CN113908973A - 一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，该方法包括以下步骤：⑴将选厂堆存的铜金尾矿作为处理原矿，然后添加组合絮凝剂调浆，得到浓度15%~35%的料浆；⑵料浆中添加黄药，经一次重选作业，产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A；⑶粗粒级精矿A与中矿A合并后进行磨矿作业，得到磨矿产品；⑷磨矿产品进行二次重选作业，产出精矿、中矿B及细泥B；⑸精矿经3~4次重选、精选作业分别产出金精矿和重选精选尾矿；⑹中矿B与重选精选尾矿合并，先加入硫酸预处理，然后加入石灰及硫化钠进行处理，再加入捕收剂及起泡剂进行浮选作业，产出铜粗精矿及粗选尾矿；铜粗精矿经3~4次精选产出铜精矿；粗选尾矿经扫选作业，产出浮选尾矿。本发明可有效回收有用资源。

Description

一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及尾矿资源再利用领域，尤其涉及一种复杂来源铜金尾矿组合絮凝剂及选矿工艺方法。
背景技术
某铜金矿选厂堆存的尾矿中，既有浮选尾矿又有氰化尾渣，来源较复杂，其中Cu品位在1%左右，Au品位在4~5g/t之间，具有较高的经济价值，但该尾矿细泥含量极大，铜金有用元素在细颗粒中金属分布率占比也较大，且经过氰化处理后矿石性质发生改变，通过普通浮选药剂及选矿工艺处理，指标不甚理想。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种有效回收有用资源的复杂来源铜金尾矿的选矿方法。
为解决上述问题，本发明所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，包括以下步骤：
⑴将选厂堆存的Cu品位为0.8~1.2%、Au品位为4~6g/t的铜金尾矿作为处理原矿，然后在搅拌桶Ⅰ中按1t原矿计添加500~1500g组合絮凝剂进行调浆，得到浓度15%~35%的料浆；
⑵将所述料浆给入搅拌桶Ⅱ，按1t原矿计添加20~60g黄药，经一次重选作业，分别产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A；
⑶所述粗粒级精矿A与所述中矿A合并后给入磨机进行磨矿作业，得到磨矿产品；
⑷所述磨矿产品进行二次重选作业，分别产出精矿、中矿B及细泥B；
⑸所述精矿经3~4次重选、精选作业分别产出金精矿和重选精选尾矿；
⑹所述中矿B与所述重选精选尾矿合并，先按1t原矿计加入体积浓度为10~30%的硫酸预处理，调节矿浆pH至4~5，然后给入搅拌桶Ⅲ中，并加入500~2000g石灰及500~3000g硫化钠进行处理，再加入捕收剂及起泡剂进行浮选作业，分别产出铜粗精矿及粗选尾矿；所述铜粗精矿经3~4次精选产出铜精矿；所述粗选尾矿经2~3次扫选作业，产出浮选尾矿，该浮选尾矿与所述细泥A、所述细泥B合并作为最终尾矿排出。
所述步骤⑴中组合絮凝剂以质量份计由下述原料与去离子水混合而成浓度为0.5~1.5%的溶液：水玻璃70~80份、六偏磷酸钠5~20份、聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺5~10份、羟丙基纤维素黄原酸钠3~5份。
所述羟丙基纤维素黄原酸钠是指将羟丙基纤维素与氢氧化钠混合，配制成浓度为20%~40%的水溶液并搅拌20~30min，再将二硫化碳加入其中，继续搅拌1~2h，即得；所述羟丙基纤维素、所述氢氧化钠、所述二硫化碳的质量比为2~3：1：1。
所述步骤⑴中搅拌桶Ⅰ的转速为500~800rpm。
所述步骤⑵中搅拌桶Ⅱ、所述步骤⑹中搅拌桶Ⅲ的转速均为100~200rpm。
所述步骤⑵中黄药为高级黄药。
所述高级黄药是指异戊基黄药。
所述步骤⑶中磨矿产品的粒度为-200目占85%~95%。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、本发明中采用组合絮凝剂，能够选择性絮凝铜、金矿物，使得微细粒矿物颗粒团聚成大颗粒絮团，防止细颗粒有用矿物在重选作业时进入尾矿中，减少其损失；同时具有分散矿浆、抑制硅酸盐矿物的作用。
2、本发明调浆时选择高速剪切搅拌桶，目的是使矿浆与组合絮凝剂更好地发生作用。
3、本发明在浮选作业前采用硫酸进行预处理，有利于擦洗矿物表面的杂质。
4、本发明在重选作业前添加黄药促进铜金矿物颗粒团聚，使得在重选作业中，铜金等有用矿物较少的损失在尾矿中，且采用重-浮联合工艺可以达到提前抛除细泥尾矿，避免细泥对浮选作业恶化的作用，产出合格金精矿及含金铜金矿，在避免资源浪费的同时为企业带来可观的经济效益。
5、本发明能有效回收铜金尾矿中的有用资源，产出金精矿及含金铜精矿，实现了资源最大化利用，避免了资源浪费，同时为企业带来可观的经济效益。
具体实施方式
一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，包括以下步骤：
⑴将选厂堆存的Cu品位为0.8~1.2%、Au品位为4~6g/t的铜金尾矿作为处理原矿，然后在转速为500~800rpm的搅拌桶Ⅰ中按1t原矿计添加500~1500g组合絮凝剂进行调浆，得到浓度15%~35%的料浆。
其中：组合絮凝剂以质量份计由下述原料与去离子水混合而成浓度为0.5~1.5%的溶液：水玻璃70~80份、六偏磷酸钠5~20份、聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺5~10份、羟丙基纤维素黄原酸钠3~5份。
聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺是指聚丙烯酰胺的衍生物，是在酸性介质中，利用甲醛将聚丙烯酰胺分子与乙二醛双羟基缩苯胺分子聚合在一起，形成聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺，其代号为PAMG。该聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺能够从各种脉石矿物中选择性絮凝各种铜矿物。
羟丙基纤维素黄原酸钠是指将羟丙基纤维素与氢氧化钠混合，配制成浓度为20%~40%的水溶液并搅拌20~30min，再将二硫化碳加入其中，继续搅拌1~2h，即得；羟丙基纤维素、述氢氧化钠、二硫化碳的质量比（g/g）为2~3：1：1。该羟丙基纤维素黄酸钠是一种改性纤维素，能够对黄铜矿选择性絮凝。
⑵将料浆给入转速为100~200rpm的搅拌桶Ⅱ，按1t原矿计添加20~60g黄药，经一次重选作业，分别产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A。
其中：黄药为高级黄药，以促进铜金矿物颗粒的团聚，优选异戊基黄药。
⑶粗粒级精矿A与中矿A合并后给入磨机进行磨矿作业，得到磨矿产品。磨矿产品的粒度为-200目占85%~95%，以利于有用矿物解离。
⑷磨矿产品进行二次重选作业，分别产出精矿、中矿B及细泥B。
⑸精矿经3~4次重选、精选作业分别产出金精矿和重选精选尾矿。
⑹中矿B与重选精选尾矿合并，先按1t原矿计加入体积浓度为10~30%的硫酸预处理，调节矿浆pH至4~5，然后给入转速为100~200rpm的搅拌桶Ⅲ中，并加入500~2000g石灰及500~3000g硫化钠进行处理，再加入捕收剂及起泡剂进行浮选作业，分别产出铜粗精矿及粗选尾矿；铜粗精矿经3~4次精选产出铜精矿；粗选尾矿经2~3次扫选作业，产出浮选尾矿，该浮选尾矿与细泥A、细泥B合并作为最终尾矿排出。
本发明中重选作业选用摇床或螺旋溜槽等可产生精、中、尾矿三种产品的重选设备。
实施例1 一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，包括以下步骤：
⑴将选厂堆存的Cu品位为0.95%、Au品位为5.04g/t的铜金尾矿作为处理原矿，然后在搅拌桶Ⅰ中按1t原矿计添加600g组合絮凝剂进行调浆，得到浓度20%的料浆。
其中：组合絮凝剂由下述原料与去离子水混合而成浓度为1.0%的溶液：水玻璃70g、六偏磷酸钠15 g、聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺10 g、羟丙基纤维素黄原酸钠5 g。
⑵将料浆给入搅拌桶Ⅱ，按1t原矿计添加30g黄药，经一次重选作业，分别产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A。
⑶粗粒级精矿A与中矿A合并后给入磨机进行磨矿作业，得到磨矿产品。磨矿产品的粒度为-200目占85%。
⑷磨矿产品进行二次重选作业，分别产出精矿、中矿B及细泥B。
⑸精矿经3次重选、精选作业分别产出Au品位120.56g/t的金精矿和重选精选尾矿。
⑹中矿B与重选精选尾矿合并，先按1t原矿计加入20g体积浓度为15%的硫酸预处理，调节矿浆pH至4.5，然后给入搅拌桶Ⅲ中，并加入1000g石灰及1500g硫化钠进行处理，再加入40g捕收剂及15g起泡剂进行浮选作业，分别产出铜粗精矿及粗选尾矿；铜粗精矿经3次精选产出Cu品位18.94%、含金12.47g/t的铜精矿；粗选尾矿经2次扫选作业，产出浮选尾矿，该浮选尾矿与细泥A、细泥B合并作为最终尾矿排出。
本案例中Au综合回收率为60.45%，Cu综合回收率为76.38%。
实施例2 一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，包括以下步骤：
⑴将选厂堆存的Cu品位为0.91%、Au品位为4.97g/t的铜金尾矿作为处理原矿，然后在搅拌桶Ⅰ中按1t原矿计添加1000g组合絮凝剂进行调浆，得到浓度30%的料浆。
其中：组合絮凝剂由下述原料与去离子水混合而成浓度为0.5%的溶液：水玻璃75g、六偏磷酸钠17g、聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺5g、羟丙基纤维素黄原酸钠3g。
⑵将料浆给入搅拌桶Ⅱ，按1t原矿计添加40g黄药，经一次重选作业，分别产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A。
⑶粗粒级精矿A与中矿A合并后给入磨机进行磨矿作业，得到磨矿产品。磨矿产品的粒度为-200目占90%。
⑷磨矿产品进行二次重选作业，分别产出精矿、中矿B及细泥B。
⑸精矿经4次重选、精选作业分别产出Au品位137.38g/t的金精矿和重选精选尾矿。
⑹中矿B与重选精选尾矿合并，先按1t原矿计加入30g体积浓度为20%的硫酸预处理，调节矿浆pH至5，然后给入搅拌桶Ⅲ中，并加入1200g石灰及2000g硫化钠进行处理，再加入60g捕收剂及30g起泡剂进行浮选作业，分别产出铜粗精矿及粗选尾矿；铜粗精矿经4次精选产出Cu品位21.97%、含金10.84g/t的铜精矿；粗选尾矿经3次扫选作业，产出浮选尾矿，该浮选尾矿与细泥A、细泥B合并作为最终尾矿排出。
本案例中Au综合回收率为62.64%，Cu综合回收率为75.25%。
实施例3 一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，包括以下步骤：
⑴将选厂堆存的Cu品位为1.08%、Au品位为5.24g/t的铜金尾矿作为处理原矿，然后在搅拌桶Ⅰ中按1t原矿计添加1500g组合絮凝剂进行调浆，得到浓度35%的料浆。
其中：组合絮凝剂由下述原料与去离子水混合而成浓度为1.5%的溶液：水玻璃80g、六偏磷酸钠8g、聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺8g、羟丙基纤维素黄原酸钠4g。
⑵将料浆给入搅拌桶Ⅱ，按1t原矿计添加50g黄药，经一次重选作业，分别产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A。
⑶粗粒级精矿A与中矿A合并后给入磨机进行磨矿作业，得到磨矿产品。磨矿产品的粒度为-200目占95%。
⑷磨矿产品进行二次重选作业，分别产出精矿、中矿B及细泥B。
⑸精矿经4次重选、精选作业分别产出Au品位154.68g/t的金精矿和重选精选尾矿。
⑹中矿B与重选精选尾矿合并，先按1t原矿计加入15g体积浓度为30%的硫酸预处理，调节矿浆pH至4，然后给入搅拌桶Ⅲ中，并加入1500g石灰及2500g硫化钠进行处理，再加入70g捕收剂及40g起泡剂进行浮选作业，分别产出铜粗精矿及粗选尾矿；铜粗精矿经3次精选产出Cu品位22.15%、含金13.67g/t的铜精矿；粗选尾矿经3次扫选作业，产出浮选尾矿，该浮选尾矿与细泥A、细泥B合并作为最终尾矿排出。
本案例中Au综合回收率为60.28%，Cu综合回收率为71.34%。

Claims (8)

1.一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，包括以下步骤：
⑴将选厂堆存的Cu品位为0.8~1.2%、Au品位为4~6g/t的铜金尾矿作为处理原矿，然后在搅拌桶Ⅰ中按1t原矿计添加500~1500g组合絮凝剂进行调浆，得到浓度15%~35%的料浆；
⑵将所述料浆给入搅拌桶Ⅱ，按1t原矿计添加20~60g黄药，经一次重选作业，分别产出粗粒级精矿、中矿A及细泥A；
⑶所述粗粒级精矿A与所述中矿A合并后给入磨机进行磨矿作业，得到磨矿产品；
⑷所述磨矿产品进行二次重选作业，分别产出精矿、中矿B及细泥B；⑸所述精矿经3~4次重选、精选作业分别产出金精矿和重选精选尾矿；
⑹所述中矿B与所述重选精选尾矿合并，先按1t原矿计加入体积浓度为10~30%的硫酸预处理，调节矿浆pH至4~5，然后给入搅拌桶Ⅲ中，并加入500~2000g石灰及500~3000g硫化钠进行处理，再加入捕收剂及起泡剂进行浮选作业，分别产出铜粗精矿及粗选尾矿；所述铜粗精矿经3~4次精选产出铜精矿；所述粗选尾矿经2~3次扫选作业，产出浮选尾矿，该浮选尾矿与所述细泥A、所述细泥B合并作为最终尾矿排出。
2.如权利要求1所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤⑴中组合絮凝剂以质量份计由下述原料与去离子水混合而成浓度为0.5~1.5%的溶液：水玻璃70~80份、六偏磷酸钠5~20份、聚丙烯酰胺-乙二醛双羟基缩苯胺5~10份、羟丙基纤维素黄原酸钠3~5份。
3.如权利要求2述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述羟丙基纤维素黄原酸钠是指将羟丙基纤维素与氢氧化钠混合，配制成浓度为20%~40%的水溶液并搅拌20~30min，再将二硫化碳加入其中，继续搅拌1~2h，即得；所述羟丙基纤维素、所述氢氧化钠、所述二硫化碳的质量比为2~3：1：1。
4.如权利要求1所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤⑴中搅拌桶Ⅰ的转速为500~800rpm。
5.如权利要求1所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤⑵中搅拌桶Ⅱ、所述步骤⑹中搅拌桶Ⅲ的转速均为100~200rpm。
6.如权利要求1所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤⑵中黄药为高级黄药。
7.如权利要求6所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述高级黄药是指异戊基黄药。
8.如权利要求1所述的一种复杂来源铜金尾矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤⑶中磨矿产品的粒度为-200目占85%~95%。
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王洪忠: "多金属铜矿无尾排放工艺研究" *

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