CN111940118A - 一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种硫化铜矿石的选别方法，尤其涉及一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，包括以下步骤：S1.磨矿；S2.混合浮选；S3.粗精矿脱泥；S4.浮选粗精矿分级再磨；S5.铜硫分离浮选；S6.硫矿物浮选。其中磨矿使用EDTA、水玻璃和硫化钠按5：2：1比例配置的组合调整剂；混合浮选包括三次浮选并以丁基黄药、Z‑200为捕收剂，F‑501作为起泡剂；铜硫分离浮选包含两次精选和两次扫选，精选分离得到铜精矿，精选和扫选的中矿产物返回分级再磨并回收。本发明采用了特定成分和比例的组合调整剂、起泡剂和捕收剂，并采用中矿产物返回再磨方式，提高了铜、硫精矿的品位和回收率，应用前景广阔。

Description

一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法
技术领域
本发明涉及一种硫化铜矿石的选别方法，尤其涉及一种易泥化、高次生铜低品位铜硫矿石的浮选方法。
技术背景
随着社会的发展，人们对铜金属的需求量日益增大，而铜矿资源日益贫细杂化，加大对复杂难选铜矿物的选别回收，具有广泛的经济效益和社会效益。
易泥化、高次生铜低品位铜硫矿石的分选，多年来一直是国内外选矿工作者面临的技术难题，其主要原因有三，其一是矿场特别是露天矿中，含有容易泥化的高岭土、绿泥石等矿物，矿石在破碎、磨矿过程中容易产生泥化，矿泥不仅容易罩盖在目的矿物表面，影响目的矿物的可浮性，而且因为矿泥粒度小、比表面积大，容易消耗浮选药剂；其二是一般高次生铜硫矿石普遍存在复杂的致密交代现象，结晶不完全及嵌布过细的次生铜可浮性往往较差；其三是在磨矿过程中，由于次生铜晶格容易断裂而产生大量的游离态的铜离子，造成矿浆中易被离子活化的黄铜矿、闪锌矿的可浮性大大提高，导致铜硫、铜锌分离困难，难以产生合格的铜精矿。
专利CN104148186B针对含次生铜的多金属硫化矿，将一定细度的铁粉配置成悬浮液加入球磨机中，使铁粉和矿浆形成原电池，形成还原环境以消除矿浆中游离离子及其它难免离子对闪锌矿和黄铁矿的活化作用，增大矿物可浮性差异，达到合理的选别指标。该专利缺点是铁粉的加入，铁粉与Cu2+反应生产Fe2+,造成了矿浆中引进了新的金属Fe2+，Fe2+不但消耗大量选矿药剂，又对设备产生腐蚀。
发明内容
为了解决上述问题，本发明提供了一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法。
本发明采用了以下技术方案：
一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，包括以下步骤：
S1.磨矿：将原矿、组合调整剂投入球磨机中进行磨矿，所述组合调整剂以EDTA、水玻璃、硫化钠按5∶2∶1质量比例配置，所述组合调整剂添加量为300-400g/t原矿；磨矿后产品进行分级，矿浆中粒级不合格矿石返回球磨机再磨，将含有粒级合格矿石的矿浆放入粗选搅拌桶；添加石灰调节矿浆pH值至8-8.5；
S2.混合浮选：混合浮选包括三次浮选，将步骤S1处理后的矿浆投入浮选机，以丁基黄药、Z-200作为捕收剂，F-501作为起泡剂进行第一次浮选；以丁基黄药作为捕收剂，F-501作为起泡剂进行第二次浮选；以丁基黄药作为捕收剂，F-501作为起泡剂进行第三次浮选；将三次浮选分别得到的浮选泡沫混合即为混合粗精矿，每次浮选的尾矿进入下一次浮选，第三次浮选尾矿即为尾矿1；
S3.粗精矿脱泥：将步骤S2得到的所述混合粗精矿与水玻璃、石灰搅拌混合均匀，使矿浆pH值达到12.2-12.3，然后投入浮选机进行脱泥浮选，得到浮选粗精矿和尾矿2；
S4.浮选粗精矿分级再磨：将步骤S3得到的所述浮选粗精矿进行分级，粒级合格矿石进入铜硫分离浮选作业，粒级不合格矿石投入球磨机中进行再磨；
S5.铜硫分离浮选：铜硫分离浮选包括两次精选和两次扫选，步骤S4中粒级合格矿石经过第一次精选得到精矿A和精尾矿B两部分，所述精矿A经过第二次精选分离出铜精矿和精尾矿1；所述精尾矿B经过第一次扫选得到中矿1和精尾矿B1，所述精尾矿B1经过第二次扫选得到中矿2和选铜尾矿；其中所述精尾矿1和所述中矿1返回所述步骤S4进行分级再磨作业，所述中矿2返回一次扫选，所述选铜尾矿进入硫矿物浮选作业；
S6.硫矿物浮选：将步骤S5得到的所述选铜尾矿放入搅拌桶，加入酸性废水调整矿浆pH值至7.0-7.5并加入丁基黄药和F-501进行硫浮选作业得到硫精矿和尾矿3。
优选的，所述步骤1中，粒级合格的矿石为矿石中粒径小于0.074mm的矿粒占总矿石质量含量的65％以上。
优选的，所述步骤2中，以原矿处理质量为参照标准，第一次浮选丁基黄药添加15g/t原矿,Z-200添加15g/t原矿，F-501添加20g/t原矿；第二次浮选丁基黄药添加量为5g/t原矿,F-501添加量为5g/t原矿；第三次浮选丁基黄药添加量为5g/t原矿，F-501添加量为5g/t原矿。
优选的，所述步骤S2中，需要待上一次浮选反应停止且上浮泡沫全部刮走后再添加新的捕收剂和起泡剂，进行下一次浮选。
优选的，所述步骤S3中，水玻璃添加量为200g/t原矿，石灰添加量为500g/t原矿。
优选的，所述步骤S4中，粒级合格矿石为矿石中粒径小于0.044mm的矿粒占总矿石质量含量的85％以上。
进一步优选的，进行所述第二次精选前，在所述精矿A中加入200g/t原矿的石灰调节矿浆pH值至12.2-12.3。
进一步优选的，进行所述第一次扫选前，在所述精尾矿B中添加质量为5g/t原矿的Z-200；进行所述第二次扫选前，在所述精尾矿B1中添加质量为5g/t原矿的Z-200。
优选的，所述步骤S6中，丁基黄药的添加量为20g/t原矿，F-501添加量为20g/t原矿。
本发明的有益效果在于：
1.采用EDTA+水玻璃+硫化钠作为组合调整剂，其中EDTA即乙二胺四乙酸，可以络合矿浆中的Cu2+、Fe2+、Zn2+及Mn2+等金属离子，减弱金属离子对后续浮选的影响；水玻璃可以分散矿泥，减弱矿泥对后续浮选的影响；硫化钠可以沉淀矿浆中有害离子并对氧化铜矿物进行硫化活化，改变氧化铜矿物表面性质，提高铜矿物回收率。由于硫化钠大剂量添加会对铜矿物产生抑制作用，影响铜的回收率，因此采用EDTA：水玻璃：硫化钠＝5：2：1的特点质量比例，EDTA的添加可以减少硫化钠的使用。
2.混合浮选后的粗精矿添加200g/t原矿的水玻璃搅拌混合，水玻璃分散矿泥的机理是因为硅酸胶粒都带有负电，且表面都有水化层，使硅酸胶粒能稳定地分散悬浮在矿浆中，而不会互相团聚和沉降。当这种胶粒及HSiO-吸附在矿泥表面时，使矿泥处于分散状态。
3.精尾矿1和中矿1中含有部分铜硫连生体，若采用顺序返回工艺流程，则这部分连生体经过系统多次循环后，进入铜精矿会降低铜精矿品位，进入硫精矿则会降低铜精矿回收率。将精尾矿1和中矿1返回到分级再磨作业，部分铜硫连生体经再磨后，得到充分解离，有利于铜精矿品位和回收率的提高。
4.露天铜硫矿石在剥离及采矿过程中会产生大量酸性废水，酸性废水pH值一般在2-4、Cu2+离子含量在20-120mg/L，酸性废水必须经过处理使pH值呈中性并去除Cu2+后才能对外排放。本申请在硫矿物浮选作业中添加酸性废水，一来酸性废水可以清洗黄铁矿表面提高其可浮性；二是酸性废水中Cu2+离子对黄铁矿(FeS2)也具有活化作用。以酸性废水作为黄铁矿的活化剂，既解决了废酸的处理问题、减少了硫酸及其它调整剂用量，节约了选矿成本；又有利于黄铁矿的综合回收。
附图说明
图1为本发明的流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明的技术方案做出更为具体的说明。
实施例1
某露天矿开采的铜硫矿石，表层次生淋漓带矿石主要性质特点为脉石矿物以高岭土等为主，同时次生硫化铜含量最高达41.29％，次生硫化铜在破碎、磨矿过程中容易氧化、产生大量铜离子，铜离子既消耗药剂，又对黄铁矿产生活化，增大铜硫分离难度，影响铜硫分离效果；自由氧化铜含量最高达22.13％，影响铜回收率的提高。
对该露天矿原矿某批次矿物进行成分分析，结果如表1所示。
表1原矿铜物分析结果
相别 原生硫化铜 次生硫化铜 自由氧化铜 结合氧化铜 Cu品位
铜含量/％ 0.229 0.252 0.083 0.046 0.61
占有率/％ 37.58 41.29 13.53 7.60 100.00
采用本发明提供的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法进行铜精矿和硫精矿的回收，步骤如下：
S1.磨矿。EDTA、水玻璃、硫化钠按5∶2∶1比例配置成组合调整剂，将原矿和配置好的组合调整剂一并投入球磨机中，组合调整剂添加量为300-400g/t原矿，添加适量水后进行磨矿。对磨矿后产品进行分级，矿浆中小于0.074mm粒径矿粒占总矿浆中矿石质量含量的65％以上的为合格矿浆，将合格矿浆放入粗选搅拌桶，添加石灰调节矿浆pH值至8-8.5，矿浆中未达要求的矿石返回球磨机进行再磨。
S2.混合浮选。调节pH值后的矿浆在浮选机中按原矿处理量质量，每吨原矿添加丁基黄药5g、Z-200 15g和F-501 15g进行第一次浮选作业，Z-200主要成分为乙基硫氨酯，F-501主要成分为松醇油。矿浆在浮选机叶轮的搅拌下会形成大量的泡沫，矿粒附着在泡沫气泡表面，被气泡携带升浮至矿浆液面形成泡沫层，被刮板刮走即成为第一次浮选粗精矿；第一次泡沫上浮完成后进行第二次浮选作业，在第一次浮选尾矿中添加丁基黄药5g/t原矿、F-501 5g/t原矿后重复第一次浮选操作得到第二次浮选粗精矿；第二次浮选完成后进行第三次浮选作业，在第二次浮选尾矿中添加Z-200 5g/t原矿，F-501 5g/t原矿得到第三次浮选粗精矿，将第一、二、三次浮选粗精矿合并即得混合粗精矿，浮选后仍留在矿浆中的颗粒成为尾矿1丢弃。
S3.粗精矿脱泥。以每吨原矿处理量添加100g水玻璃和500g石灰的比例，将混合粗精矿与水玻璃、石灰在搅拌桶中混合均匀，此时矿浆pH值在12.2-12.3，然后送入浮选机进行脱泥浮选作业，浮选脱泥得到浮选粗精矿和细泥，细泥作为尾矿2丢弃。
S4.浮选粗精矿分级再磨。将脱泥后的浮选粗精矿进行分级，矿石中粒径小于0.044mm的矿粒占总矿物含量85％以上的为合格矿石，进入铜硫分离浮选作业；粒级不合格矿石投入球磨机进行再磨分级。
S5.铜硫分离浮选。(1)一次精选作业：对第二次球磨机分级后的浮选粗精矿合格矿石进行第一次精选，一次精选泡沫即精矿A进入第二次精选作业，一次精选尾矿即精尾矿B进入一次扫选作业；(2)二次精选作业：在精矿A中加入200g/t原矿的石灰调节矿浆pH值至12.2-12.3然后进行二次精选浮选作业，二次精选泡沫即为铜精矿，二次精选尾矿即精尾矿2返回步骤S4进入分级再磨作业；(3)一次扫选作业：将精尾矿B投入浮选机，添加5g/t原矿的Z-200进行一次扫选，一次扫选泡沫即中矿1返回步骤S4进入分级再磨作业，一次扫选尾矿即精尾矿B1进入二次扫选作业；(4)二次扫选作业：将精尾矿B1投入浮选机，添加5g/t原矿的Z-200进行二次扫选，二次扫选泡沫即中矿2返回一次扫选作业，二次扫选尾矿即选铜尾矿进入硫矿物浮选作业。
S6.硫矿物浮选。将选铜尾矿放入搅拌桶中，添加酸性废水将矿浆pH值调整至7.0-7.5，加入20g/t原矿的丁基黄药和20g/t原矿的F-501进行硫精矿浮选作业，浮选泡沫即为硫精矿，尾矿3直接抛弃。
回收后的铜精矿和硫精矿各数值如下表所示，其中批次1对应本实施例表1中矿物批次回收，批次2和批次3矿物为采自同一露天矿的不同批，其铜品位和硫品位含量略有差异，使用回收方法步骤同本实施例批次1，此处仅列出结果。
Figure BDA0002620316560000061
以上实施方式仅用以说明本发明的技术方案，而并非对本发明的限制；尽管参照前述实施方式对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：凡在本发明创造的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明创造的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.磨矿：将原矿、组合调整剂投入球磨机中进行磨矿，所述组合调整剂以EDTA、水玻璃、硫化钠按5∶2∶1质量比例配置，所述组合调整剂添加量为300-400g/t原矿；磨矿后产品进行分级，矿浆中粒级不合格矿石返回球磨机再磨，将含有粒级合格矿石的矿浆放入粗选搅拌桶；添加石灰调节矿浆pH值至8-8.5；
S2.混合浮选：混合浮选包括三次浮选，将步骤S1处理后的矿浆投入浮选机，以丁基黄药、Z-200作为捕收剂，F-501作为起泡剂进行第一次浮选；以丁基黄药作为捕收剂，F-501作为起泡剂进行第二次浮选；以丁基黄药作为捕收剂，F-501作为起泡剂进行第三次浮选；将三次浮选分别得到的浮选泡沫混合即为混合粗精矿，每次浮选的尾矿进入下一次浮选，第三次浮选尾矿即为尾矿1；
S3.粗精矿脱泥：将步骤S2得到的所述混合粗精矿与水玻璃、石灰搅拌混合均匀，使矿浆pH值达到12.2-12.3，然后投入浮选机进行脱泥浮选，得到浮选粗精矿和尾矿2；
S4.浮选粗精矿分级再磨：将步骤S3得到的所述浮选粗精矿进行分级，粒级合格矿石进入铜硫分离浮选作业，粒级不合格矿石投入球磨机中进行再磨；
S5.铜硫分离浮选：铜硫分离浮选包括两次精选和两次扫选，步骤S4中粒级合格矿石经过第一次精选得到精矿A和精尾矿B两部分，所述精矿A经过第二次精选分离出铜精矿和精尾矿1；所述精尾矿B经过第一次扫选得到中矿1和精尾矿B1，所述精尾矿B1经过第二次扫选得到中矿2和选铜尾矿；其中所述精尾矿1和所述中矿1返回所述步骤S4进行分级再磨作业，所述中矿2返回一次扫选，所述选铜尾矿进入硫矿物浮选作业；
S6.硫矿物浮选：将步骤S5得到的所述选铜尾矿放入搅拌桶，加入酸性废水调整矿浆pH值7.0-7.5，加入丁基黄药和F-501进行硫浮选作业得到硫精矿和尾矿3。
2.如权利要求1所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤1中，粒级合格矿石为矿石中粒径小于0.074mm的矿粒占总矿石质量含量的65％以上。
3.如权利要求1所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤2中，以原矿处理质量为参照标准，第一次浮选丁基黄药添加15g/t原矿,Z-200添加15g/t原矿，F-501添加20g/t原矿；第二次浮选丁基黄药添加量为5g/t原矿,F-501添加量为5g/t原矿；第三次浮选丁基黄药添加量为5g/t原矿，F-501添加量为5g/t原矿。
4.如权利要求3所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤S2中，需要待上一次浮选反应停止且上浮泡沫全部刮走后再添加新的捕收剂和起泡剂，进行下一次浮选。
5.如权利要求1所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤S3中，水玻璃添加量为200g/t原矿，石灰添加量为500g/t原矿。
6.如权利要求1所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤S4中，粒级合格的矿石为矿石中粒径小于0.044mm的矿石占总矿石质量含量的85％以上。
7.如权利要求1所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤S5中，进行第二次精选前，在所述精矿A中加入200g/t原矿的石灰调节矿浆pH值至12.2-12.3。
8.如权利要求1或7所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：进行所述第一次扫选前，在所述精尾矿B中添加质量为5g/t原矿的Z-200；进行所述第二次扫选前，在所述精尾矿B1中添加质量为5g/t原矿的Z-200。
9.如权利要求1所述的一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法，其特征在于：所述步骤S6中，丁基黄药的添加量为20g/t原矿，F-501添加量为20g/t原矿。
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