CN114100864B - 一种黄铜矿-铁硫化矿物浮选分离的药剂和方法 - Google Patents

Abstract

本发明属于铜‑铁硫化矿物浮选领域，具体涉及一种黄铜矿‑铁硫化矿物浮选分离的药剂和方法，即通过浮选药剂实现黄铜矿和铁硫化矿物的分离，并得到黄铜矿精矿；所述的浮选药剂包括捕收剂；所述的捕收剂包括具有式1结构式的至少一种化合物：

Description

一种黄铜矿-铁硫化矿物浮选分离的药剂和方法

技术领域

本发明属于硫化矿物浮选技术领域，具体涉及一种黄铜矿-铁硫化矿物浮选分离的药剂和方法。

背景技术

铜是与人类关系密切的一种有色金属，具有熔沸点高，延展性、导热导电性好等优点，被广泛地用于电气、机械制造、建筑工业以及国防工业等领域。世界铜矿资源丰富，但随着国民经济的迅速发展，易选铜矿资源逐渐减少，对难选铜矿的开发利用越来越受到重视。

我国铜矿产资源类型较多，主要为硫化铜矿，铜硫共生型矿石较为常见。黄铜矿作为铜的主要赋存矿物，常与黄铁矿、磁黄铁矿等共生。但是由于各种矿物间嵌布关系复杂，难以充分单体解离，铜硫分离一直是硫化矿浮选领域的重点和难点。目前常用的黄铜矿捕收剂有硫氨酯类以及硫氮类等。现有黄铜矿捕收剂的捕收性能较好，但是选择性较差，常需添加石灰形成高碱度矿浆环境对黄铁矿进行抑制，而石灰在使用过程中易结垢、堵塞管道且会对黄铜矿产生一定程度的抑制，造成黄铜矿部分损失在尾矿中。同时，传统的石灰法也会导致黄铜矿中伴生的金、银等稀贵金属的回收受到极大影响。因此，寻找开发一种药剂成本低、经济环保且对黄铜矿具有高选择性的捕收剂是解决铜硫分离的重要突破方向。

发明内容

针对黄铜矿和黄铁矿分离中目前传统黄铜矿捕收剂选择性弱、药剂成本高等问题，本发明的目的在于提供一种黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，旨在提供一种无石灰法的黄铜矿-铁硫化矿物选择性分离方法。

本发明第二目的在于，提供一种所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离的浮选药剂。

一种黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，将包含黄铜矿和铁硫化矿物的硫化矿通过浮选药剂分离得到黄铜矿精矿；

所述的浮选药剂包括捕收剂和起泡剂；

所述的捕收剂包括具有式1结构式的至少一种化合物：

所述的R₁、R₂独自为C1～C10的烷基。

黄铜矿-铁硫化矿物常嵌布伴生，分选的难度大。为解决黄铜矿-铁硫化矿物分选选择性不理想的问题，本发明经过研究发现，创新地采用式1化合物作为捕收剂，能够意外地显著改善黄铜矿-铁硫化矿物的分选选择性，能够获得高品位的黄铜矿，并有效改善黄铜矿的回收率。不仅如此，本发明方法可无需脉石抑制剂例如可无需高浓度的石灰下，即可获得优异的选择性。

本发明中，所述的铁硫化矿物可以是任意形态的含铁的硫化物矿物。例如，所述的铁硫化矿物为黄铁矿、磁黄铁矿中的至少一种。

本发明中，所述的硫化矿为铜和铁伴生的硫化矿物。

本发明中，式1结构式分子内相互作用，能够协同改善黄铜矿和铁硫化矿物分选选择性。

本发明中，所述的R₁、R₂独自为所述碳数的直链烷基、支链烷基、五元或六元的环烷基中的至少一种；

优选地，所述的R₁、R₂独自为C1～C5的直链或支链烷基；

优选地，所述的R₁、R₂为不同或者相同的取代基。

优选地，所述的捕收剂中，还包括式2所述的捕收剂：

所述的R₃为C3～C10的烷基、C3～C10的环烷基、C2～C6的烯烃基、C4～C6的杂环芳基、苯基或取代苯基；

所述的M为H、Na、K或NH₄。

本发明研究意外发现，将式1捕收剂和式2捕收剂联用，能够意外地协同改善黄铜矿和铁硫化矿物之间的分选选择性，改善黄铜矿精矿的品位和回收率。

本发明中，当其采用组合捕收剂时，优选采用式1作为主捕收剂。作为优选，所述的式1捕收剂和式2捕收剂的摩尔比为1:0.1～0.4；进一步优选为1:0.1～0.2。

本发明中。所述的起泡剂可以是行业内公知的能够起泡的成分。

作为优选，起泡剂为十二烷基硫酸钠、2号油，MIBC(甲基异丁基甲醇)中的至少一种。

所述的起泡剂可以是起泡剂、溶剂的混合溶液，例如，可以是起泡剂的乙醇溶液。例如，所述的起泡剂为摩尔比1:0.1～0.5的十二烷基硫酸钠和乙醇的混合物。

本发明中，可以基于现有的磨矿、浆化手段获得矿浆，所述的浮选药剂可以在磨矿阶段、制浆阶段、矿浆中的任意程序中添加。

浮选过程中，矿浆的粒径以及含量为-0.074mm占比60～90％。

作为优选，捕收剂的用量为50～150g/t。

作为优选，浮选阶段的矿浆的pH为9～12；优选为9～10。所述的pH可通过酸例如无机强酸或者MOH进行调控，所述的M例如为Na、K进行调控。

作为优选，浮选过程的起泡剂的用量可根据浮选起泡要求进行调整，例如，其可以是15～50g/t。

作为优选，浮选阶段矿浆的温度为0～100℃；优选为20～50℃；

优选地，所述的浮选方法为无石灰以及脉石抑制剂的浮选分离方法。

本发明还提供了一种用于黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离的复合捕收剂，其包含式1所述的捕收剂和式2所述的捕收剂。二者优选的比例为1:0.1～0.4；进一步优选为1:0.1～0.2。

本发明还提供了一种用于黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离的浮选药剂，其由捕收剂和起泡剂组成；所述的捕收剂为所述的式1的捕收剂，或者本发明所述的复合捕收剂。所述的起泡剂优选为本发明所述的起泡剂。

所述的浮选药剂中，为捕收剂和起泡剂的混合物，或者在使用前二者相互独立设置的AB料。

有益效果：

1、本发明创新地发现，采用式1所述的结构式作为捕收剂，可以有效实现黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离选择性，改善黄铜矿精矿的品位和回收率。

本发明方法，可以在无抑制剂如石灰下即可获得良好的黄铜矿和铁硫化矿物的分选选择性，具有优异的选择性捕收能力，本发明所述的捕收剂的可替代传统石灰法工艺，解决了石灰法工艺的一系列弊端。

2、将式1和式2组合，能够意外地在黄铜矿和铁硫化矿物的分选方面具有协同性，能够进一步改善分选效果。

3、本发明所述的捕收剂制备工艺简单，原料成本低，环保优势明显。

具体实施方式

以下实例是对本发明内容的进一步说明，而不是限制本发明权利要求保护的范围。

实施例1

本案例采用组合捕收剂用于黄铜矿或黄铁矿浮选：

混合捕收剂包括捕收剂1：捕收剂2，二者的摩尔比为1:0.2：

捕收剂1：

捕收剂2：

黄铜矿或黄铁矿浮选，具体步骤为：将2g粒度为-74+38μm的黄铜矿或黄铁矿单矿物和40mL去离子水加入浮选槽中，在1700r/min转速下搅拌1min后加入上述混合捕收剂，混合捕收剂的用量为8×10^-5mol/L，继续搅拌3min后调整矿浆pH在9.0，然后加入20g/t摩尔比1:0.2的十二烷基硫酸钠和乙醇的混合物起泡剂，继续搅拌2min进行充气浮选，浮选时间3min。最后，将浮选后的精矿和尾矿分别干燥称重，计算所得黄铜矿和黄铁矿回收率分别为92.35％和15.13％，分离指数为77.22％(黄铜矿和黄铁矿回收率差值的绝对值)。该结果表明混合捕收剂对黄铜矿具有更好的选择性。

实施例2

黄铜矿和黄铁矿的人工混合矿浮选，具体步骤为：将2g粒度为-74+38μm的人工混合矿(质量比1:1)和40mL去离子水加入浮选槽中，在1700r/min转速下搅拌1min后加入上述实施例1所述的混合捕收剂，混合捕收剂的用量为8×10^-5mol/L，继续搅拌3min后调整矿浆pH在9.0，然后加入20g/t摩尔比1:0.2的十二烷基硫酸钠和乙醇的混合物起泡剂，继续搅拌2min进行充气浮选，浮选时间3min。最后，将浮选后的精矿和尾矿分别干燥称重并化验Cu品位，计算所得黄铜矿精矿中Cu品位和回收率分别为27.35％和90.18％。该结果表明混合捕收剂可较好地实现黄铜矿和黄铁矿的选择性分离。

实施例3

本案例采用组合捕收剂用于黄铜矿-黄铁矿型铜硫矿浮选：

混合捕收剂包括捕收剂1：捕收剂2，二者的摩尔比为1:0.2：

捕收剂1：

捕收剂2：

江西某低品位铜矿，该矿为黄铜矿-黄铁矿型铜硫矿，Cu品位为0.45％，主要为黄铜矿。将该铜矿的磨矿细度控制在-0.074mm的干矿石含量占总干矿量的70％，矿浆浓度控制在40％，然后加入80g/t混合捕收剂，搅拌3min后用碳酸钠调整矿浆pH为10，然后加入30g/t摩尔比1:0.3的十二烷基硫酸钠和乙醇的混合物起泡剂，在室温下进行一粗一扫两精(精选为空白精选，扫选捕收剂用量为20g/t)浮选实验，可获得Cu品位19.45％，回收率91.33％的铜精矿。

实施例4

本案例采用组合捕收剂用于黄铜矿-黄铁矿型铜硫矿浮选：

混合捕收剂包括捕收剂1：捕收剂2，二者的摩尔比为1:0.15：

捕收剂1：

捕收剂2：

云南某铜矿，该矿为黄铜矿-黄铁矿型铜硫矿，Cu品位为0.65％，且主要以黄铜矿形式存在，脉石矿物主要为石英和黄铁矿，另有少量重晶石、磁黄铁矿等。将该铜矿的磨矿细度控制在-0.074mm的干矿石含量占总干矿量的75％，矿浆浓度控制在40％，然后加入100g/t混合捕收剂，搅拌3min后用碳酸钠调整矿浆pH为9.5，然后加入40g/t摩尔比1:0.3的十二烷基硫酸钠和乙醇的混合物起泡剂，在室温下进行一粗一扫两精浮选实验(精选为空白精选，扫选捕收剂用量为30g/t)，可获得Cu品位21.36％，回收率94.04％的铜精矿。

对比例1

除浮选pH与实施例1不同外，其他均与实施例1一致。不同pH下的黄铜矿和黄铁矿浮选回收率如表1所示。

表1不同pH下的黄铜矿和黄铁矿浮选回收率

pH	黄铜矿回收率/％	黄铁矿回收率/％
			6	76.15	30.75
8	85.22	21.43
			13	80.73	10.60

对比表1和实施例1结果可知，混合捕收剂在较广的pH范围内均对黄铜矿具有选择性捕收能力，不过黄铜矿和黄铁矿的最佳分离pH在9～12；更优选为9～10。

对比例2

除将实施例1中的混合捕收剂换成单独的式2-a外，浮选操作以及捕收剂总量(如式2-a用量为8×10^-5mol/L)以及pH等参数均与实施例1一致。浮选后黄铜矿和黄铁矿回收率分别为91.45％和55.75％，分离指数为35.70％(黄铜矿和黄铁矿回收率差值的绝对值)。对比实施例1结果可知，相比于式2-a，混合捕收剂对黄铜矿具有更好的选择性。

对比例3

除将实施例2中的混合捕收剂换成单独的式2-a外，浮选操作以及捕收剂总量(如式2-a用量为8×10^-5mol/L)以及pH等参数均与实施例2一致。浮选后黄铜矿精矿中Cu品位和回收率分别为20.13％和62.25％。对比实施例2结果可知，相比于式2-a，混合捕收剂对黄铜矿具有更好的选择性。

对比例4

除将实施例3中的混合捕收剂换成单独的式2-a外，浮选操作以及捕收剂用量以及pH等参数均与实施例3一致。浮选后黄铜矿Cu品位和回收率分别为13.15％和76.28％。相比于实施例3采用混合捕收剂的结果，只采用传统的式2-a捕收剂，Cu品位和回收率均较差。

实施例5

除将实施例3中的混合捕收剂换成单独的式1-b外，浮选操作以及捕收剂总量以及pH等参数均与实施例3一致。浮选后黄铜矿Cu品位和回收率分别为16.87％和82.45％。相比于实施例3采用混合捕收剂的结果，只采用新捕收剂，Cu品位和回收率均有小幅度下降。

对比例5

除将实施例3中的混合捕收剂换成式2-a，并在粗选加入3kg/t石灰抑制剂和调整浮选pH为12外，其他均与实施例3一致。浮选后黄铜矿Cu品位和回收率分别为15.72％和80.65％。相比于实施例3采用新捕收剂的结果，采用传统的式2-a捕收剂和大量石灰抑制剂下的Cu品位和回收率均较差，说明大量的石灰除抑制黄铁矿外，也会影响黄铜矿的回收。该结果也从侧面证明了混合捕收剂的优势。

对比例6

除将实施例4中的新捕收剂(式1-c)换成上述结构药剂外，其他均与实施例4一致。对比的混合捕收剂浮选后黄铜矿Cu品位和回收率分别为13.95％和42.33％。相比于实施例4结果，不采用本发明所述的主捕收剂结构，将不能和辅助捕收剂协同改善铜-铁硫化矿物的选择性分选。

对比例7

除将实施例4中的新捕收剂(式1-c)换成上述结构药剂外，其他均与实施例4一致。对比的混合捕收剂浮选后黄铜矿Cu品位和回收率分别为16.25％和60.07％。相比于实施例4结果，不采用本发明所述的主捕收剂结构，将不能和辅助捕收剂协同改善铜-铁硫化矿物的选择性分选。

Claims (9)

1.一种黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，将包含黄铜矿和铁硫化矿物的硫化矿通过浮选药剂分离得到黄铜矿精矿；

所述的浮选药剂包括捕收剂和起泡剂；

所述的捕收剂包括具有式1结构式的至少一种化合物和式2所述的捕收剂：

所述的R₁、R₂独自为C₁～C₁₀的烷基；

所述的R₃为C₃～C₁₀的烷基、C₃～C₁₀的环烷基、C₂～C₆的烯烃基、C₄～C₆的杂环芳基、苯基或取代苯基；

所述的M为H、Na、K或NH₄：

浮选阶段的矿浆的pH为9～12。

2.如权利要求1所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，所述的铁硫化矿物为黄铁矿、磁黄铁矿中的至少一种。

3.如权利要求1所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，式1捕收剂和式2捕收剂的摩尔比为1:0.1～0.4。

4.如权利要求1所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，捕收剂的用量为50～150g/t。

5.如权利要求1所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，起泡剂为十二烷基硫酸钠、2号油、MIBC中的至少一种。

6.如权利要求1所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，起泡剂的用量为15～50g/t。

7.如权利要求1所述的黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离方法，其特征在于，浮选阶段的矿浆的pH为9～10。

8.一种用于黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离的复合捕收剂，其特征在于，含有权利要求3或4中所述的式1捕收剂和式2捕收剂。

9.一种用于黄铜矿-铁硫化矿物的浮选分离的浮选药剂，其特征在于，由权利要求1～7任一项所述的浮选分离方法所述的捕收剂和起泡剂组成。