CN117943212B - 一种硫化铜矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及浮选技术领域，尤其是涉及一种硫化铜矿的浮选方法。本发明的硫化铜矿的浮选方法，包括如下步骤：S1、原矿石经过一段磨矿，使黄铜矿112晶面的暴露比为50%~60%；S2、将一段磨矿后的物料与捕收剂混合并进行第一次粗选，然后经浮选柱浮选、一次扫选、第二次粗选和二次扫选；S3、将上述一次扫选得到的扫选精矿和第二次粗选得到的粗选精矿分级后，进行二段磨矿处理，使黄铜矿的112晶面的暴露比为61%~67%；S4、将上述分级和二段磨矿后的物料、抑制剂与捕收剂混合并进行铜硫分离，得到铜精矿。本发明基于黄铜矿晶面暴露顺序差异采用不同捕收剂进行梯级浮选，提高了铜的回收效率。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，尤其是涉及一种硫化铜矿的浮选方法。
背景技术
铜是一种与人类关系非常密切的有色金属，被广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域。从铜矿中分离提取金属铜的技术关乎多种产业发展。
随着高品位铜矿石被大量开采，加强低品位、共伴生复杂的多金属铜矿的开发变得尤为重要。当前，硫化铜矿多与黄铁矿、辉钼矿等共伴生存在，嵌布关系十分复杂。在磨矿解离过程中，铜硫矿物晶面解离顺序差异大，捕收剂作用效果不佳，从而导致低品位多金属硫化铜矿面临回收率低、回收成本高的难题。
在多金属硫化铜矿物浮选分离过程中，为了得到合格的铜精矿，往往需要添加抑制剂抑制黄铁矿。石灰是生产实践中应用最为广泛的黄铁矿有效抑制剂，在pH值为7.0~11.5时均可对黄铁矿产生抑制作用。研究表明，石灰体系中黄铁矿表面会发生如下电化学反应，生成Ca(OH)2、CaSO4、Fe(OH)3等亲水性的薄膜，阻碍了捕收剂在黄铁矿表面的吸附。但是，石灰的大量使用易导致管道结垢，堵塞，影响环境。
有鉴于此，特提出此发明。
发明内容
本发明的目的在于提供一种硫化铜矿的浮选方法，基于黄铜矿晶面暴露顺序差异采用不同捕收剂进行梯级浮选，减少了铜硫分离过程中石灰的添加，提高了铜的回收效率，降低了回收成本。
为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案：
本发明提供了一种硫化铜矿的浮选方法，包括如下步骤：
S1、将原矿石进行一段磨矿处理，得到磨矿物料；所述磨矿物料中粒径小于0.074mm的颗粒占比为60wt%~70wt%；所述磨矿物料中黄铜矿的112晶面的暴露比为50.00%~60.00%，220晶面的暴露比为6.00%~30.00%，204晶面的暴露比为10.00%~20.00%；
S2、将所述磨矿物料与捕收剂混合并进行第一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；所述第一粗选精矿经浮选柱进行一次快速柱浮选后，得到铜钼混合精矿和柱浮选尾矿；所述柱浮选尾矿进行一次扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；所述第一粗选尾矿进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；所述第二粗选尾矿进行二次扫选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；
其中，所述捕收剂包括质量比为（0.5~1.5）：（0.5~1.5）：（0.5~3）的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯；
S3、将所述第一扫选精矿和所述第二次粗选精矿进行预先分级处理，得到第一筛下物和第一筛上物；所述第一筛上物进行二段磨矿处理，得到磨矿后的物料；所述磨矿后的物料进行检查分级，得到第二筛上物和第二筛下物；所述第二筛上物返回进行二段磨矿处理；所述第二筛下物与所述第一筛下物混合，得到混合物料；所述混合物料中粒径小于0.043mm的颗粒占比为80wt%~85wt%；所述混合物料中黄铜矿的112晶面的暴露比为61.00%~70.00%，220晶面的暴露比为7.00%~11.00%，204晶面的暴露比为15.00%~25.00%；
S4、将所述混合物料、抑制剂和捕收剂混合并进行铜硫分离，得到铜精矿和含硫尾矿；
其中，所述捕收剂包括质量比为1：（1~2）的叔丁基黄原酸丙烯脂和正丁基黄原酸丙烯脂；
所述抑制剂包括质量比为（1~2）：（1~2）：（2~3）的硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠。
进一步地，步骤S1中，所述一段磨矿处理的磨矿浓度为50%~60%，介质填充率为35%~40%。
进一步地，步骤S2中，所述第一次粗选包括：将所述磨矿物料进行调浆，加入石灰调节pH为8~9后，加入捕收剂进行一次粗选后，得到所述粗选精矿和所述粗选尾矿。
进一步地，步骤S2中，所述第一次粗选的过程中，所述捕收剂的加入量为60~160g/t。
进一步地，步骤S3中，所述二段磨矿处理包括：采用半自磨处理；
和/或，所述二段磨矿处理的磨矿浓度为60%~75%，介质填充率为25%~35%。
进一步地，步骤S4中，所述铜硫分离包括：将所述混合物料进行调浆后，加入抑制剂、捕收剂和起泡剂进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；向所述粗选精矿中加入抑制剂进行二次精选，得到所述铜精矿；向所述粗选尾矿中加入捕收剂进行二次扫选，得到所述含硫尾矿。
进一步地，步骤S4中，所述单糖聚合物主要由木薯和/或马铃薯经热解后得到。
进一步地，步骤S4中，所述一次粗选的过程中，所述抑制剂的加入量为1000~1800g/t，所述捕收剂的加入量为50~150g/t。
进一步地，步骤S4中，所述二次精选的过程中，所述抑制剂的加入量为200~500g/t。
进一步地，步骤S4中，所述二次扫选的过程中，所述捕收剂的加入量为10~45g/t。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
本发明提供的硫化铜矿的浮选方法，根据硫化铜矿中黄铜矿晶体解离性质差异，针对黄铜矿各晶面的暴露比，采用不同的捕收剂，实现了对铜矿物的精准捕收；采用梯级浮选工艺流程，将单体和部分富连生体的铜钼连生矿物优先选出，再采用铜硫混浮-再磨-铜硫分离工艺回收部分贫连生体含铜矿物，阶梯用药，阶段回收，提高了铜回收率，降低了回收成本。
本发明提供的硫化铜矿的浮选方法，铜硫分离过程中，采用硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠复配的抑制剂，可替代石灰使用，减少了石灰的添加，从而避免了石灰的大量使用导致的管道结垢，堵塞等问题。
具体实施方式
下面将结合具体实施方式对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，但是本领域技术人员将会理解，下列所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例，仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
在本发明的一些实施方式中提供了一种硫化铜矿的浮选方法，包括如下步骤：
S1、将原矿石进行一段磨矿处理，得到磨矿物料；磨矿物料中粒径小于0.074mm的颗粒占比为60wt%~70wt%；磨矿物料中黄铜矿的112晶面的暴露比为50.00%~60.00%，220晶面的暴露比为6.00%~30.00%，204晶面的暴露比为10.00%~20.00%；
S2、将步骤S1中的磨矿物料与捕收剂混合并进行第一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；第一粗选精矿经浮选柱进行一次快速柱浮选后，得到铜钼混合精矿和柱浮选尾矿；柱浮选尾矿进行一次扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；第一粗选尾矿进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；第二粗选尾矿进行二次扫选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；
其中，捕收剂包括质量比为（0.5~1.5）：（0.5~1.5）：（0.5~3）的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯；
S3、将步骤S2中的第一扫选精矿和第二次粗选精矿进行预先分级处理，得到第一筛下物和第一筛上物；第一筛上物进行二段磨矿处理，得到磨矿后的物料；磨矿后的物料进行检查分级，得到第二筛上物和第二筛下物；第二筛上物返回进行二段磨矿处理；第二筛下物与第一筛下物混合，得到混合物料；混合物料中粒径小于0.043mm的颗粒占比为80wt%~85wt%；所述混合物料中黄铜矿的112晶面的暴露比为61.00%~70.00%，220晶面的暴露比为7.00%~11.00%，204晶面的暴露比为15.00%~25.00%；
S4、将混合物料、抑制剂和捕收剂混合并进行铜硫分离，得到铜精矿和硫精矿；
其中，捕收剂包括质量比为1：（1~2）的叔丁基黄原酸丙烯脂和正丁基黄原酸丙烯脂；
抑制剂包括质量比为（1~2）：（1~2）：（2~3）的硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠。
晶面的暴露比根据XRD测试数据，利用象征每个晶面的特征峰峰强归一化后之间的比值确定。
对于嵌布关系复杂的黄铜矿，磨矿解离过程中晶面暴露顺序存在明显差异，黄铜矿最易暴露的112面具有更强的活性，更易与短链捕收剂发生强吸附，而其余晶面则更易与长链捕收剂发生强吸附。针对不同磨矿条件，得到不同晶面解离情况的黄铜矿，一段磨矿过程中根据原矿嵌布性质，精准控制磨矿浓度与介质填充率，控制一段磨矿产品晶面的暴露比，使得单体和部分富连生体黄铜矿解离，并据此采用短链捕收剂进行捕收；在二段磨矿过程中主要针对部分难浮的贫连生体黄铜矿，通过提高磨矿浓度和调整介质浓度，提高该部分与黄铁矿紧密嵌布黄铜矿的解离度，该部分矿物经磨矿后提高了112晶面的暴露比；根据不同晶面暴露含量以及对药剂反应性差异设计不同的捕收剂用药制度，从而可以实现对不同解离情况下铜矿物的精准捕收。
利用多金属硫化铜矿嵌布关系，根据黄铜矿晶体解离性质差异，即黄铜矿晶面暴露比例，本发明采用梯级浮选工艺流程，在低碱度条件下，将单体和部分富连生体的铜矿物快速优先选出，选出的贫连生体铜矿物再采用铜硫混浮-再磨-铜硫分离工艺进行全组分回收，提高了铜回收率。
本发明在铜硫分离过程中，采用硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠复配的抑制剂，可替代石灰使用，减少了石灰的添加，从而避免了石灰的大量使用导致的管道结垢，堵塞等问题。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，原矿石中，铜含量为0.44wt%~0.46wt%，硫含量为10.05wt%~10.54wt%；铜主要以黄铜矿形式存在，硫主要以黄铁矿的形式存在；优选地，原矿石中还包括微量钼，微量钼主要以辉钼矿的形式存在。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，磨矿物料中黄铜矿的112晶面的暴露比可以为60%、62%、64%、66%、68%、70%或者其中任意两者组成的范围值；220晶面的暴露比可以为6%、10%、15%、20%、25%、30%或者其中任意两者组成的范围值；204晶面的暴露比可以为10%、12%、14%、16%、18%、20%或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，一段磨矿处理包括：采用半自磨工艺。
在本发明的一些实施方式中，步骤S1中，一段磨矿处理的磨矿浓度为50%~60%，介质填充率为35%~40%。磨矿浓度为磨矿的矿浆的质量百分数。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，第一次粗选包括：将磨矿物料进行调浆，加入石灰调节pH为8~9后，加入捕收剂进行一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；优选地，调浆包括：向磨矿料中加入水调节矿浆的质量浓度为30%~40%。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，第一次粗选的过程中，捕收剂包括质量比为1：1：（1~3）的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，第一次粗选的过程中，捕收剂的加入量为60~160g/t；典型但非限制性的，例如，步骤S2中，第一次粗选的过程中，捕收剂的加入量可以为60g/t、80g/t、100g/t、120g/t、140g/t、160g/t或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，第一粗选尾矿和捕收剂混合并进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；优选地，步骤S2中，第二次粗选的过程中，捕收剂的加入量为250~300g/t；典型但非限制性的，例如，步骤S2中，第二次粗选的过程中，捕收剂的加入量可以为250g/t、260g/t、270g/t、280g/t、290g/t、300g/t。
在本发明的一些实施方式中，步骤S2中，第一扫选精矿给入步骤S3中的预先分级处理，第一扫选尾矿给入步骤S4中的第一扫选；
第二扫选精矿顺序返回。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，预先分级处理和检查分级处理筛孔尺寸分别为0.2mm和0.1mm。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，二段磨矿处理包括：采用半自磨工艺。
在本发明的一些实施方式中，步骤S3中，二段磨矿处理的磨矿浓度为60%~75%，介质填充率为25%~35%。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，铜硫分离包括：将混合物料进行调浆后，加入抑制剂、捕收剂和起泡剂进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；向粗选精矿中加入抑制剂进行二次精选，得到铜精矿；向粗选尾矿中加入捕收剂进行二次扫选，得到含硫尾矿。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，单糖聚合物主要由木薯和/或马铃薯经热解后得到。
单糖聚合物的制备原料为木薯、马铃薯等。在酸性介质条件下，经过热解断裂后（温度为500~600℃），木薯粉/马铃薯粉发生转化，形成具有强糊精结构可视为淀粉支链。单元结构中，C-2和C-3上具有强亲水性的羟基。在弱碱条件下，单糖聚合物对黄铁矿具有较强的抑制作用。
本发明的抑制剂，在“清除”机制作用下，药剂移除黄铁矿表面的活化离子（Cu2+，此离子为黄铜矿溶解在矿浆中的铜离子）；“封锁”机制下，在黄铁矿表面形成HO-Cu(S)-SH-OH络合物，增加了黄铁矿的亲水性，从而达到对黄铁矿的抑制。在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，一次粗选的过程中，抑制剂的加入量为1000~1800g/t；典型但非限制性的，例如，一次粗选的过程中，抑制剂的加入量可以为1000g/t、1200g/t、1400g/t、1600g/t、1800g/t或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，一次粗选的过程中，捕收剂的加入量为50~150g/t；典型但非限制性的，例如，一次粗选的过程中，捕收剂的加入量可以为50g/t、80g/t、100g/t、120g/t、150g/t或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，一次粗选中，起泡剂包括但不限于松醇油。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，一次粗选的过程中，起泡剂的加入量为10~30g/t；典型但非限制性的，例如，一次粗选的过程中，起泡剂的加入量可以为10g/t、20g/t、30g/t或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，二次精选的过程中，抑制剂的加入量为200~500g/t；典型但非限制性的，例如，二次精选的过程中，抑制剂的加入量可以为200g/t、300g/t、400g/t、500g/t或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，二次精选包括：向粗选精矿中加入400~480g/t的抑制剂进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向第一精选精矿中加入200~300g/t的抑制剂进行第二精选，得到铜精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿顺序返回进行第一精选。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，二次扫选的过程中，捕收剂的用量为10~45g/t；典型但非限制性的，例如，二次扫选的过程中，捕收剂的用量可以为10g/t、20g/t、30g/t、40g/t、45g/t或者其中任意两者组成的范围值。
在本发明的一些实施方式中，步骤S4中，二次扫选包括：向粗选尾矿中加入10~45g/t的捕收剂进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；第一扫选精矿返回上级作业；第一扫选尾矿进行第二扫选，得到含硫尾矿。
本发明的硫化铜矿的浮选方法中，各药剂的加入量为每吨矿浆加入的药剂的质量。
实施例1
本实施例提供的硫化铜矿的浮选方法，包括如下步骤：
S1、将原矿石进行一段磨矿处理，得到磨矿物料；
原矿石中铜和硫的含量分别为0.46wt%和10.54wt%；其中，金属矿物包括黄铜矿、黄铁矿和少量辉钼矿，脉石矿物包括石英和白云母；
一段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿矿浆的质量浓度为50%，磨矿介质钢球填充率为35%；
磨矿物料中粒度小于0.074mm的颗粒占比为63.50wt%；黄铜矿的112晶面的暴露比为54.56%，220晶面的暴露比为6.64%，204晶面的暴露比为14.55%。
S2、向磨矿物料中加入水调节矿浆的质量浓度为33%，加入石灰调节pH为9后，加入160g/t捕收剂进行第一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；
第一粗选精矿经浮选柱进行一次快速柱浮选后，得到铜钼混合精矿和柱浮选尾矿；柱浮选尾矿进行一次扫选（精扫），得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿，第一扫选精矿给入步骤S3中的预先分级处理，第一扫选尾矿给入步骤S4中的第一扫选；
向第一粗选尾矿中加入300g/t捕收剂进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；第二粗选尾矿进行二次扫选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；第二扫选精矿顺序返回，第二扫选尾矿即为最终尾矿；
其中，捕收剂为质量比为1：1：1的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯。
S3、将第一扫选精矿和第二粗选精矿进行预先分级处理（筛孔尺寸为0.2mm），得到第一筛下物和第一筛上物；第一筛上物进行二段磨矿处理，得到磨矿后的物料；磨矿后的物料进行检查分级处理（筛孔尺寸为0.1mm），得到第二筛上物和第二筛下物；第二筛上物返回进行二段磨矿处理，第二筛下物与第一筛下物混合，得到混合物料；
其中，二段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿浓度为60%，介质填充率为35%。；
混合物料中粒度小于0.043mm的颗粒占比为80wt%，黄铜矿的112晶面的暴露比为67.38%，220晶面的暴露比为8.59%，204晶面的暴露比为24.03%。
S4、向上述混合物料中加入水调节矿浆的质量浓度为30%后，加入1650g/t抑制剂、125g/t捕收剂和30g/t起泡剂进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
向粗选精矿中加入480g/t的抑制剂进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向第一精选精矿中加入200g/t的抑制剂进行第二精选，得到铜精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿返回至第一精选；
向粗选尾矿中加入45g/t的捕收剂进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；第一扫选精矿返回上级作业；第一扫选尾矿进行第二扫选，得到含硫尾矿；
抑制剂为质量比为1：1：1的硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠；抑制剂以浓度为2wt%的抑制剂的水溶液的形式加入；单糖聚合物主要由木薯和/或马铃薯在酸性条件下经500~600℃热解后得到；
捕收剂为质量比为1：1的叔丁基黄原酸丙烯脂和正丁基黄原酸丙烯脂；
起泡剂为松醇油。
实施例2
本实施例提供的硫化铜矿的浮选方法，包括如下步骤：
S1、将原矿石进行一段磨矿处理，得到磨矿物料；
原矿石中铜和硫的含量分别为0.44wt%和10.05wt%；其中，金属矿物包括黄铜矿、黄铁矿和少量辉钼矿，脉石矿物包括石英、萤石和方解石；
一段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿矿浆的质量浓度为52%，磨矿介质钢球填充率为38%；
磨矿物料中粒度小于0.074mm的颗粒占比为65.50wt%；黄铜矿的112晶面的暴露比为58.98%，220晶面的暴露比为9.58%，204晶面的暴露比为15.45%。
S2、向磨矿物料中加入水调节矿浆的质量浓度为35%，加入石灰调节pH为8.5后，加入100g/t捕收剂进行第一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；
第一粗选精矿经浮选柱进行一次快速柱浮选后，得到铜钼混合精矿和柱浮选尾矿；柱浮选尾矿进行一次扫选（精扫），得到第一扫选精矿和第一扫选精扫尾矿，第一扫选精矿给入步骤S3中的预先分级处理，第一扫选尾矿给入步骤S4中的第一扫选；
向第一粗选尾矿中加入280g/t捕收剂进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；第二粗选尾矿进行二次扫选作业，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；第二扫选精矿顺序返回，第二扫选尾矿即为最终尾矿；
其中，捕收剂为质量比为1：1：1的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯。
S3、将第一扫选精矿和第二粗选精矿进行预先分级处理（筛孔尺寸为0.2mm），得到第一筛下物和第一筛上物；第一筛上物进行二段磨矿处理，得到磨矿后的物料；磨矿后的物料进行检查分级处理（筛孔尺寸为0.1mm），得到第二筛上物和第二筛下物；第二筛上物返回进行二段磨矿处理，第二筛下物与第一筛下物混合，得到混合物料；
其中，二段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿浓度为60%，介质填充率为35%；
混合物料中粒度小于0.043mm的颗粒占比为83.50wt%，黄铜矿的112晶面的暴露比为68.45%，220晶面的暴露比为8.55%，204晶面的暴露比为16.35%。
S4、向上述混合物料中加入水调节矿浆的质量浓度为35%后，加入1650g/t抑制剂、80g/t捕收剂和15g/t起泡剂进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
向粗选精矿中加入450g/t的抑制剂进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向第一精选精矿中加入200g/t的抑制剂进行第二精选，得到铜精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿返回至第一精选；
向粗选尾矿中加入25g/t的捕收剂进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；第一扫选精矿返回上级作业；第一扫选尾矿进行第二扫选，得到含硫尾矿；
抑制剂为质量比为2：1：1的硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠；抑制剂以浓度为2wt%的抑制剂的水溶液的形式加入；单糖聚合物主要由木薯和/或马铃薯在酸性条件下经500~600℃热解后得到；捕收剂为质量比为1：2的叔丁基黄原酸丙烯脂和正丁基黄原酸丙烯脂；
起泡剂为松醇油。
实施例3
本实施例提供的硫化铜矿的浮选方法，包括如下步骤：
S1、将原矿石进行一段磨矿处理，得到磨矿物料；
原矿石中铜和硫的含量分别为0.45wt%和10.11wt%；其中，金属矿物包括黄铜矿、黄铁矿、少量辉钼矿和斑铜矿，脉石矿物包括石英、萤石和方解石；
一段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿矿浆的质量浓度为58%，磨矿介质钢球填充率为40%；
磨矿物料中粒度小于0.074mm的颗粒占比为70wt%；黄铜矿的112晶面的暴露比为58.98%，220晶面的暴露比为9.58%，204晶面的暴露比为16.17%。
S2、向磨矿物料中加入水调节矿浆的质量浓度为38%，加入石灰调节pH为9后，加入60g/t捕收剂进行第一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；
第一粗选精矿经浮选柱进行一次快速柱浮选后，得到铜钼混合精矿和柱浮选尾矿；柱浮选尾矿进行一次扫选（精扫），得到第一扫选精矿和第一扫选精扫尾矿，第一扫选精矿给入步骤S3中的预先分级处理，第一扫选尾矿给入步骤S4中的第一扫选；
向第一粗选尾矿中加入250g/t捕收剂进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；第二粗选尾矿进行二次扫选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；第二扫选精矿顺序返回，第二扫选尾矿即为最终尾矿；
其中，捕收剂为质量比为1：1：3的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯。
S3、将第一扫选精矿和第二粗选精矿进行预先分级处理（筛孔尺寸为0.2mm），得到第一筛下物和第一筛上物；第一筛上物进行二段磨矿处理，得到磨矿后的物料；磨矿后的物料进行检查分级处理（筛孔尺寸为0.1mm），得到第二筛上物和第二筛下物；第二筛上物返回进行二段磨矿处理，第二筛下物与第一筛下物混合，得到混合物料；
其中，二段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿浓度为70%，介质填充率为25%；
混合物料中粒度小于0.043mm的颗粒占比为85wt%，黄铜矿的112晶面的暴露比为67.00%，220晶面的暴露比为9.85%，204晶面的暴露比为17.58%。
S4、向上述混合物料中加入水调节矿浆的质量浓度为38%后，加入1000g/t抑制剂、50g/t捕收剂和10g/t起泡剂进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
向粗选精矿中加入450g/t的抑制剂进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿；向第一精选精矿中加入220g/t的抑制剂进行第二精选，得铜精矿和第二精选尾矿，第二精选尾矿返回至第一精选；
向粗选尾矿中加入15g/t的捕收剂进行第一扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；第一扫选精矿返回上级作业；第一扫选尾矿进行第二扫选，得到含硫尾矿；
抑制剂为质量比为1.5：1：1的硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠；抑制剂以浓度为2wt%的抑制剂的水溶液的形式加入；单糖聚合物主要由木薯和/或马铃薯在酸性条件下经500~600℃热解后得到；
捕收剂为质量比为1：2的叔丁基黄原酸丙烯脂和正丁基黄原酸丙烯脂；
起泡剂为松醇油。
对比例1
本对比例提供的硫化铜矿的浮选方法参考实施例3，不同之处仅在于，步骤S1中，将原矿石进行磨矿处理，得到磨矿物料；一段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿矿浆浓度为45%，磨矿介质钢球填充率为30%；磨矿物料中粒度小于0.074mm的颗粒占比为58.00wt%；黄铜矿的112晶面的暴露比为52.15%，220晶面的暴露比为12.58%，204晶面的暴露比为20.15%。
对比例2
本对比例提供的硫化铜矿的浮选方法参考实施例3，不同之处仅在于，步骤S2中，捕收剂为丁基黄药。
对比例3
本对比例提供的硫化铜矿的浮选方法参考实施例3，不同之处仅在于，步骤S3中，二段磨矿处理的过程为：采用半自磨工艺，控制磨矿浓度为58%，介质填充率为40%；混合物料中粒度小于0.043mm的颗粒占比为78wt%，黄铜矿的112晶面的暴露比为55.88%，220晶面的暴露比为15.78%，204晶面的暴露比为21.58%。
对比例4
本对比例提供的硫化铜矿的浮选方法参考实施例3，不同之处仅在于，步骤S4中，捕收剂为丁基黄药。
试验例1
实施例1~3和对比例1~4的硫化铜矿的浮选方法的铜精矿中铜含量和铜收率、含硫尾矿中硫含量和硫收率如表1所示。
表1
从表1可以看出，采用基于晶面暴露顺序差异的梯级浮选方法，能有效选择精准的捕收剂，实现铜矿物的精准捕收，提高金属回收率，最终铜精矿中铜含量达到24.12%~24.38%；铜精矿中铜回收率达到97.88%~98.15%，回收率较高。
仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。
Claims (10)
1.一种硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1、将原矿石进行一段磨矿处理，得到磨矿物料；所述磨矿物料中粒径小于0.074mm的颗粒占比为60wt%~70wt%；所述磨矿物料中黄铜矿的112晶面的暴露比为50.00%~60.00%，220晶面的暴露比为6.00%~30.00%，204晶面的暴露比为10.00%~20.00%；
S2、将所述磨矿物料与捕收剂混合并进行第一次粗选后，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；所述第一粗选精矿经浮选柱进行一次快速柱浮选后，得到铜钼混合精矿和柱浮选尾矿；所述柱浮选尾矿进行一次扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；所述第一粗选尾矿进行第二次粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿；所述第二粗选尾矿进行二次扫选，得到第二扫选精矿和第二扫选尾矿；
其中，所述捕收剂包括质量比为（0.5~1.5）：（0.5~1.5）：（0.5~3）的叔丁基黄原酸丙烯脂、正丁基黄原酸丙烯脂和乙基黄原酸丙烯酯；
S3、将所述第一扫选精矿和所述第二粗选精矿进行预先分级处理，得到第一筛下物和第一筛上物；所述第一筛上物进行二段磨矿处理，得到磨矿后的物料；所述磨矿后的物料进行检查分级处理，得到第二筛上物和第二筛下物；所述第二筛上物返回进行二段磨矿处理；所述第二筛下物与所述第一筛下物混合，得到混合物料；所述混合物料中粒径小于0.043mm的颗粒占比为80wt%~85wt%；所述混合物料中黄铜矿的112晶面的暴露比为61.00%~70.00%，220晶面的暴露比为7.00%~11.00%，204晶面的暴露比为15.00%~25.00%；
S4、将所述混合物料、抑制剂和捕收剂混合并进行铜硫分离，得到铜精矿和含硫尾矿；
其中，所述捕收剂包括质量比为1：（1~2）的叔丁基黄原酸丙烯脂和正丁基黄原酸丙烯脂；
所述抑制剂包括质量比为（1~2）：（1~2）：（2~3）的硫脲、单糖聚合物和硫代乙醇酸钠。
2.根据权利要求1所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S1中，所述一段磨矿处理的磨矿浓度为50%~60%，介质填充率为35%~40%。
3.根据权利要求1所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S2中，所述第一次粗选包括：将所述磨矿物料进行调浆，加入石灰调节pH为8~9后，加入捕收剂进行一次粗选后，得到所述第一粗选精矿和所述第一粗选尾矿。
4.根据权利要求1所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S2中，所述第一次粗选的过程中，所述捕收剂的加入量为60~160g/t。
5.根据权利要求1所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S3中，所述二段磨矿处理包括：采用半自磨处理；
和/或，所述二段磨矿处理的磨矿浓度为60%~75%，介质填充率为25%~35%。
6.根据权利要求1所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S4中，所述铜硫分离包括：将所述混合物料进行调浆后，加入抑制剂、捕收剂和起泡剂进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；向所述粗选精矿中加入抑制剂进行二次精选，得到所述铜精矿；向所述粗选尾矿中加入捕收剂进行二次扫选，得到所述含硫尾矿。
7.根据权利要求1所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S4中，所述单糖聚合物主要由木薯和/或马铃薯经热解后得到。
8.根据权利要求6所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S4中，所述一次粗选的过程中，所述抑制剂的加入量为1000~1800g/t，所述捕收剂的加入量为50~150g/t。
9.根据权利要求6所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S4中，所述二次精选的过程中，所述抑制剂的加入量为200~500g/t。
10.根据权利要求6所述的硫化铜矿的浮选方法，其特征在于，步骤S4中，所述二次扫选的过程中，所述捕收剂的加入量为10~45g/t。
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Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES8400777A1 (es) * | 1982-09-20 | 1983-11-01 | Andaluza De Piritas S A | "procedimiento para la purificacion de concentrados minerales complejos de cobre". |
| CN105689147A (zh) * | 2016-03-07 | 2016-06-22 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法 |
| CN106733202A (zh) * | 2016-11-21 | 2017-05-31 | 西北矿冶研究院 | 一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法 |
| CN109865601A (zh) * | 2019-03-11 | 2019-06-11 | 郑州大学 | 一种提高矿物浮选复配捕收剂浮选效果的方法 |
| JP2020164601A (ja) * | 2019-03-28 | 2020-10-08 | 株式会社カネカ | 硬化性樹脂組成物およびその利用 |
| CN113713958A (zh) * | 2021-03-31 | 2021-11-30 | 中南大学 | 一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿以及浮选方法 |
| CN117358428A (zh) * | 2023-10-27 | 2024-01-09 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种层状硅酸盐矿物浮选抑制剂及其应用 |
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| ES8400777A1 (es) * | 1982-09-20 | 1983-11-01 | Andaluza De Piritas S A | "procedimiento para la purificacion de concentrados minerales complejos de cobre". |
| CN105689147A (zh) * | 2016-03-07 | 2016-06-22 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 铜铅锌多金属矿无污染浮选分离方法 |
| CN106733202A (zh) * | 2016-11-21 | 2017-05-31 | 西北矿冶研究院 | 一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法 |
| CN109865601A (zh) * | 2019-03-11 | 2019-06-11 | 郑州大学 | 一种提高矿物浮选复配捕收剂浮选效果的方法 |
| JP2020164601A (ja) * | 2019-03-28 | 2020-10-08 | 株式会社カネカ | 硬化性樹脂組成物およびその利用 |
| CN113713958A (zh) * | 2021-03-31 | 2021-11-30 | 中南大学 | 一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿以及浮选方法 |
| CN117358428A (zh) * | 2023-10-27 | 2024-01-09 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种层状硅酸盐矿物浮选抑制剂及其应用 |
Non-Patent Citations (4)
| Title |
|---|
| 某富含蛇纹石的低品位难选铜镍矿选矿工艺研究;刘超;陈志强;罗传胜;胡红喜;饶金山;吕昊子;;有色金属(选矿部分);20200715(04);全文 * |
| 甲基黄药和丁基黄药在黄铜矿(001)和(112)面的吸附机理研究;范瑞华;李育彪;魏桢伦;;金属矿山;20200215(02);全文 * |
| 磨矿对矿物表面性质和浮选行为的影响;黄子杰;孙伟;高志勇;;中国有色金属学报;20191115(11);全文 * |
| 近年浮选进展;邱冠周;伍喜庆;王毓华;冯其明;胡岳华;;金属矿山;20060115(01);全文 * |
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