)铜硫部分混浮粗选：向浮选槽内铜半优先浮选尾矿添加捕收剂丁基黄药(d)与起泡剂松醇油(e)，用量分别为30-50g/t和10-20g/t，分别搅拌2分钟和1分钟后进行铜硫部分混浮粗选，得铜流混合粗精矿和铜流混合尾矿进行分路；
(4-1-1)再磨矿：向磨机内铜硫混合粗精矿添加氧化钙(b)，用量为1000-1500g/t，矿浆pH值调整至11.50-12.00，磨矿细度控制在-0.045mm占80％，得再磨产品；
(4-1-2)铜硫分离粗选：向再磨产品添加铜捕收剂Z-200(c)，用量10-20g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离粗选，得铜粗精矿和粗选尾矿，进行分支；
(4-1-2-1)铜精选：向铜粗精矿添加氧化钙(b)100～200g/t，矿浆pH值稳定在11.00-11.50，进行二级铜精选，得产品铜精矿2(KCu2)和铜精选尾矿；
(4-1-2-2)铜硫分离扫选：向铜硫扫选尾矿添加捕收剂Z-200(c)，用量5-10g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离扫选，得铜硫扫选精矿和铜硫扫选尾矿；
(4-1-2-3)硫粗选：向铜硫分离扫选尾矿添加调整剂水玻璃(f)，用量100-300g/t，捕收剂丁基黄药(d)，用量40g/t，起泡剂松醇油(e)，用量10-20g/t，分别搅拌3分钟、2分钟、1分钟，进行硫粗选，得硫粗选精矿和硫粗选尾矿进行再分支；
(4-1-2-3-1)硫精选：向硫粗选精矿添加水玻璃(f)，用量10-150g/t，搅拌3分钟，进行二级硫精选，得硫精矿(KS)和硫精选尾矿；
(4-1-2-3-2)硫扫选：向硫粗选尾矿添加丁基黄药(d)，用量10-20g/t，搅拌2分钟进行硫扫选，得硫扫选精矿和尾矿2(X2)；
(4-2)铜硫部分混浮扫选：向铜硫部分混浮粗选尾矿添加捕收药剂丁基黄药(d)和起泡剂松醇油(e)，用量分别为10-40g/t和5-10g/t，分别搅拌2分钟和1分钟，进行铜硫部分混浮扫选，得铜硫部分混浮精矿和铜硫部分混浮尾矿。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征是所述二级铜精选尾矿分别返回上一道工序。
4.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述硫精选尾矿返回上一道工序。
5.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述铜硫分离扫选精矿分别返回上一道工序。
6.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述硫扫选精矿返回硫粗选工序。
7.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述硫粗选精矿返回硫精选，硫粗选尾矿进入到硫扫选。
8.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述铜硫部分混浮精矿逐级返回至铜硫部分混浮粗选，铜硫部分混浮尾矿逐级形成尾矿1(X1)。
9.根据权利要求1或2或8所述的方法，其特征是所述尾矿2(X2)与尾矿1(X1)合并为混合尾矿(X)。
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