CN117619549A - 一种含铜硫化矿的选矿方法 - Google Patents

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林华阳
罗圣钰
符兴
李相慧
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    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B7/00Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
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    • B03B9/00General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets

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Abstract

本发明提出了一种含铜硫化矿的选矿方法,包括将含铜硫化矿原矿进行磨矿分级后,采用铜浮选粗选工艺,抑制剂为石灰,捕收剂为丁胺黑药,起泡剂为2号油,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿;将浮选粗选精矿进行磁选工艺,得到磁选精矿和磁选尾矿;将磁选尾矿进行铜浮选精选工艺,组合活化剂为硫酸铜和亚硫酸钠,捕收剂为丁基黄药,起泡剂为2号油,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;将浮选精选尾矿进行磨矿分级后,进行电位调控浮选工艺,捕收剂为丁胺黑药,得到铜精矿和浮选尾矿,合并各个工艺的精矿,得到目标精矿。本发明获得总铜精矿品位为23.84%,铜回收率88.75%,银271g/t,银回收率74%,金属回收效果好,较好地回收了含铜硫化矿中的铜、银元素。

Description

一种含铜硫化矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,特别涉及一种含铜硫化矿的选矿方法。
背景技术
由于不断地对矿产资源进行开采利用,使得矿物资源日益消耗严重,趋向于贫瘠、难选等方向。矿物资源也随着埋藏的特点以及特殊的地质情况影响,进一步提出了对选矿技术的严格要求,以达到满足高质量精矿的使用需求。黄铜矿是主要的铜矿物,黄铜矿在弱碱性介质中能够保持较好的天然可浮性,以及在矿浆电位范围都具有良好的可浮性。黄铁矿和磁黄铁矿都是黄铜矿常见的伴生硫铁矿物,磁黄铁矿表面易氧化,影响黄铜矿的浮选分离。微细粒进行浮选不仅增加能耗,同时也提高了浮选药剂的用量,其中应该降低石灰的用量,达到清洁浮选的效果。因此,应当寻找合适的选矿技术,确定适宜的选矿药剂,是提高铜元素回收效果的关键因素之一,也是实现高效环保,清洁浮选的选矿途径之一。
发明内容
鉴于此,本发明的目的在于提出一种含铜硫化矿的选矿方法,提供适用于含铜硫化矿的选矿方法,较好地回收含铜硫化矿中的铜、银元素。
本发明的技术方案是这样实现的:
一种含铜硫化矿的选矿方法,包括如下步骤:
S1将含铜硫化矿原矿进行磨矿分级后,采用铜浮选粗选工艺,抑制剂为石灰,捕收剂为丁胺黑药,起泡剂为2号油,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿;
S2将浮选粗选精矿进行磁选工艺,得到磁选精矿和磁选尾矿;
S3将磁选尾矿进行铜浮选精选工艺,组合活化剂为硫酸铜和亚硫酸钠,捕收剂为丁基黄药,起泡剂为2号油,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;
S4将浮选精选尾矿进行磨矿分级后,进行电位调控浮选工艺,捕收剂为丁胺黑药,得到铜精矿和浮选尾矿;
S5将浮选精矿、磁选精矿和铜精矿合并,得到目标精矿。
作为方案的进一步改进是,步骤S1中,磨矿分级使原矿+75μm粒级的含量为50~55%。
作为方案的进一步改进是,步骤S1中,采用铜浮选粗选工艺时,以原矿的重量计,石灰抑制剂的加入量为700~900g/t,丁胺黑药捕收剂的加入量为5~15g/t,2号油起泡剂的加入量为10~30g/t;铜浮选粗选的浮选时间为10~20min。
作为方案的进一步改进是,步骤S2中,磁感应强度为0.3~0.4T。
作为方案的进一步改进是,步骤S3中,采用铜浮选精选工艺时,以原矿的重量计,硫酸铜活化剂的加入量为150~250g/t,亚硫酸钠活化剂的加入量为150~250g/t,丁基黄药的加入量为5~15g/t,2号油起泡剂的加入量为5~15g/t。
作为方案的进一步改进是,步骤S4中,将浮选精选尾矿进行磨矿至-75μm粒级的含量为65~70%。
作为方案的进一步改进是,步骤S4中,电位调控浮选工艺的电位为-350~-400mV。
作为方案的进一步改进是,步骤S4中,丁胺黑药捕收剂的加入量为5~15g/t;电位调控浮选工艺的浮选时间为3~10min。
作为方案的进一步改进是,步骤S4中,在进行电位调控浮选工艺时,还包括将矿浆浓缩至50~55%。经过磨浆分级后将矿浆浓缩,避免在电位浮选过程中矿物出现泥化的现象,有助于提高矿物的单体解离程度。
与现有技术相比,本发明的有益效果为:
本发明获得总铜精矿品位为23.84%,铜回收率88.75%,银271g/t,银回收率74%,金属回收效果好,较好地回收了含铜硫化矿中的铜、银元素,充分提高了资源综合利用率,具有较好的经济效益。
本发明采用先磨矿浮选,后再磨矿的电位浮选模式,有助于提高含铜硫化矿中的黄铁矿、黄铜矿的解离程度,实现铜矿物与硫矿物、锌矿物的有效分离;本发明的石灰使用量较少,选用硫酸铜和亚硫酸钠作为组合活化剂,提高后续电位浮选的铜回收率,抑制黄铁矿、方铅矿,减少铜的损失。
具体实施方式
为了更好理解本发明技术内容,下面提供具体实施例,对本发明做进一步的说明。
本发明实施例所用的实验方法如无特殊说明,均为常规方法。
本发明实施例所用的材料、试剂等,如无特殊说明,均可从商业途径得到。
实施例1
(1)试验所用矿石的主要化学成分结果如下表:
表1原矿主要化学成分/%
Cu Pb Zn Fe S
2.13 3.07 2.24 15.07 5.67
SiO2 Al2O3 CaO MgO Ag*
35.72 9.57 7.25 3.38 33
注:*单位为g/t
磨矿至细度为+75μm粒级的含量为50~55%,浮选机进行铜浮选粗选工艺,加入石灰抑制剂800g/t+丁胺黑药捕收剂10g/t+2号油起泡剂20g/t,浮选时间15min,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿,将浮选粗选尾矿返回,再次进行浮选粗选;
(2)将浮选粗选精矿进行磁选,磁感应强度0.35T的条件下除铁,得到磁选精矿和磁选尾矿;
(3)将磁选尾矿进行铜浮选精选,加入硫酸铜200g/t和亚硫酸钠200g/t为组合活化剂+丁基黄药捕收剂10g/t+2号油起泡剂10g/t,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;
(4)将浮选精选尾矿进行磨矿,细度为-75μm粒级的含量为65~70%后,进行电位调控浮选,将矿浆浓缩至52%,矿浆电位控制在-350~-400mV,加入丁胺黑药捕收剂10g/t,浮选时间5min,得到铜精矿和浮选尾矿;
(5)将浮选精矿、磁选精矿和铜精矿合并,为总铜精矿。
经检测,获得总铜精矿品位为23.84%,铜回收率88.75%,银271g/t,银回收率74%,表明经过磨矿,先浮选粗选后进行磁选,再磨矿,结合电位辅助浮选,提高黄铁矿、黄铜矿的解离程度,实现铜矿物与硫矿物、锌矿物的有效分离。
注:*单位为g/t
实施例2
(1)将原矿磨矿至细度为+75μm粒级的含量为50~55%,浮选机进行铜浮选粗选工艺,加入石灰抑制剂700g/t+丁胺黑药捕收剂15g/t+2号油起泡剂25g/t,浮选时间15min,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿,将浮选粗选尾矿返回,再次进行浮选粗选;
(2)将浮选粗选精矿进行磁选,磁感应强度0.35T的条件下除铁,得到磁选精矿和磁选尾矿;
(3)将磁选尾矿进行铜浮选精选,加入硫酸铜250g/t和亚硫酸钠150g/t为组合活化剂+丁基黄药捕收剂15g/t+2号油起泡剂10g/t,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;
(4)将浮选精选尾矿进行磨矿,细度为-75μm粒级的含量为65~70%后,进行电位调控浮选,将矿浆浓缩至52%,矿浆电位控制在-350~-400mV,加入丁胺黑药捕收剂15g/t,浮选时间10min,得到铜精矿和浮选尾矿;
(5)将浮选精矿、磁选精矿和铜精矿合并,为总铜精矿。
经检测,获得总铜精矿品位为21.02%,铜回收率86.71%,银265g/t,银回收率72%。
实施例3
(1)将原矿磨矿至细度为+75μm粒级的含量为65~70%,浮选机进行铜浮选粗选工艺,加入石灰抑制剂800g/t+丁胺黑药捕收剂10g/t+2号油起泡剂20g/t,浮选时间15min,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿,将浮选粗选尾矿返回,再次进行浮选粗选;
(2)将浮选粗选精矿进行磁选,磁感应强度0.35T的条件下除铁,得到磁选精矿和磁选尾矿;
(3)将磁选尾矿进行铜浮选精选,加入硫酸铜200g/t和亚硫酸钠200g/t为组合活化剂+丁基黄药捕收剂10g/t+2号油起泡剂10g/t,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;
(4)将浮选精选尾矿进行磨矿,细度为-75μm粒级的含量为70~75%后,进行电位调控浮选,将矿浆浓缩至52%,矿浆电位控制在-350~-400mV,加入丁胺黑药捕收剂10g/t,浮选时间5min,得到铜精矿和浮选尾矿;
(5)将浮选精矿、磁选精矿和铜精矿合并,为总铜精矿。
经检测,获得总铜精矿品位为20.38%,铜回收率85.08%。
对比例1
(1)将原矿进行磨矿至细度为+75μm粒级的含量为50~55%,浮选机进行铜浮选粗选工艺,加入石灰抑制剂800g/t+丁胺黑药捕收剂10g/t+2号油起泡剂20g/t,浮选时间15min,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿,将浮选粗选尾矿返回,再次进行浮选粗选;
(2)将浮选粗选精矿进行磁选,磁感应强度0.35T的条件下除铁,得到磁选精矿和磁选尾矿;
(3)将磁选尾矿进行铜浮选精选,加入硫酸铜200g/t和亚硫酸钠200g/t为组合活化剂+丁基黄药捕收剂10g/t+2号油起泡剂10g/t,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;
(4)将浮选精选尾矿进行磨矿,细度为-35μm粒级的含量为50~55%后,进行浮选精选,加入石灰抑制剂800g/t+丁胺黑药捕收剂10g/t,浮选时间5min,得到铜精矿和浮选尾矿;
(5)将浮选精矿、磁选精矿和铜精矿合并,为总铜精矿。
经检测,获得总铜精矿品位为18.77%,铜回收率79.22%。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1将含铜硫化矿原矿进行磨矿分级后,采用铜浮选粗选工艺,抑制剂为石灰,捕收剂为丁胺黑药,起泡剂为2号油,得到浮选粗选精矿和浮选粗选尾矿;
S2将浮选粗选精矿进行磁选工艺,得到磁选精矿和磁选尾矿;
S3将磁选尾矿进行铜浮选精选工艺,组合活化剂为硫酸铜和亚硫酸钠,捕收剂为丁基黄药,起泡剂为2号油,得到浮选精矿和浮选精选尾矿;
S4将浮选精选尾矿进行磨矿分级后,进行电位调控浮选工艺,捕收剂为丁胺黑药,得到铜精矿和浮选尾矿;
S5将浮选精矿、磁选精矿和铜精矿合并,得到目标精矿。
2.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S1中,磨矿分级使原矿+75μm粒级的含量为50~55%。
3.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S1中,采用铜浮选粗选工艺时,以原矿的重量计,石灰抑制剂的加入量为700~900g/t,丁胺黑药捕收剂的加入量为5~15g/t,2号油起泡剂的加入量为10~30g/t;铜浮选粗选的浮选时间为10~20min。
4.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S2中,磁感应强度为0.3~0.4T。
5.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S3中,采用铜浮选精选工艺时,以原矿的重量计,硫酸铜活化剂的加入量为150~250g/t,亚硫酸钠活化剂的加入量为150~250g/t,丁基黄药的加入量为5~15g/t,2号油起泡剂的加入量为5~15g/t。
6.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S4中,将浮选精选尾矿进行磨矿至-75μm粒级的含量为65~70%。
7.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S4中,电位调控浮选工艺的电位为-350~-400mV。
8.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S4中,丁胺黑药捕收剂的加入量为5~15g/t;电位调控浮选工艺的浮选时间为3~10min。
9.根据权利要求1的一种含铜硫化矿的选矿方法,其特征在于,步骤S4中,在进行电位调控浮选工艺时,还包括将矿浆浓缩至50~55%。
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