CN114589011A - 从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法 - Google Patents

从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，将原矿破成粉，加入石灰和CD‑2湿磨得到一次矿浆；对一次矿浆多次铜粗选得到粗精矿和粗选尾矿；对粗选尾矿进行多次铜扫选，对粗精矿进行铜预精选得到预精选精矿和预精选尾矿；对预精选尾矿进行铜精扫选，向预精选精矿中添加石灰、CD‑2和硫化钠湿磨得到二次矿浆，对其进行四次铜精选和两次铜精扫选得到铜精矿和尾矿。本发明通过设置预精选作业，增加精选排小尾矿，避免磁黄铁矿的累积，并结合高效抑制剂CD‑2，降低其对铜浮选的不利影响，获得较高品位的铜精矿；解决了低品位高磁黄铁矿硫化铜矿石中铜回收指标不理想的难题，为铜矿资源的开发利用提供了有效方法。

Description

从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法
技术领域
本发明涉及铜回收技术领域，尤其涉及一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法。
背景技术
随着矿物资源的不断利用，铜矿资源越来越少，国内的铜矿资源主要以硫化铜矿为主；一些硫化铜矿石的铜品位极低，矿石中除了含有黄铁矿外，还含有大量的磁黄铁矿。在铜的浮选回收过程中，黄铁矿与黄铜矿的浮选分离相对较为容易，而磁黄铁矿由于其自身的不稳定性(晶格层中有铁原子空缺，导致磁黄铁矿比其他硫化矿具有更强的反应能力)，其对矿浆体系影响较大，造成部分细粒级黄铜矿的上浮速度变慢。在铜回收时，为了保证其回收率，会有大量的磁黄铁矿、黄铁矿等脉石矿物随铜一起上浮，但是这些脉石会影响最终铜精矿的品位。
浮选是利用矿物表面物理化学性质的差异来分选矿物的选矿方法，它的特点是使待回收的矿物选择性地附着在矿浆中的空气泡上，并随之上浮到矿浆表面，达到待回收矿物与脉石的分离。目前，常规硫化铜浮选分离中，主要是加入大量石灰调整矿浆的pH，达到浮选回收铜的目的；而有研究表明过量石灰药剂的加入，对低品位铜矿石中铜矿物存在一定的抑制作用，反而不利于铜回收率的提高。中国发明专利(申请号为CN201510659973.0)中公开了一种富含磁黄铁矿和黄铁矿的铜硫矿选矿方法，其具体工艺为：先采用弱磁选、高梯度磁选去除矿石中磁性不同的磁黄铁矿，消除磁黄铁矿的干扰，再进行优先浮铜。该方法最大的优点是操作简单、药剂用量少、成本较低，但磁选精矿中铜的损失率较大，为10％～15％，造成最终铜回收率偏低。因此提出一种既能取得高品位铜精矿，又能保证较高铜回收率的选矿方法具有重要的实际意义。
有鉴于此，有必要设计一种改进的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，以解决上述问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，通过设置预精选作业，增加精选排小尾矿的工艺，并结合研发的高效抑制剂CD-2，降低磁黄铁矿对铜浮选的不利影响，获得较高品位的铜精矿。本发明实现了高磁黄铁矿含量、低品位的硫化铜矿石中铜的浮选回收，生产工艺流程稳定、可操作性强、产物品位高，对低品位难选铜矿资源的开发利用具有重要的实际意义。
为实现上述发明目的，本发明提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，包括以下步骤：
S1、将待选的低品位高磁黄铁矿含量的铜矿破碎得到矿粉，加入500～3000g/t的石灰和50～600g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，与水混合得到一次矿浆；所述一次矿浆中矿粉的质量分数为25％～35％；
S2、向步骤S1的所述一次矿浆中添加粗选药剂进行2～3次铜粗选，得到粗精矿和粗选尾矿；
S3、对步骤S2得到的所述粗精矿进行铜预精选，得到预精选精矿和预精选尾矿；对步骤S2得到的所述粗选尾矿添加扫选药剂进行2～3次铜扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿；其中，第一次铜扫选得到的扫选精矿返回第一次铜粗选步骤，其余次铜扫选得到的扫选精矿返回第一次铜扫选步骤；
S4、向步骤S3得到的所述预精选尾矿中添加所述扫选药剂进行铜精扫选，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；所述精扫选精矿返回所述第一次铜粗选步骤，所述精扫选尾矿返回所述第一次铜扫选步骤；
S5、向步骤S3得到的所述预精选精矿中添加50～500g/t的石灰、10～300g/t的CD-2抑制剂和10～300g/t的硫化钠进行湿磨，得到二次矿浆；
S6、对步骤S5得到的所述二次矿浆进行四次铜精选工艺，其中第一次铜精选工艺得到的精选尾矿再添加扫选药剂进行两次铜精扫选工艺，最终得到产物铜精矿和尾矿；所述尾矿与步骤S3的所述扫选尾矿组成最终尾矿。
作为本发明的进一步改进，所述CD-2抑制剂的组分按质量百分数计包括：45％～50％的焦亚硫酸，4％～10％的腐殖酸钠，10％～15％的可溶性淀粉、30％～35％的硫酸铝。
作为本发明的进一步改进，在步骤S6中，所述四次铜精选工艺中，第一次铜精选添加的药剂为1～20g/t的乙硫氨酯，第二、三次铜精选工艺添加的药剂分别为10～300g/t的CD-2抑制剂和5～150g/t的CD-2抑制剂，第四次铜精选工艺不添加药剂。
作为本发明的进一步改进，在步骤S6中，所述四次铜精选工艺为分级精选工艺，各级工艺所得精选精矿皆继续进行下一级的铜精选工艺；第一次铜精选所得精选尾矿进行所述两次铜精扫选工艺，其余铜精选工艺所得精选尾矿皆返回上一级铜精选工艺中。
作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占所述矿粉质量的50％～90％。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量70％～95％。
作为本发明的进一步改进，所述CD-2抑制剂的具体制备方法为：先将焦亚硫酸钠加入水中搅拌，配制成质量分数为10％的焦亚硫酸钠溶液，再按照各组分的质量百分数依次将所述腐殖酸钠、可溶性淀粉、硫酸铝加入搅拌均匀，溶液呈黑色，即得到作为黄铜矿浮选的CD-2抑制剂。
作为本发明的进一步改进，所述两次铜精扫选工艺中，第一次铜精扫选工艺得到的第一精扫选精矿返回所述第一次铜精选步骤，得到的第一精扫选尾矿作为原料进行第二次铜精扫选工艺，进而得到第二精扫选精矿和所述尾矿；所述第二精扫选精矿返回所述第一次铜精选步骤。
作为本发明的进一步改进，所述粗选药剂包括5～100g/t的乙硫氨酯和1～10g/t的2#油，所述扫选药剂包括1～20g/t的乙硫氨酯；所述两次铜精扫选工艺添加的药剂分别为1～10g/t的乙硫氨酯和1～5g/t的乙硫氨酯。
作为本发明的进一步改进，所述低品位铜矿中磁黄铁矿的质量分数为5％～50％，黄铁矿的质量分数不低于2％，黄铜矿的质量分数不低于0.5％。
本发明的有益效果是：
1、本发明提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，将低品位铜矿破碎成粉，加入石灰和CD-2抑制剂进行湿磨，得到一次矿浆；对一次矿浆进行2～3次铜粗选，得到粗精矿和粗选尾矿；对粗选尾矿进行2～3次铜扫选，并对粗精矿进行铜预精选，得到预精选精矿和预精选尾矿；对预精选尾矿铜精扫选，并向预精选精矿中添加石灰、CD-2抑制剂和硫化钠进行湿磨，得到二次矿浆；对二次矿浆进行四次铜精选工艺，其中第一次铜精选工艺得到的精选尾矿添加扫选药剂后进行两次铜精扫选工艺，最终得到产物铜精矿和尾矿，尾矿与前序工艺中的扫选尾矿组成最终尾矿。本发明通过设置预精选作业，增加精选排小尾矿的工艺，尽可能避免磁黄铁矿在流程中的累积，并结合研发的高效抑制剂CD-2，降低磁黄铁矿对铜浮选的不利影响，获得较高品位的铜精矿；本发明生产工艺流程稳定、可操作性强、产物质量较高，对低品位难选的高磁黄铁矿含量铜矿资源的开发利用具有重要的实际意义。
2、本发明的CD-2抑制剂采用焦亚硫酸钠、腐殖酸钠、可溶性淀粉、硫酸铝为原料，按特定的比例配制而成，降低了矿浆体系中磁黄铁矿的活性，为黄铜矿的回收创造了有利条件。其中焦亚硫酸钠可以减少微细粒磁黄铁矿和黄铜矿之间的异相聚凝现象，使其具有更好的分散效果；腐殖酸钠分子中含有苯环、稠环和杂环，各芳香环之间有桥键相连，其自身支链和功能性基团可强化抑制剂对磁黄铁矿的抑制作用；且复杂的分子结构有利于可溶性淀粉对疏水基团的包合作用，将磁黄铁矿、黄铁矿等脉石成分与黄铜矿打散，更好的分离黄铜矿；同时硫酸铝可对浆液中的磁黄铁矿等脉石成分起到絮凝作用，有利于磁黄铁矿与黄铜矿的分离，提高铜的回收品位。
3、本发明的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，通过添加CD-2抑制剂，与石灰配合用于低品位铜矿石的浮选回收工艺中，不仅减少了石灰的使用量，避免了因过量石灰药剂的加入，对低品位铜矿石中铜矿物的抑制作用，影响铜回收率的问题；还可以降低矿浆pH值，降低矿浆粘度，净化矿浆浮选环境，减少机械夹杂，有利于目的矿物与脉石矿物的分选；实现了从高磁黄铁矿含量、低品位的硫化铜矿石中浮选回收铜，有效解决了高磁黄铁矿硫化铜矿石中铜回收指标不理想的难题，为类似铜矿资源的开发利用提供了新的有效方法，适宜于推广应用。
附图说明
图1为本发明从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法的流程示意图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。
在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。
另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，包括以下步骤：
S1、将待选的低品位铜矿破碎得到矿粉，加入500～3000g/t的石灰和50～600g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，与水混合得到一次矿浆；其中，一次矿浆中矿粉的质量分数为25％～35％；矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉质量的50％～90％；
S2、向步骤S1的一次矿浆中添加粗选药剂进行2～3次铜粗选，得到粗精矿和粗选尾矿；
在一个具体的实施例中，铜粗选为2次；向步骤S1的一次矿浆中添加10～100g/t的乙硫氨酯、1～10g/t的2#油进行第一次铜粗选，得到一次粗精矿和一次粗选尾矿；向一次粗选尾矿中添加5～50g/t的乙硫氨酯、1～5g/t的2#油进行第二次铜粗选，得到二次粗精矿和二次粗选尾矿；第一次粗精矿和第二次粗精矿组成用于铜预精选的粗精选；
S3、对步骤S2得到的粗精矿进行铜预精选，得到预精选精矿和预精选尾矿；对步骤S2得到的二次粗选尾矿添加扫选药剂进行2～3次铜扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿；其中，第一次铜扫选得到的扫选精矿返回第一次铜粗选步骤，其余次铜扫选得到的扫选精矿返回第一次铜扫选步骤；
在一个具体的实施例中，铜扫选为2次；向二次粗选尾矿中添加1～20g/t的乙硫氨酯进行第一次铜扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回第一次铜粗选步骤；向一次扫选尾矿中添加1～10g/t的乙硫氨酯进行第二次铜扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回第一次铜扫选步骤；二次扫选尾矿即为上述扫选尾矿；
S4、向步骤S3得到的预精选尾矿中添加扫选药剂进行铜精扫选，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；精扫选精矿返回第一次铜粗选步骤，精扫选尾矿返回第一次铜扫选步骤；扫选药剂为1～10g/t的乙硫氨酯；
S5、向步骤S3得到的预精选精矿中添加50～500g/t的石灰、10～300g/t的CD-2抑制剂和10～300g/t的硫化钠进行湿磨，得到二次矿浆；二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量70％～95％；
S6、对步骤S5得到的二次矿浆进行四次铜精选工艺，其中第一次铜精选工艺得到的精选尾矿添加扫选药剂后进行两次铜精扫选工艺，最终得到产物铜精矿和尾矿；尾矿与步骤S3的扫选尾矿组成最终尾矿。
具体地，在步骤S6中，四次铜精选工艺为分级精选工艺，各级工艺所得精选精矿皆继续进行下一级的铜精选工艺；第一次铜精选所得精选尾矿进行两次铜精扫选工艺，其余铜精选工艺所得精选尾矿皆返回上一级铜精选工艺中。两次铜精扫选工艺中，第一次铜精扫选工艺得到的第一精扫选精矿返回第一次铜精选步骤，得到的第一精扫选尾矿作为原料进行第二次铜精扫选工艺，进而得到第二精扫选精矿和尾矿；第二精扫选精矿返回第一次铜精选步骤。具体为以下步骤：
S61、向二次矿浆中添加1～20g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿；
S62、向步骤S61中的一次精选尾矿中添加1～10g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选，得到一次精扫选精矿和一次精扫选尾矿；其中，一次精扫选精矿返回第一次铜精选步骤；
S63、向步骤S62中一次精扫选尾矿中添加1～5g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选，得到二次精扫选精矿和二次精扫选尾矿；其中，二次精扫选精矿返回第一次铜精选步骤，二次精扫选尾矿与一次扫选尾矿合并后作为最终尾矿；
S64、向步骤S61中一次精选精矿中添加10～300g/t的CD-2进行第二次铜精选，得到二次精选精矿和二次精选尾矿；其中，二次精选尾矿返回第一次铜精选步骤；
S65、向步骤S64中二次精选精矿中添加5～150g/t的CD-2进行第三次铜精选，得到三次精选精矿和三次精选尾矿；其中，三次精选尾矿返回第二次铜精选步骤；
S66、对步骤S65中三次精选精矿进行第四次铜精选，不添加药剂，得到最终铜精矿和四次精选尾矿；其中，四次精选尾矿返回第三次铜精选步骤。
特别地，本发明的CD-2抑制剂的组分按质量百分数计包括：45％～50％的焦亚硫酸，4％～10％的腐殖酸钠，10％～15％的可溶性淀粉、30％～35％的硫酸铝。CD-2抑制剂中的焦亚硫酸钠可以减少微细粒磁黄铁矿和黄铜矿之间的异相聚凝现象，使其具有更好的分散效果；腐殖酸钠分子中含有苯环、稠环和杂环，各芳香环之间有桥键相连，其自身的功能性基团可强化抑制剂对磁黄铁矿的抑制作用；且复杂的分子结构有利于可溶性淀粉对疏水基团的包合作用，将磁黄铁矿、黄铁矿等脉石成分与黄铜矿打散，更好的分离黄铜矿；可溶性淀粉的稳定性强，其在浮选过程中可改变矿浆体系的流动性，同时硫酸铝可对浆液中的磁黄铁矿等脉石成分起到絮凝作用，有利于磁黄铁矿与黄铜矿的分离，提高铜的回收品位。
具体地，CD-2抑制剂的具体制备方法为：先将焦亚硫酸钠加入水中搅拌，配制成质量分数为10％的焦亚硫酸钠溶液，再按照各组分的质量百分数依次将腐殖酸钠、可溶性淀粉、硫酸铝加入搅拌均匀，溶液呈黑色，即得到作为黄铜矿浮选的CD-2抑制剂。
在一些具体的实施例中，低品位铜矿中磁黄铁矿的质量分数为5％～50％，黄铁矿的质量分数不低于2％，黄铜矿的质量分数不低于0.5％。
在本发明实际应用中，该低品位铜矿石中浮选回收铜的工艺所得最终尾矿中磁黄铁矿和黄铁矿的含量较高，可继续用于硫精矿的浮选，或者作为矿山开采的充填料浆使用，以提高经济效益，避免矿石资源的浪费。
实施例1
本实施例提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；具体包括以下步骤：
S1、将高磁黄铁矿硫化铜矿石破碎得到矿粉，在磨矿过程中加入2000g/t的石灰和300g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，使矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉质量的75％，并加水调节矿浆浓度至33％，得到一次矿浆；
S2、向步骤S1的一次矿浆中添加42g/t的乙硫氨酯、4g/t的2#油进行第一次铜粗选，得到一次粗精矿和一次粗选尾矿；向一次粗选尾矿中添加18g/t的乙硫氨酯、4g/t的2#油进行第二次铜粗选，得到二次粗精矿和二次粗选尾矿；第一次粗精矿和第二次粗精矿组成用于铜预精选的粗精选；
S3、对步骤S2得到的粗精矿进行铜预精选，得到预精选精矿和预精选尾矿；对步骤S2得到二次粗选尾矿中添加4g/t的乙硫氨酯进行第一次铜扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，其中，一次扫选精矿返回第一次铜粗选步骤；向一次扫选尾矿中添加4g/t的乙硫氨酯进行第二次铜扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，其中，二次扫选精矿返回第一次铜扫选步骤；
S4、向步骤S3得到的预精选尾矿中添加4g/t的乙硫氨酯进行一次铜精扫选，得到一次精扫选精矿和一次精扫选尾矿；一次精扫选精矿返回第一次铜粗选步骤，一次精扫选尾矿返回第一次铜扫选步骤
S5、向步骤S3得到的预精选精矿中添加250g/t的石灰、100g/t的CD-2抑制剂和100g/t的硫化钠进行湿磨，得到二次矿浆；二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量95％；
S6、对步骤S5得到的二次矿浆进行四次铜精选工艺，其中第一次铜精选工艺得到的精选尾矿添加扫选药剂后进行两次铜精扫选工艺，最终得到产物铜精矿和尾矿；尾矿与步骤S3的扫选尾矿组成最终尾矿；具体为以下步骤：
S61、向二次矿浆中添加7g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选，得到一次精选精矿和一次精选尾矿；
S62、向步骤S61中的一次精选尾矿中添加4g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选，得到一次精扫选精矿和一次精扫选尾矿；其中，一次精扫选精矿返回第一次铜精选步骤；
S63、向步骤S62中一次精扫选尾矿中添加4g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选，得到二次精扫选精矿和二次精扫选尾矿；其中，二次精扫选精矿返回第一次铜精选步骤，二次精扫选尾矿与一次扫选尾矿合并后作为最终尾矿；
S64、向步骤S61中一次精选精矿中添加67g/t的CD-2进行第二次铜精选，得到二次精选精矿和二次精选尾矿；其中，二次精选尾矿返回第一次铜精选步骤；
S65、向步骤S64中二次精选精矿中添加33g/t的CD-2进行第三次铜精选，得到三次精选精矿和三次精选尾矿；其中，三次精选尾矿返回第二次铜精选步骤；
S66、对步骤S65中三次精选精矿进行第四次铜精选，不添加药剂，得到最终铜精矿和四次精选尾矿；其中，四次精选尾矿返回第三次铜精选步骤。
其中，CD-2抑制剂的组分按质量百分数计包括：45％的焦亚硫酸，10％的腐殖酸钠，10％的可溶性淀粉、35％的硫酸铝。
实施例1得到的实验数据见表1。
表1实施例1所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 1.89 19.02 80.28
尾矿 98.11 0.090 19.72
由表1可知，采用该方法回收低品位矿石资源中的铜，铜的回收率较高，得到的铜精矿品位比尾矿中品位高几十倍，说明该工艺对于对低品位难选铜矿资源的开发利用具有重要的实际意义。
对比例1
对比例1提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；与实施例1相比，不同之处在于，本对比例中未添加CD-2抑制剂，具体调整如下；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
在步骤S1中，加入3000g/t的石灰进行湿磨；
在步骤S5中，添加300g/t的石灰和80g/t的硫化钠进行湿磨；
在步骤S61中添加6g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选；在步骤S62中添加3g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选；在步骤S63中添加3g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选；在步骤S64中添加200g/t石灰进行第二次铜精选；在步骤S65中添加100g/t石灰进行第三次铜精选。
对比例1得到的实验数据见表2。
表2对比例1所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.58 14.23 81.07
尾矿 97.42 0.088 18.93
由表2可知，对比例1不添加CD-2抑制剂时，与实施例1相比，铜的回收率不受影响，但精矿铜品位下降较多，说明仅靠石灰回收铜难以提高铜品位，而添加CD-2抑制剂对提高精矿铜品位有明显的帮助，解决了高磁黄铁矿硫化铜矿石中铜回收指标不理想的难题。
对比例2
对比例2提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；与实施例1相比，不同之处在于，本对比例的步骤S3中未设置铜预精选工艺，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例2得到的实验数据见表3。
表3对比例2所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.07 17.45 80.39
尾矿 97.93 0.090 19.61
由表3可知，在不设置铜预精选作业时，铜的回收率不受影响，但精矿铜品位有明显的下降，说明本发明通过设置铜预精选作业，对于提高精矿铜品位有帮助。
实施例2
本实施例提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.08％，磁黄铁矿40.75％，黄铁矿5.98％；与实施例1相比，不同之处在于，调整了各步骤中的药剂用量，具体如下；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
在步骤S1中，加入1500g/t的石灰和400g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，
在步骤S2中，添加40g/t的乙硫氨酯、3g/t的2#油进行第一次铜粗选，添加15g/t的乙硫氨酯、3g/t的2#油进行第二次铜粗选；
在步骤S3中，添加2g/t的乙硫氨酯进行第一次铜扫选，添加2g/t的乙硫氨酯进行第二次铜扫选；
在步骤S4中，添加2g/t的乙硫氨酯进行一次铜精扫选；
在步骤S5中，添加200g/t的石灰、120g/t的CD-2抑制剂和80g/t的硫化钠进行湿磨；
在步骤S61中添加6g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选；在步骤S62中添加3g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选；在步骤S63中添加3g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选；在步骤S64中添加80g/t的CD-2进行第二次铜精选；在步骤S65中添加40g/t的CD-2进行第三次铜精选。
实施例2得到的实验数据见表4。
表4实施例2所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 1.78 22.02 89.06
尾矿 98.22 0.049 10.94
由表4可知，实施例2得到的铜精矿的Cu品位和Cu的回收率与实施例1的铜精矿相比都较高，因为实施例2中整体提高了CD-2抑制剂的增加量，而降低了石灰的用量；CD-2的存在可以降低矿浆pH值，降低矿浆粘度，净化矿浆浮选环境，减少机械夹杂；还可以避免了因过量石灰药剂的加入，对低品位铜矿石中铜矿物的抑制作用，影响铜回收率的问题。
实施例3
本实施例提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.23％，磁黄铁矿30.46％，黄铁矿13.75％；与实施例1相比，不同之处在于，调整了步骤S1中一次矿浆的浓度及粒度小于0.074mm的矿石的质量百分含量、步骤S5中小于0.038mm的矿石的质量百分含量，各步骤中的药剂用量，具体如下；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
在步骤S1中，加入3000g/t的石灰和200g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，使矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉质量的70％，并加水调节矿浆浓度至31％；
在步骤S2中，添加45g/t的乙硫氨酯、5g/t的2#油进行第一次铜粗选，添加20g/t的乙硫氨酯、4g/t的2#油进行第二次铜粗选；
在步骤S3中，添加3g/t的乙硫氨酯进行第一次铜扫选，添加3g/t的乙硫氨酯进行第二次铜扫选；
在步骤S4中，添加3g/t的乙硫氨酯进行一次铜精扫选；
在步骤S5中，添加300g/t的石灰、80g/t的CD-2抑制剂和60g/t的硫化钠进行湿磨，二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量85％；
在步骤S61中添加10g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选；在步骤S62中添加5g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选；在步骤S63中添加3g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选；在步骤S64中添加60g/t的CD-2进行第二次铜精选；在步骤S65中添加30g/t的CD-2进行第三次铜精选。
实施例3得到的实验数据见表5。
表5实施例3所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.02 20.17 81.88
尾矿 97.98 0.092 18.12
由表5可知，实施例3得到的铜精矿的Cu品位和Cu的回收率与实施例2的铜精矿相比都略有降低，因为实施例3中降低了步骤S1中一次矿浆的浓度及粒度小于0.074mm的矿石的质量百分含量、步骤S5中小于0.038mm的矿石的质量百分含量。说明矿粉的粒度和浓度对Cu的回收率和得到的铜精矿的品位有影响，因此需要进一步对其控制。
实施例4
本实施例提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.48％，磁黄铁矿21.73％，黄铁矿10.56％；与实施例1相比，不同之处在于，调整了步骤S1中一次矿浆的浓度及粒度小于0.074mm的矿石的质量百分含量、步骤S5中小于0.038mm的矿石的质量百分含量，各步骤中的药剂用量，具体如下；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
在步骤S1中，加入2500g/t的石灰和250g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，使矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉质量的72％，并加水调节矿浆浓度至34％；
在步骤S2中，添加50g/t的乙硫氨酯、5g/t的2#油进行第一次铜粗选，添加15g/t的乙硫氨酯、3g/t的2#油进行第二次铜粗选；
在步骤S3中，添加4g/t的乙硫氨酯进行第一次铜扫选，添加3g/t的乙硫氨酯进行第二次铜扫选；
在步骤S4中，添加2g/t的乙硫氨酯进行一次铜精扫选；
在步骤S5中，添加200g/t的石灰、90g/t的CD-2抑制剂和70g/t的硫化钠进行湿磨，二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量90％；
在步骤S61中添加8g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选；在步骤S62中添加4g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选；在步骤S63中添加2g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选；在步骤S64中添加70g/t的CD-2进行第二次铜精选；在步骤S65中添加35g/t的CD-2进行第三次铜精选。
实施例4得到的实验数据见表6。
表6实施例4所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.43 21.35 87.06
尾矿 97.57 0.079 12.94
实施例5
本实施例提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.35％，磁黄铁矿28.97％，黄铁矿9.64％；与实施例1相比，不同之处在于，调整了步骤S1中一次矿浆的浓度及粒度小于0.074mm的矿石的质量百分含量、步骤S5中小于0.038mm的矿石的质量百分含量，各步骤中的药剂用量，具体如下；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
在步骤S1中，加入2800g/t的石灰和280g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，使矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占矿粉质量的78％，并加水调节矿浆浓度至30％；
在步骤S2中，添加45g/t的乙硫氨酯、4g/t的2#油进行第一次铜粗选，添加15g/t的乙硫氨酯、3g/t的2#油进行第二次铜粗选；
在步骤S3中，添加4g/t的乙硫氨酯进行第一次铜扫选，添加4g/t的乙硫氨酯进行第二次铜扫选；
在步骤S4中，添加3g/t的乙硫氨酯进行一次铜精扫选；
在步骤S5中，添加300g/t的石灰、150g/t的CD-2抑制剂和70g/t的硫化钠进行湿磨，二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量88％；
在步骤S61中添加9g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精选；在步骤S62中添加6g/t的乙硫氨酯进行第一次铜精扫选；在步骤S63中添加3g/t的乙硫氨酯进行第二次铜精扫选；在步骤S64中添加80g/t的CD-2进行第二次铜精选；在步骤S65中添加40g/t的CD-2进行第三次铜精选。
实施例5得到的实验数据见表7。
表7实施例5所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.24 20.89 85.53
尾矿 97.76 0.081 14.47
由实施例1～实施例5的实验数据可知，应用本发明的工艺，可以从低品位的高磁黄铁矿硫化铜矿石中提取出铜精矿，且铜精矿的铜品位相对于尾矿高几十倍，铜的回收率高达80％～90％，效果可观；有效解决了高磁黄铁矿硫化铜矿石中铜回收指标不理想的难题，为类似铜矿资源的开发利用提供了新的有效方法，适宜于推广应用。
对比例3
对比例3提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；与实施例1相比，不同之处在于，本对比例中采用的CD-2抑制剂中未添加腐殖酸钠，其余组分仍按实施例1的比例配制；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例3得到的实验数据见表8。
表8对比例3所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.43 15.13 80.89
尾矿 97.57 0.089 19.11
由表8可知，CD-2抑制剂中缺少腐殖酸钠时，对精矿铜品位影响较大。这是因为腐殖酸钠分子中含有苯环、稠环和杂环等复杂结构，各芳香环之间有桥键相连，其自身支链和功能性基团可强化抑制剂对磁黄铁矿的抑制作用；且复杂的分子结构有利于可溶性淀粉对疏水基团的包合作用，将磁黄铁矿、黄铁矿等脉石成分与黄铜矿打散，更好的分离黄铜矿，可提高回收的铜精矿的品位。
对比例4
对比例4提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；与实施例4相比，不同之处在于，本对比例中采用的CD-2抑制剂的组分按质量百分数计包括：20％的焦亚硫酸，10％的腐殖酸钠，35％的可溶性淀粉、35％的硫酸铝；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例4得到的实验数据见表9。
表9对比例4所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 1.74 16.98 65.27
尾矿 98.26 0.16 34.73
由表9可知，对比例4采用上述组分含量的CD-2抑制剂，得到的铜精矿品位较低，铜的回收率与实施例1相比，相差15％左右；由此可见对比例4的CD-2抑制剂各组分的比例不合适，对铜精矿的品位和回收率均不利；说明CD-2抑制剂的组分比例对其抑制效果有较大的的影响。
对比例5
对比例5提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；与实施例1相比，不同之处在于，本对比例中采用的CD-2抑制剂中未添加可溶性淀粉，其余组分仍按实施例1的比例配制；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例5得到的实验数据见表10。
表10对比例5所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 2.49 14.79 81.10
尾矿 97.51 0.088 18.90
由表10可知，CD-2抑制剂中缺少可溶性淀粉，不利于CD-2抑制剂的抑制作用，得到铜精矿的铜品位与实施例1相比降低较多；所以可溶性淀粉的缺失对提高精矿的铜品位不利。
对比例6
对比例6提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，所用原矿为高磁黄铁矿硫化铜矿石，含黄铜矿1.11％，磁黄铁矿39.91％，黄铁矿6.44％；与实施例1相比，不同之处在于，本对比例中采用的CD-2抑制剂中未添加硫酸铝，其余组分仍按实施例1的比例配制；其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例6得到的实验数据见表11。
表11对比例6所得实验数据
产品名称 产率/％ Cu品位/％ Cu回收率/％
铜精矿 1.95 18.75 80.41
尾矿 98.05 0.090 19.59
由表11可知，CD-2抑制剂中缺少硫酸铝时，其应用于本发明铜的浮选工艺中，不利于精矿铜品位的提高，但影响相对较小。
综上所述，本发明提供了一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，将低品位铜矿破碎成粉，加入石灰和CD-2抑制剂进行湿磨，得到一次矿浆；对一次矿浆进行2～3次铜粗选，得到粗精矿和粗选尾矿；对粗选尾矿进行2～3次铜扫选，并对粗精矿进行铜预精选，得到预精选精矿和预精选尾矿；对预精选尾矿铜精扫选，并向预精选精矿中添加石灰、CD-2抑制剂和硫化钠进行湿磨，得到二次矿浆；对二次矿浆进行四次铜精选工艺，其中第一次铜精选工艺得到的精选尾矿添加扫选药剂后进行两次铜精扫选工艺，最终得到产物铜精矿和尾矿，尾矿与前序工艺中的扫选尾矿组成最终尾矿。本发明通过设置预精选作业，增加精选排小尾矿的工艺，尽可能避免磁黄铁矿在流程中的累积，并结合研发的高效抑制剂CD-2，降低磁黄铁矿对铜浮选的不利影响，获得较高品位的铜精矿。通过添加CD-2抑制剂，与石灰配合用于低品位铜矿石的浮选回收工艺中，不仅减少了石灰的使用量，提高铜回收率；还可以降低矿浆pH值、矿浆粘度，净化矿浆浮选环境，减少机械夹杂，有利于目的矿物与脉石矿物的分选；实现了从高磁黄铁矿含量、低品位的硫化铜矿石中浮选回收铜，有效解决了高磁黄铁矿硫化铜矿石中铜回收指标不理想的难题，为类似铜矿资源的开发利用提供了新的有效方法，适宜于推广应用。本发明生产工艺流程稳定、可操作性强、产物质量较高，对低品位难选铜矿资源的开发利用具有重要的实际意义。
以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。

Claims (10)

1.一种从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、将待选的低品位高磁黄铁矿含量的铜矿破碎得到矿粉，加入500～3000g/t的石灰和50～600g/t的CD-2抑制剂进行湿磨，与水混合得到一次矿浆；所述一次矿浆中矿粉的质量分数为25％～35％；
S2、向步骤S1的所述一次矿浆中添加粗选药剂进行2～3次铜粗选，得到粗精矿和粗选尾矿；
S3、对步骤S2得到的所述粗精矿进行铜预精选，得到预精选精矿和预精选尾矿；对步骤S2得到的所述粗选尾矿添加扫选药剂进行2～3次铜扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿；其中，第一次铜扫选得到的扫选精矿返回第一次铜粗选步骤，其余次铜扫选得到的扫选精矿返回第一次铜扫选步骤；
S4、向步骤S3得到的所述预精选尾矿中添加所述扫选药剂进行铜精扫选，得到精扫选精矿和精扫选尾矿；所述精扫选精矿返回所述第一次铜粗选步骤，所述精扫选尾矿返回所述第一次铜扫选步骤；
S5、向步骤S3得到的所述预精选精矿中添加50～500g/t的石灰、10～300g/t的CD-2抑制剂和10～300g/t的硫化钠进行湿磨，得到二次矿浆；
S6、对步骤S5得到的所述二次矿浆进行四次铜精选工艺，其中第一次铜精选工艺得到的精选尾矿再添加扫选药剂进行两次铜精扫选工艺，最终得到产物铜精矿和尾矿；所述尾矿与步骤S3的所述扫选尾矿组成最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，所述CD-2抑制剂的组分按质量百分数计包括：45％～50％的焦亚硫酸，4％～10％的腐殖酸钠，10％～15％的可溶性淀粉、30％～35％的硫酸铝。
3.根据权利要求1所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，在步骤S6中，所述四次铜精选工艺中，第一次铜精选添加的药剂为1～20g/t的乙硫氨酯，第二、三次铜精选工艺添加的药剂分别为10～300g/t的CD-2抑制剂和5～150g/t的CD-2抑制剂，第四次铜精选工艺不添加药剂。
4.根据权利要求1所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，在步骤S6中，所述四次铜精选工艺为分级精选工艺，各级工艺所得精选精矿皆继续进行下一级的铜精选工艺；第一次铜精选所得精选尾矿进行所述两次铜精扫选工艺，其余铜精选工艺所得精选尾矿皆返回上一级铜精选工艺中。
5.根据权利要求1所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，在步骤S1中，所述矿粉中粒度小于0.074mm的固体颗粒占所述矿粉质量的50％～90％。
6.根据权利要求5所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，在步骤S5中，所述二次矿浆中粒度小于0.038mm的固体颗粒占总矿粉质量70％～95％。
7.根据权利要求2所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，所述CD-2抑制剂的具体制备方法为：先将焦亚硫酸钠加入水中搅拌，配制成质量分数为10％的焦亚硫酸钠溶液，再按照各组分的质量百分数依次将所述腐殖酸钠、可溶性淀粉、硫酸铝加入搅拌均匀，溶液呈黑色，即得到作为黄铜矿浮选的CD-2抑制剂。
8.根据权利要求4所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，所述两次铜精扫选工艺中，第一次铜精扫选工艺得到的第一精扫选精矿返回所述第一次铜精选步骤，得到的第一精扫选尾矿作为原料进行第二次铜精扫选工艺，进而得到第二精扫选精矿和所述尾矿；所述第二精扫选精矿返回所述第一次铜精选步骤。
9.根据权利要求1所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，所述粗选药剂包括5～100g/t的乙硫氨酯和1～10g/t的2#油，所述扫选药剂包括1～20g/t的乙硫氨酯；所述两次铜精扫选工艺添加的药剂分别为1～10g/t的乙硫氨酯和1～5g/t的乙硫氨酯。
10.根据权利要求1所述的从低品位高磁黄铁矿含量的硫化铜矿石中浮选铜的方法，其特征在于，所述低品位铜矿中磁黄铁矿的质量分数为5％～50％，黄铁矿的质量分数不低于2％，黄铜矿的质量分数不低于0.5％。
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