CN113083512B - 一种促进氧化铜矿浮选的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种促进氧化铜矿浮选的方法，属于矿物加工浮选技术领域。本发明方法包括以下步骤：(1)在氧化铜原料中加入铜粉并置于浮选槽中搅拌，使得氧化铜原料和铜粉在浮选槽中混合均匀；(2)向步骤(1)所得的矿浆中加入浮选捕收剂并继续搅拌；(3)向步骤(2)所得的矿浆中加入起泡剂，继续搅拌后充气浮选得到铜精矿产品。本发明方法的浮选回收率最高可达85.48％，显著提升了现有氧化铜原料直接浮选的回收率。本发明方法工艺流程简单，操作简便，成功实现了低捕收剂用量下氧化铜的高效浮选回收。
Description
技术领域
本发明公开了一种促进氧化铜矿浮选的方法，属于矿物加工浮选技术领域。
背景技术
铜是一种重要的有色金属，其在国民经济建设中具有举足轻重的地位，而铜矿则是铜冶炼的重要原材料。铜矿指可以利用的含铜的自然矿物集合体的总称。自然条件存在的铜矿总体可以分为硫化铜矿和氧化铜矿两大类。对于硫化铜矿，黄药类捕收剂在较低的药剂用量便可以对其进行较好的回收。然而，随着易选硫化铜矿石资源的不断减少，人们开始把目光转向较难选的氧化铜矿石资源。氧化铜矿的高效开发和利用因此成为了选矿行业的重要研究方向。在浮选技术方面，对于氧化铜矿的选别回收主要有“直接浮选法”和“硫化浮选法”两大类。
氧化铜是自然条件下所存在的黑铜矿的主要成分，属于氧化铜矿中的一种，化学式为CuO。目前，氧化铜主要用于制造人造丝、陶瓷、釉及搪瓷、电池、石油脱硫剂和杀虫剂。在氧化铜的选别回收方面，若采用黄药类捕收剂以“直接浮选法”对其进行直接浮选回收，往往存在着捕收剂药剂用量大，浮选效果不佳等诸多问题。因此，“硫化浮选法”成为了当前浮选技术领域中代替“直接浮选法”来选别回收氧化铜的重要技术手段之一。
“硫化浮选法”是预处理氧化铜矿常用且经济的一种加工技术，其通过使用硫化剂对氧化铜矿物表面进行硫化预处理，使其表面生成“硫化膜”，然后采用黄药等捕收剂直接使硫化后的氧化铜矿物疏水上浮。在硫化浮选氧化铜矿方面，目前已有报道。专利[CN111482278A]公开了一种氧化铜矿的浮选方法。该发明方法采用硫化钠和/或硫化铵对氧化铜矿进行预先硫化后，采用烷基黄药的混合捕收剂对氧化铜矿进行了有效回收。专利[CN108722678A]公开了一种氧化铜矿的浮选方法。该发明方法采用硫化钠对硫化铜矿进行硫化预处理后，使用丁黄药作捕收剂，2#油作起泡剂较好的实现了对氧化铜矿的浮选回收。在“硫化浮选法”过程中，硫化是富集氧化铜矿物的关键环节，但是，硫化法往往存着硫化效率低、硫化产物在搅拌过程中易脱落且在有氧体系中易“衰变”等缺点。
发明内容
针对上述现有技术存在的捕收剂药剂用量大，浮选效果不佳问题，本发明目的在于提供一种氧化铜在低捕收剂用量下能被高效回收的促进氧化铜矿浮选的方法。
本发明促进氧化铜矿浮选的方法包括如下步骤：
(1)在氧化铜原料中加入铜粉并置于浮选槽中搅拌，使得氧化铜原料和铜粉在浮选槽中混合均匀；
(2)向步骤(1)所得的矿浆中加入浮选捕收剂并继续搅拌；
(3)向步骤(2)所得的矿浆中加入起泡剂，继续搅拌后充气浮选得到铜精矿产品。
作为优选氧化铜原料与铜粉的质量比为10～1000:1。
氧化铜原料的粒级为-74μm；铜粉的粒级为-38μm。
作为优选步骤(2)所述浮选捕收剂为丁基黄药或戊基黄药或乙硫氮。
捕收剂的药剂用量为20～100mg/L。
作为优选所述起泡剂为MIBC或二号油。
所述起泡剂起泡剂用量为5～15mg/L。
作为优选所述步骤(1)中搅拌时间为2～5min；步骤(2)中搅拌时间为2～5min；步骤(3)中搅拌时间为2～5min。
本发明的有益效果：
(1)本发明方法解决了氧化铜“直接浮选法”工艺过程中，黄药类捕收剂药剂用量大，浮选效果不佳等问题。
(2)相对于现有的“硫化浮选法”，提出了一条浮选回收氧化铜的新技术思路，规避了常规硫化法中所存在的硫化效率低、硫化产物在搅拌过程中易脱落且在有氧体系中易“衰变”等缺点。
(3)本发明方法提出了用少量的铜粉来活化促进氧化铜的浮选技术方案，该方法对氧化铜浮选的促进效果显著，成功实现了低捕收剂用量下氧化铜的高效回收。
作用机理：
2CuO+2H2O+4X-→X2+2Cu(I)X+4OH-Eθ＝1.016＞0(1)
CuO+H2O+Cu+2X-→2Cu(I)X+2OH-Eθ＝0.798＞0(2)
根据能斯特方程可知：反应(1)和反应(2)均可自发进行。如反应(1)所示：在不添加铜粉的条件下，用黄药浮选氧化铜时，部分黄原酸根离子X-(主要作用成分)会在浮选体系中被氧化成双黄药，使得黄药对氧化铜的捕收能力下降，进而使得低捕收剂用量下，氧化铜浮选效果不佳。在向浮选体系中加入铜粉后，浮选体系中的反应开始向反应式(2)转化，氧化铜与黄药之间的所发生的反应得到了改善，黄原酸根离子X-不再被氧化成双黄药，反应更多的向生成黄原酸亚铜(CuX)的方向进行，使得黄药对氧化铜的捕收能力增强，进而在低捕收剂用量下，显著提升了氧化铜的浮选效果。
附图说明
图1为本发明中氧化铜原料与铜粉按不同质量配比混合后，以丁基黄药为捕收剂时的实验结果对比图。
图2为本发明中氧化铜原料与铜粉按质量配比CuO：Cu＝10∶1混合后，不同捕收剂作用下的实验结果对比图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1：
这是一种用现有技术对氧化铜原料进行浮选的实验，具体步骤如下：
(1)将一定质量的粒级为-74μm的氧化铜原料加入到浮选槽进行搅拌，使得氧化铜原料在浮选槽中分散均匀，搅拌时间为3min。
(2)在搅拌条件下，向步骤(1)所得的矿浆中加入丁基黄药作为氧化铜浮选的捕收剂。丁基黄药的药剂用量为50mg/L，继续搅拌3min。
(3)在搅拌条件下，在步骤(2)所得的矿浆中加入甲基异丁基甲醇MIBC作为氧化铜浮选的起泡剂。MIBC的药剂用量为8mg/L，继续搅拌2min后，进行充气浮选得到铜精矿产品，浮选时间为3min。
计算结果表明：铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为57.13％。
当步骤(2)中以戊基黄药为捕收剂时，其他条件不变，所得铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为54.33％。
当步骤(2)中以乙硫氮为捕收剂时，其他条件不变，所得铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为27.10％。
实施例2：
这是用本发明促进氧化铜矿浮选方法做的第一个实验，具体步骤如下：
(1)将粒级为-74μm的氧化铜原料与粒级为-38μm的铜粉按质量比CuO:Cu＝1000:1进行混合，混合试样的总质量与实例1中试样的质量相等。将混合好的试样加入到浮选槽中进行搅拌，使得氧化铜原料与铜粉在浮选槽中混合分散均匀，搅拌时间为3min。
(2)在搅拌条件下，向步骤(1)所得的矿浆中加入丁基黄药作为氧化铜浮选的捕收剂。丁基黄药的药剂用量为50mg/L，继续搅拌3min。
(3)在搅拌条件下，向步骤(2)所得的矿浆中加入MIBC作为氧化铜浮选的起泡剂。MIBC的药剂用量为8mg/L。继续搅拌2min后，进行充气浮选得到铜精矿产品，浮选时间为3min。
(4)将步骤(3)所得的铜精矿产品进行烘干、称重后，计算氧化铜的浮选回收率，计算公式如下：
其中，ε为氧化铜的浮选回收率，m1为步骤(4)中铜精矿产品的总质量，m2为步骤(1)中铜粉的质量，m0为步骤(1)中氧化铜的质量。
计算结果表明：铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为70.26％。相比于现有技术实施例1，氧化铜的最终浮选回收率从57.13％提高到了70.26％，证明铜粉对氧化铜浮选的促进效果较好。
实施例3：
这是用本发明促进氧化铜矿浮选方法做的第二个实验，具体步骤如下：
(1)将粒级为-74μm的氧化铜原料与粒级为-38μm的铜粉按质量比CuO:Cu＝100:1进行混合，混合试样的总质量与实例1中试样的质量相等。将混合好的试样加入到浮选槽进行搅拌，使得氧化铜原料与铜粉在浮选槽中混合分散均匀，搅拌时间为3min。
(2)在搅拌条件下，向步骤(1)所得的矿浆中加入丁基黄药作为氧化铜浮选的捕收剂。丁基黄药的药剂用量为50mg/L，继续搅拌3min。
(3)在搅拌条件下，向步骤(2)所得的矿浆中加入MIBC作为氧化铜浮选的起泡剂。MIBC的药剂用量为8mg/L，继续搅拌2min后，进行充气浮选得到铜精矿产品，浮选时间为3min。
(4)将步骤(3)所得的铜精矿产品进行烘干、称重后，计算氧化铜的浮选回收率，计算结果表明：铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为77.84％。相比于实施例1，氧化铜的最终浮选回收率从57.13％提高到了77.84％，证明铜粉对氧化铜浮选的促进效果得到了进一步增强。
实施例4：
这是用本发明促进氧化铜矿浮选方法做的第三个实验，具体步骤如下：
(1)将粒级为-74μm的氧化铜原料与粒级为-38μm的铜粉按质量比CuO:Cu＝10:1进行混合，混合试样的总质量与实例1中试样的质量相等。将混合好的试样加入到浮选槽中进行搅拌，使得氧化铜原料与铜粉在浮选槽中混合分散均匀，搅拌时间为3min。
(2)在搅拌条件下，向步骤(1)所得的矿浆中加入丁基黄药作为氧化铜浮选的捕收剂。丁基黄药的药剂用量为50mg/L，继续搅拌3min。
(3)在搅拌条件下，在步骤(2)所得的矿浆中加入MIBC作为氧化铜浮选的起泡剂。MIBC的药剂用量为8mg/L，继续搅拌2min后，进行充气浮选得到铜精矿产品，浮选时间为3min。
(4)将步骤(3)所得的铜精矿产品进行烘干、称重后，计算氧化铜的浮选回收率，计算结果表明：铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为85.48％。相比于实施例1，氧化铜的最终浮选回收率从57.13％提高到了85.48％，证明铜粉对氧化铜浮选的促进效果显著。
实施例1-4的实验结果见图1，从图中可以看出丁基黄药作为氧化铜浮选捕收剂时，当氧化铜原料中未加铜粉时，氧化铜浮选回收率是最低的仅为57.13％，而加入铜粉后氧化铜浮选回收率明显升高，而且随着铜粉加入量的增加，氧化铜浮选回收率随之升高，当CuO:Cu＝10:1时氧化铜的最终浮选回收率高达85.48％，回收促进效果非常显著。
实施例5：
这是用本发明促进氧化铜矿浮选方法做的第四个实验，该实验以戊基黄药或乙硫氮作为氧化铜浮选的捕收剂，具体步骤如下：
(1)将粒级为-74μm的氧化铜原料与粒级为-38μm的铜粉按质量比CuO:Cu＝10:1进行混合，混合试样的总质量与实例1中试样的质量相等。将混合好的试样加入到浮选槽中进行搅拌，使得氧化铜原料与铜粉在浮选槽中混合分散均匀，搅拌时间为3min。
(2)在搅拌条件下，向步骤(1)所得的矿浆中加入戊基黄药或乙硫氮作为氧化铜浮选的捕收剂。戊基黄药或乙硫氮的药剂用量均为50mg/L，继续搅拌3min。
(3)在搅拌条件下，向步骤(2)所得的矿浆中加入MIBC作为氧化铜浮选的起泡剂。MIBC的药剂用量为8mg/L，继续搅拌2min后，进行充气浮选得到铜精矿产品，浮选时间为3min。
计算结果表明：以戊基黄药为捕收剂时，所得铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为81.95％；以乙硫氮为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率为58.04％；相比于实例1所取得的实验结果：以戊基黄药为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率从54.33％提高到了81.95％；以乙硫氮为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率从27.10％提高到了58.04％。证明了铜粉对氧化铜浮选的促进效果显著。
图2反映了在以上实施例中本发明中氧化铜原料与铜粉按质量配比CuO:Cu＝10:1混合后，不同捕收剂作用下的实验结果对比图。当氧化铜原料中未加铜粉时以丁基黄药作捕收剂，所得铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率为57.13％；以戊基黄药为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率略低为54.33％；以乙硫氮为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率最低仅为27.10％。氧化铜原料与铜粉按质量配比CuO:Cu＝10:1混合后以丁基黄药作捕收剂时，所得铜精矿产品中，氧化铜的最终浮选回收率可高达85.48％；以戊基黄药为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率略低但也达到了81.95％；以乙硫氮为捕收剂时，氧化铜的最终浮选回收率也到达58.04％，由此可以看到用少量的铜粉来促进氧化铜的浮选效果是非常显著的。
发明人还进行了如下实验：见表1。
表1不同条件下的浮选试验结果
事实上在本发明中捕收剂用量在20～100mg/L范围内、起泡剂用量在5～15mg/L范围内、步骤(1)中搅拌时间在2～5min范围内的任意点取值以及起泡剂选MIBC或二号油都是可以的，都具有明显的效果，因此本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
Claims (9)
1.一种促进氧化铜矿浮选的方法，包括如下步骤：
（1）在氧化铜原料中加入铜粉并置于浮选槽中搅拌，使得氧化铜原料和铜粉在浮选槽中混合均匀；
（2）向步骤（1）所得的矿浆中加入浮选捕收剂并继续搅拌；
（3）向步骤（2）所得的矿浆中加入起泡剂，继续搅拌后充气浮选得到铜精矿产品；
步骤（2）所述浮选捕收剂为丁基黄药或戊基黄药或乙硫氮。
2.根据权利要求1所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：氧化铜原料与铜粉的质量比为10~1000:1。
3.根据权利要求1所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：所述氧化铜原料的粒级为-74μm；铜粉的粒级为-38μm。
4.根据权利要求1-3之一所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：所述捕收剂的药剂用量为20~100mg/L。
5.根据权利要求4所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：所述起泡剂为MIBC或二号油。
6.根据权利要求5所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：所述起泡剂用量为5~15mg/L。
7.根据权利要求4所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：步骤（1）中搅拌时间为2~5min。
8.根据权利要求4所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：步骤（2）中搅拌时间为2~5min。
9.根据权利要求8所述促进氧化铜矿浮选的方法，其特征在于：步骤（3）中搅拌时间为2~5min。
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| CN102211060A (zh) * | 2011-03-23 | 2011-10-12 | 昆明理工大学 | 一种难处理氧化铜矿浮选过程的活化方法 |
| CN103084274A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-05-08 | 湖南有色金属研究院 | 高品位氧化铜精矿的制备方法 |
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Patent Citations (5)
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