CN110813546A - 一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，首先将高钙镁型氧化硫化混合铜矿进行湿磨，然后将矿浆进行四次粗选作业和一次扫选作业，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环，将四次粗选精矿合并后进行两次精选作业，其中第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿，本发明基于“控制矿泥危害‑氧化铜矿物有效硫化‑硫化铜矿物抗抑制‑粗粒连生体铜矿物强活化‑微细粒铜矿物有效团聚”的技术思路，提出了一种“原浆搅拌‑耦合硫化活化‑选择性抑制与团聚‑协同捕收”分离高钙镁型氧化硫化混合铜矿石的方法，本发明组合药剂之间的协同效应明显，提高了连生体和微细粒铜矿物的回收率。
Description
技术领域
本发明涉及一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，属于冶金选矿技术领域。
背景技术
铜广泛应用于军工、电力、通讯、交通、运输、轻工、建筑、机械等行业。目前已知的铜矿物有200余种，其中具有工业应用价值的铜矿物有17种。根据矿床形成的地质条件和成矿模式，铜矿床主要类型可分为斑岩、矽卡岩、层状、含铜黄铁矿、铜镍硫化矿、脉状及自然铜等类型。根据生成条件和化学成分不同，铜矿物可分为：原生硫化铜矿物，如黄铜矿；次生硫化铜矿物，如辉铜矿；氧化铜矿物，如孔雀石、自然铜等。
据美国地质调查局估计，2018年世界陆地已发现铜资源量21亿吨(斑岩型铜矿18亿吨)，潜在铜资源量35亿吨，世界铜储量8.3亿吨。主要分布在太平洋。另外，洋底或海底热泉形成的贱金属硫化物矿床中也含有大量的铜资源。
据我国国土资源部统计，2017年，中国的铜矿储量达到了1.06亿金属吨，主要分布在西南三江地区、长江中下游、东南沿海、秦祁昆成矿带以及辽吉黑东部、西藏冈底斯成矿带，即江西、云南、湖北、西藏、甘肃、安徽、山西、内蒙古、黑龙江等省区，这9个省区的基础储量约占全国总基础储量的81.53％。而在我国已探明的铜矿资源当中，相当大的部分是高钙镁难处理氧化硫化混合铜矿。例如云南东川汤丹铜矿已探明的储量就达140万吨铜金属，地质品位0.8％左右。其矿石中氧化铜矿物种类多，主要包括孔雀石、蓝铜矿、黑铜矿、赤铜矿、硅孔雀石等；硫化铜矿物主要是斑铜矿和黄铜矿，少量辉铜矿；脉石矿物主要是白云石、方解石和石英等。这类矿石普遍具有高钙镁、高氧化率、高结合率、高泥质、铜矿物种类多、嵌布粒度细和品位低的特点。这些原矿性质给浮选分离带来了较大难度。
随着我国工业化和信息化进程的快速发展和推进，对铜的消费需求急剧膨胀。从2002年起，我国铜消费首次超过美国，成为世界第一大铜消耗国，但是自给率不足30％。2018年，自产精矿含铜仅有130万吨左右。目前我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺，每年需要进口大量的铜精矿和废杂铜。一方面我国铜资源短缺，硫化矿和含铜富矿日益减少，另一方面我国已探明的铜矿资源中，相当大的部分是低品位难处理的氧化硫化混合铜矿，因缺乏高效开发和利用新技术，未能得到很好的开发和利用。因此，研发一种处理该类铜矿石的高效利用新技术意义重大。
发明内容
本发明的目的在于提供一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，本发明基于“控制矿泥危害-氧化铜矿物有效硫化-硫化铜矿物抗抑制-粗粒连生体铜矿物强活化-微细粒铜矿物有效团聚”的技术思路，提出了一种“原浆搅拌-耦合硫化活化-选择性抑制与团聚-协同捕收”分离高钙镁型氧化硫化混合铜矿石的方法。
本发明的技术方案如下：首先将高钙镁型氧化硫化混合铜矿进行湿磨，然后将矿浆进行四次粗选作业和一次扫选作业，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环，将四次粗选精矿合并后进行两次精选作业，其中第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿。
本高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，具体步骤如下：
(1)将高钙镁型氧化硫化混合铜矿进行湿磨，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占88～95％，并调节矿浆的质量浓度为33～38％，按每吨原矿计，依次向矿浆中添加1000～2000g/t的组合调整剂、1500～2000g/t的硫氢化钠，搅拌8～10分钟后添加150～200g/t的组合捕收剂、30～60g/t的起泡剂，搅拌2～3分钟，进行第一次粗选作业，浮选时间为7～8分钟，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(2)向第一次粗选尾矿中依次添加100～200g/t的组合调整剂、150～200g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂，搅拌2～3分钟，进行第二次粗选作业，浮选时间为7～8分钟，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(3)向第二次粗选尾矿中依次添加200～300g/t的组合调整剂、300～500g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂、20～30g/t的起泡剂，搅拌2～3分钟，进行第三次粗选作业，浮选时间为7～8分钟得到第三次粗选精矿和第三次粗选尾矿；
(4)向第三次粗选尾矿中依次添加100～200g/t的组合调整剂、150～200g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂，搅拌2～3分钟，浮选时间为7～8分钟进行第四次粗选作业，得到第四次粗选精矿和第四次粗选尾矿；
(5)向第四次粗选尾矿中依次添加150～250g/t的组合调整剂、150～250g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂、30～60g/t的起泡剂，搅拌2～3分钟，进行扫选作业，浮选时间为7～8分钟得到扫选精矿和扫选尾矿，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(6)将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿、第三次粗选精矿和第四次粗选精矿合并后调节矿浆的质量浓度为15～20％，然后向矿浆中依次添加50～100g/t的组合调整剂、100～150g/t的硫氢化钠、50～100g/t的组合捕收剂，搅拌2～3分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选精矿和第一次精选尾矿，将第一次精选尾矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(7)调节第一次精选精矿的矿浆质量浓度为15～20％，不添加任何药剂，进行第二次精选作业，得到第二次精选精矿和第二次精选尾矿，将第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿。
所述组合调整剂由以下质量比的组分组合得到：碳酸氢铵占10～20％，硫酸铵占40％～45％，腐植酸钠占18％～20％，磷酸乙二胺占18％～20％，明矾占4％～5％。
所述组合捕收剂由以下质量比的组分组合得到：硫氮9#占20％～25％，丁铵黑药占10％～15％，异戊基黄药占60％～70％。
本发明所述的氧化硫化混合铜矿石，属于极难选的混合铜矿石。
本发明的技术原理是：
基于耦合协同效应原理和原位活化浮选理论，利用铵-胺盐对铜、镍、金、银具有选择性溶解作用，孔雀石具有层间结构及其它铜矿物结构特点和脉石矿物性质，增强孔雀石层间硫化活化、其余种类的氧化铜矿物表层硫化活化、硫化铜矿物原位活化效应，针对性使用组合捕收剂，硫氮9#对硫化矿具有选择性和捕收性，丁铵黑药对硫化矿及金银具有良好捕收性，异戊基黄药对硫化矿和氧化铜矿具有捕收作用，三种药剂组合后对“铵-胺盐”活化-硫化剂硫化的氧化铜矿物及该体系中的硫化铜矿物具有更好的捕收性和选择性，增强各种铜矿物表面疏水性，从而提高铜矿物可浮性；针对性使用调整剂，腐殖酸钠对碳泥质、铁质等脉石矿物具有抑制作用，明矾对细粒具有团聚与分散作用，碳酸氢铵、硫酸铵和磷酸乙二胺不仅对氧化铜矿物具有强化硫化作用，而且具有减弱或消除硫化剂对硫化铜矿物抑制作用，增强脉石矿物亲水性，降低脉石矿物可浮性，增强铜矿物可浮性。两种措施联合采用，达到提高浮选指标的目的。
本发明的有益效果是：
(1)本发明组合药剂之间的协同效应明显，提高了连生体和微细粒铜矿物的回收率。
(2)本发明在原矿含铜品位≥0.8％，氧化率≥30％，结合率≥10％，原矿含泥≥15％的条件下，铜回收率可达78％～92％，铜精矿品位≥18％。
(3)本发明与常规硫化浮选工艺比较，在精矿品位一致的情况下，可提高铜回收率4％～15％，同时可提高伴生金、银的回收率分别为5％～8％和6％～15％。
附图说明
图1为本发明所采用的浮选工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步描述。
实施例1：原矿含铜品位0.82％，氧化率56.76％，结合率15.16％的铜矿石，对本实施例的铜矿石进行浮选，本实施例中的组合调整剂由以下质量比的组分组合得到：碳酸氢铵占10％，硫酸铵占45％，腐植酸钠占20％，磷酸乙二胺占20％，明矾占5％。组合捕收剂由以下质量比的组分组合得到：硫氮9#占20％，丁铵黑药占10％，异戊基黄药占70％。
如图1所示，本实施例的具体步骤如下：
(1)将高钙镁型氧化硫化混合铜矿石进行湿磨，使矿石磨至细度为-74μm占88％，调节矿浆的质量浓度为38％，按每吨高钙镁型氧化硫化混合铜矿石添加组合调整剂1000g、硫氢化钠1500g，搅拌8分钟，添加组合捕收剂150g、起泡剂2#油30g，搅拌2分钟，进行第一次粗选作业，浮选时间7分钟，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(2)向第一次粗选尾矿中依次添加100g/t的组合调整剂、150g/t的硫氢化钠、100g/t的组合捕收剂，搅拌2分钟，进行第二次粗选作业，浮选时间为7分钟，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(3)向第二次粗选尾矿中依次添加200g/t的组合调整剂、300g/t的硫氢化钠、100g/t的组合捕收剂、20g/t的起泡剂，搅拌2分钟，进行第三次粗选作业，浮选时间为7分钟，得到第三次粗选精矿和第三次粗选尾矿；
(4)向第三次粗选尾矿中依次添加100g/t的组合调整剂、150g/t的硫氢化钠、100g/t的组合捕收剂，搅拌2分钟，浮选时间为7分钟进行第四次粗选作业，得到第四次粗选精矿和第四次粗选尾矿；
(5)向第四次粗选尾矿中依次添加150g/t的组合调整剂、150g/t的硫氢化钠、100/t的组合捕收剂、30g/t的起泡剂，搅拌2分钟，进行扫选作业，浮选时间为7分钟，得到扫选精矿和扫选尾矿，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(6)将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿、第三次粗选精矿和第四次粗选精矿合并后调节矿浆的质量浓度为15％，然后向矿浆中依次添加50g/t的组合调整剂、100g/t的硫氢化钠、50g/t的组合捕收剂，搅拌2分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选精矿和第一次精选尾矿，将第一次精选尾矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(7)调节第一次精选精矿的矿浆质量浓度为15％，不添加任何药剂，进行第二次精选作业，得到第二次精选精矿和第二次精选尾矿，将第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿。
铜精矿品位18.78.％，铜的回收率85.05％；伴生银回收率78.66％，伴生金回收率76.82％。
实施例2：原矿含铜品位3.82％，氧化率66.31％，结合率12.09％的铜矿石，对本实施例的铜矿石进行浮选，本实施例中的组合调整剂由以下质量比的组分组合得到：碳酸氢铵占20％，硫酸铵占40％，腐植酸钠占18％，磷酸乙二胺占18％，明矾占4％。组合捕收剂由以下质量比的组分组合得到：硫氮9#占25％，丁铵黑药占15％，异戊基黄药占60％。
如图1所示，本实施例的具体步骤如下：
(1)将高钙镁型氧化硫化混合铜矿石进行湿磨，使矿石磨至细度为-74μm占90％，调节矿浆的质量浓度为36％，按每吨高钙镁型氧化硫化混合铜矿石添加组合调整剂1500g、硫氢化钠1600g，搅拌9分钟，添加组合捕收剂180g、起泡剂2#油45g，搅拌3分钟，进行第一次粗选作业，浮选时间8分钟，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(2)向第一次粗选尾矿中依次添加150g/t的组合调整剂、180g/t的硫氢化钠、120g/t的组合捕收剂，搅拌3分钟，进行第二次粗选作业，浮选时间为8分钟，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(3)向第二次粗选尾矿中依次添加250g/t的组合调整剂、400g/t的硫氢化钠、130g/t的组合捕收剂、25g/t的起泡剂，搅拌3分钟，进行第三次粗选作业，浮选时间为8分钟，得到第三次粗选精矿和第三次粗选尾矿；
(4)向第三次粗选尾矿中依次添加150g/t的组合调整剂、180g/t的硫氢化钠、120g/t的组合捕收剂，搅拌3分钟，浮选时间为8分钟进行第四次粗选作业，得到第四次粗选精矿和第四次粗选尾矿；
(5)向第四次粗选尾矿中依次添加180g/t的组合调整剂、180g/t的硫氢化钠、120/t的组合捕收剂、35g/t的起泡剂，搅拌3分钟，进行扫选作业，浮选时间为8分钟，得到扫选精矿和扫选尾矿，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(6)将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿、第三次粗选精矿和第四次粗选精矿合并后调节矿浆的质量浓度为18％，然后向矿浆中依次添加70g/t的组合调整剂、120g/t的硫氢化钠、70g/t的组合捕收剂，搅拌3分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选精矿和第一次精选尾矿，将第一次精选尾矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(7)调节第一次精选精矿的矿浆质量浓度为18％，不添加任何药剂，进行第二次精选作业，得到第二次精选精矿和第二次精选尾矿，将第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿。
铜精矿品位24.84％，铜的回收率92.65％；伴生银回收率82.24％，伴生金回收率80.05％。
实施例3：原矿含铜品位1.62％，氧化率66.55％，结合率25.16％的铜矿石，对本实施例的铜矿石进行浮选，本实施例中的组合调整剂由以下质量比的组分组合得到：碳酸氢铵占15％，硫酸铵占42.5％，腐植酸钠占19％，磷酸乙二胺占19％，明矾占4.5％。组合捕收剂由以下质量比的组分组合得到：硫氮9#占22％，丁铵黑药占13％，异戊基黄药占65％。
如图1所示，本实施例的具体步骤如下：
(1)将高钙镁型氧化硫化混合铜矿石进行湿磨，使矿石磨至细度为-74μm占95％，调节矿浆的质量浓度为33％，按每吨高钙镁型氧化硫化混合铜矿石添加组合调整剂2000g、硫氢化钠2000g，搅拌10分钟，添加组合捕收剂200g、起泡剂2#油60g，搅拌2.5分钟，进行第一次粗选作业，浮选时间7.5分钟，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(2)向第一次粗选尾矿中依次添加200g/t的组合调整剂、200g/t的硫氢化钠、150g/t的组合捕收剂，搅拌2.5分钟，进行第二次粗选作业，浮选时间为7.5分钟，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(3)向第二次粗选尾矿中依次添加300g/t的组合调整剂、500g/t的硫氢化钠、150g/t的组合捕收剂、30g/t的起泡剂，搅拌2.5分钟，进行第三次粗选作业，浮选时间为7.5分钟，得到第三次粗选精矿和第三次粗选尾矿；
(4)向第三次粗选尾矿中依次添加200g/t的组合调整剂、200g/t的硫氢化钠、150g/t的组合捕收剂，搅拌2.5分钟，浮选时间为7.5分钟进行第四次粗选作业，得到第四次粗选精矿和第四次粗选尾矿；
(5)向第四次粗选尾矿中依次添加250g/t的组合调整剂、250g/t的硫氢化钠、150/t的组合捕收剂、60g/t的起泡剂，搅拌2.5分钟，进行扫选作业，浮选时间为7.5分钟，得到扫选精矿和扫选尾矿，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(6)将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿、第三次粗选精矿和第四次粗选精矿合并后调节矿浆的质量浓度为20％，然后向矿浆中依次添加100g/t的组合调整剂、150g/t的硫氢化钠、100g/t的组合捕收剂，搅拌2.5分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选精矿和第一次精选尾矿，将第一次精选尾矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(7)调节第一次精选精矿的矿浆质量浓度为20％，不添加任何药剂，进行第二次精选作业，得到第二次精选精矿和第二次精选尾矿，将第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿。
铜精矿品位18.18％，铜的回收率78.88％。伴生银回收率71.03％，伴生金回收率70.35％。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (3)
1.一种高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，其特征在于，具体步骤如下：
(1)将高钙镁型氧化硫化混合铜矿进行湿磨，磨矿至以质量计粒度小于0.074mm占88～95％，并调节矿浆的质量浓度为33～38％，按每吨原矿计，依次向矿浆中添加1000～2000g/t的组合调整剂、1500～2000g/t的硫氢化钠，搅拌8～10分钟后添加150～200g/t的组合捕收剂、30～60g/t的起泡剂，搅拌2～3分钟，进行第一次粗选作业，浮选时间为7～8分钟，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(2)向第一次粗选尾矿中依次添加100～200g/t的组合调整剂、150～200g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂，搅拌2～3分钟，进行第二次粗选作业，浮选时间为7～8分钟，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(3)向第二次粗选尾矿中依次添加200～300g/t的组合调整剂、300～500g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂、20～30g/t的起泡剂，搅拌2～3分钟，进行第三次粗选作业，浮选时间为7～8分钟，得到第三次粗选精矿和第三次粗选尾矿；
(4)向第三次粗选尾矿中依次添加100～200g/t的组合调整剂、150～200g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂，搅拌2～3分钟，浮选时间为7～8分钟进行第四次粗选作业，得到第四次粗选精矿和第四次粗选尾矿；
(5)向第四次粗选尾矿中依次添加150～250g/t的组合调整剂、150～250g/t的硫氢化钠、100～150g/t的组合捕收剂、30～60g/t的起泡剂，搅拌2～3分钟，进行扫选作业，浮选时间为7～8分钟，得到扫选精矿和扫选尾矿，将扫选精矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(6)将第一次粗选精矿、第二次粗选精矿、第三次粗选精矿和第四次粗选精矿合并后调节矿浆的质量浓度为15～20％，然后向矿浆中依次添加50～100g/t的组合调整剂、100～150g/t的硫氢化钠、50～100g/t的组合捕收剂，搅拌2～3分钟，进行第一次精选作业，得到第一次精选精矿和第一次精选尾矿，将第一次精选尾矿返回第一次粗选作业中，形成闭路循环；
(7)调节第一次精选精矿的矿浆质量浓度为15～20％，不添加任何药剂，进行第二次精选作业，得到第二次精选精矿和第二次精选尾矿，将第二次精选尾矿返回第一次精选作业中，形成闭路循环，第二次精选精矿即为最终的铜精矿。
2.根据权利要求1所述的高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，其特征在于：所述组合调整剂由以下质量比的组分组合得到：碳酸氢铵占10～20％，硫酸铵占40％～45％，腐植酸钠占18％～20％，磷酸乙二胺占18％～20％，明矾占4％～5％。
3.根据权利要求1所述的高钙镁型氧化硫化混合铜矿的浮选方法，其特征在于：所述组合捕收剂由以下质量比的组分组合得到：硫氮9#占20％～25％，丁铵黑药占10％～15％，异戊基黄药占60％～70％。
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