CN119525003B - 一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法 - Google Patents

一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法

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Abstract

本发明公开了一种硫氧混合型铜矿的分级磁‑浮联合选矿方法，包括磨矿筛分、磁选、分级、硫化铜浮选、氧化铜粗选、氧化铜强化扫选。本发明通过在磨机分级系统采用强磁选回收部分粗粒氧化铜，降低了氧化铜矿物在磨矿过程中的过磨，实现了能收早收，提高氧化铜综合回收率，同时降低了磨矿过程中铜离子的释放，减轻对后续硫化铜浮选的不利影响。通过采用硫化钠和焦亚硫酸钠组成高效氧化铜硫化剂，强化了硫化过程薄膜的稳定性，同时加强了对黄铁矿的抑制作用，提高了氧化铜浮选分离效率。另外，本发明通过采用高效药剂和精准调控，将氧化铜粗选和强化扫选精矿开路直接获得氧化铜精矿，降低了闭路循环导致的铜金属掉落损失。

Description

一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法。
背景技术
世界铜矿资源约有10％-15％为氧化铜矿和混合铜矿，是重要的铜矿物资源，对于高品位氧化铜矿一般采用浸出工艺进行回收，随着硫化铜矿资源的不断开采，混合铜矿及低品位氧化铜矿资源比例不断扩大，开发绿色高效的选矿工艺具有重要意义。在硫氧混合铜矿中，常采用分步浮选工艺先获得硫化铜精矿，再从尾矿中硫化浮选回收氧化铜矿物，从而实现资源的综合利用。但实际生产中单一浮选对氧化铜的回收效率低，一方面是氧化铜本身可浮性较差，硫化浮选回收率有限，另一方面是大部分氧化铜矿物性质脆，易在磨矿过程中过粉碎，导致混合铜矿中氧化铜的回收利用率极低。在硫氧混合铜矿中，由于磨矿过程氧化铜矿物铜离子的释放，恶化了浮选环境，导致硫化铜浮选指标变差。
因此，开发一种选别效果好、适应性强的选矿工艺，将有助于提高硫氧混合型铜矿的综合铜回收率，提高该类型矿资源的利用水平。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法。
为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法，包括以下步骤：
S1、磨矿筛分作业：将破碎后的原矿石与水混合后磨矿；磨矿排出物进入湿式筛分，筛上产物返回继续磨矿，筛下产物进入脉动高梯度磁选机；
S2、磁选作业：将步骤S1所得的筛下产物经脉动高梯度磁选机磁选，得到磁选精矿和磁选剩余物，所述磁选精矿即为氧化铜精矿一；
S3、分级作业：将步骤S2所得的磁选剩余物与水混合后给入水利旋流器分级，所得的分级沉砂返回步骤S1进行磨矿，所得的分级溢流进入步骤S4进行硫化铜浮选；
S4、硫化铜浮选作业：向步骤S3所得的分级溢流依次添加氧化钙、丁基黄药、丁铵黑药和松醇油后进行硫化铜粗选，硫化铜粗选所得的粗选精矿进行硫化铜精选，硫化铜粗选所得的粗选尾矿依次添加丁基黄药、丁铵黑药和松醇油后进行硫化铜扫选；硫化铜精选所得的精矿即为硫化铜精矿，硫化铜精选所得的精选尾矿和硫化铜扫选所得的扫选精矿一起返回硫化铜粗选作业，硫化铜扫选所得的扫选尾矿进入氧化铜粗选作业；
S5、氧化铜粗选作业：向步骤S4中硫化铜扫选所得的扫选尾矿依次添加硫化剂、丁基黄药、丁铵黑药和松醇油后进行氧化铜粗选，氧化铜粗选所得的粗选精矿即为氧化铜精矿二，氧化铜粗选所得的粗选尾矿进入氧化铜强化扫选作业；
S6、氧化铜强化扫选作业：将步骤S5中氧化铜粗选所得的粗选尾矿依次添加活化剂乙二胺磷酸钠、硫化剂、丁基黄药和丁铵黑药后进行氧化铜强化扫选，氧化铜强化扫选所得的扫选精矿即为氧化铜精矿三，氧化铜强化扫选所得的扫选尾矿即为最终尾矿。
进一步地，步骤S1中，原矿石与水的质量比为2:1。
进一步地，步骤S1中，筛上产物的粒度大于3mm，筛下产物的粒度在3mm以下。
进一步地，步骤S2中，磁选背景场强为1.3-1.75T，脉动冲次100-200次/分，磁介质为5mm棒介质。
进一步地，步骤S3中，磁选剩余物与水之间的固液质量比为3:2。
进一步地，步骤S4中，按每吨原矿石的干矿重量计，硫化铜粗选中，氧化钙用量为1000-2000g/t，丁基黄药用量为20-50g/t，丁铵黑药用量为5-20g/t，松醇油用量为10g/t；硫化铜扫选中，丁基黄药用量为10g/t、丁铵黑药用量为5g/t、松醇油用量为5g/t。
进一步地，步骤S5中，按每吨原矿石的干矿重量计，硫化剂用量为2000-3000g/t，丁基黄药用量为50-100g/t，丁铵黑药用量为25-50g/t，松醇油用量为5-10g/t。
进一步地，步骤S6中，按每吨原矿石的干矿重量计，乙二胺磷酸钠用量为200-500g/t，硫化剂用量为500-1000g/t，丁基黄药用量为25-50g/t，丁铵黑药用量为10-30g/t。
进一步地，步骤S5和S6中，所述硫化剂为硫化钠和焦亚硫酸钠按质量比2:1混合的混合物。
本发明的有益效果在于：
(1)本发明通过在磨机分级系统采用强磁选回收部分粗粒氧化铜，降低了氧化铜矿物在磨矿过程中的过磨，实现了能收早收，提高氧化铜综合回收率，同时降低了磨矿过程中铜离子的释放，减轻对后续硫化铜浮选的不利影响。
(2)本发明采用硫化钠和焦亚硫酸钠组成高效氧化铜硫化剂，强化了硫化过程薄膜的稳定性，同时加强了对黄铁矿的抑制作用，提高了氧化铜浮选分离效率。
(3)本发明通过采用高效药剂和精准调控，将氧化铜粗选和强化扫选精矿开路直接获得氧化铜精矿，降低了闭路循环导致的铜金属掉落损失。
(4)本发明方法通过磁-浮联合分阶段(异步)回收硫氧混合铜矿中的硫化铜和氧化铜矿物，采用高效氧化铜调整剂强化回收微细粒级氧化铜，最终实现了硫氧混合铜矿中铜矿物的高效回收，提高了资源利用率。
附图说明
图1为本发明实施例1-2的方法流程图。
具体实施方式
以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。
实施例1
某硫氧混合型铜矿，原矿含铜1.53％，铜氧化率为63.12％，其中硫化铜以辉铜矿为主，氧化铜矿以孔雀石、硅孔雀石和假孔雀石为主，脉石主要为石英、方解石等。该矿区由于铜氧化率较高，氧化铜矿物种类复杂，且硅孔雀石含量高，造成回收利用率低。
本实施例提供一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法对上述硫氧混合型铜矿进行实验，流程如图1所示。图1中，a：5mm钢棒介质；b：氧化钙；c：丁基黄药；d：丁铵黑药；e：松醇油；f：硫化剂；g：乙二胺磷酸钠；A：原矿；B：氧化铜精矿；C：硫化铜精矿；D：尾矿。
将破碎至粒度为-10mm的原矿石给入球磨机磨矿，磨机排矿经振动筛，粒度为3mm以下的筛下产物给入脉动高梯度强磁选机，背景磁场强度1.75T，脉动冲次100次/分，磁介质采用5mm棒介质，得到磁选精矿(氧化铜精矿1)和磁选剩余物。
磁选剩余物与水之间按固液质量比3:2混合后给入水利旋流器分级，分级溢流细度为-0.074mm占65％，分级沉砂和振动筛所得粒度大于3mm的筛上物料返回球磨机继续磨矿，分级溢流进入硫化铜浮选作业。
向分级溢流依次添加氧化钙1000g/t、丁基黄药30g/t、丁铵黑药15g/t、松醇油10g/t，进行一次硫化铜粗选，硫化铜粗选精矿泡沫进入硫化铜精选，硫化铜精选所得的精矿泡沫即为硫化铜精矿；硫化铜粗选尾矿依次添加丁基黄药10g/t、丁铵黑药5g/t、松醇油5g/t，进行一次硫化铜扫选，硫化铜精选所得的精选尾矿和硫化铜扫选所得的扫选精矿返回硫化铜粗选，硫化铜扫选所得的扫选尾矿进入氧化铜粗选作业。
向硫化铜扫选所得的扫选尾矿依次添加硫化剂2000g/t、丁基黄药80g/t、丁铵黑药40g/t、松醇油5g/t，进行一次氧化铜粗选，氧化铜粗选尾矿依次添加乙二胺磷酸钠400g/t、硫化剂500g/t、丁基黄药25g/t、丁铵黑药10g/t，进行氧化铜强化扫选，氧化铜粗选精矿和氧化铜强化扫选精矿合并为氧化铜精矿2，氧化铜强化扫选尾矿为最终尾矿。
所述硫化剂为硫化钠和焦亚硫酸钠按质量比2:1混合的混合物。
实施例1具体的工艺实验指标见表1。
表1
实施例2
某硫氧混合型铜矿，原矿含铜1.29％，铜氧化率为48.87％，其中硫化铜以黄铜矿为主，氧化铜矿以孔雀石为主，脉石主要为石英、长石，另原矿含硫较高，达22.78％等。该矿区由于铜氧化率较高，含硫高，嵌布粒度复杂，造成铜精矿品位低，铜硫分离困难。采用本发明工艺对该矿区矿样进行实验，如实施例2所示。
本实施例提供一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法对上述硫氧混合型铜矿进行实验，流程如图1所示。
将破碎至-10mm原矿石给入球磨机磨矿，磨机排矿经振动筛，粒度3mm以下的筛下产物给入脉动高梯度强磁选机，背景磁场强度1.75T，脉动冲次100次/分，磁介质采用5mm棒介质，得到磁选精矿(氧化铜精矿1)和磁选剩余物。
磁选剩余物与水之间按固液质量比3:2混合后给入水利旋流器分级。分级溢流细度为-0.074mm占70％，分级沉砂和振动筛所得的粒度大于3mm的筛上物料返回球磨机，分级溢流进入硫化铜浮选作业。
向分级溢流依次添加氧化钙2000g/t、丁基黄药20g/t、丁铵黑药10g/t、松醇油10g/t，进行一次硫化铜粗选，硫化铜粗选精矿泡沫进入硫化铜精选，硫化铜精选精矿泡沫即为硫化铜精矿；硫化铜粗选尾矿依次添加丁基黄药10g/t、丁铵黑药5g/t、松醇油5g/t，进行一次硫化铜扫选，硫化铜精选尾矿和硫化铜扫选精矿返回硫化铜精选，硫化铜扫选尾矿进入氧化铜粗选作业；
向硫化铜扫选尾矿依次添加硫化剂3000g/t、丁基黄药80g/t、丁铵黑药40g/t、松醇油5g/t，进行一次氧化铜粗选，氧化铜粗选尾矿依次添加乙二胺磷酸钠300g/t、硫化剂1000g/t、丁基黄药25g/t、丁铵黑药10g/t，进行氧化铜强化扫选，氧化铜粗选精矿和氧化铜强化扫选精矿合并为氧化铜精矿2，氧化铜强化扫选尾矿为最终尾矿。所述硫化剂为硫化钠和焦亚硫酸钠按质量比2:1混合的混合物。
实施例2具体的工艺实验指标见表2。
表2
相比生产指标，实施例1的总铜回收率提高了28.84个百分点，实施例2的总铜回收率提高了27.13个百分点，回收率提升显著。
对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种硫氧混合型铜矿的分级磁-浮联合选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、磨矿筛分作业：将破碎后的原矿石与水混合后磨矿；磨矿排出物进入湿式筛分，筛上产物返回继续磨矿，筛下产物进入脉动高梯度磁选机；
S2、磁选作业：将步骤S1所得的筛下产物经脉动高梯度磁选机磁选，得到磁选精矿和磁选剩余物，所述磁选精矿即为氧化铜精矿一；
S3、分级作业：将步骤S2所得的磁选剩余物与水混合后给入水利旋流器分级，所得的分级沉砂返回步骤S1进行磨矿，所得的分级溢流进入步骤S4进行硫化铜浮选；
S4、硫化铜浮选作业：向步骤S3所得的分级溢流依次添加氧化钙、丁基黄药、丁铵黑药和松醇油后进行硫化铜粗选，硫化铜粗选所得的粗选精矿进行硫化铜精选，硫化铜粗选所得的粗选尾矿依次添加丁基黄药、丁铵黑药和松醇油后进行硫化铜扫选；硫化铜精选所得的精矿即为硫化铜精矿，硫化铜精选所得的精选尾矿和硫化铜扫选所得的扫选精矿一起返回硫化铜粗选作业，硫化铜扫选所得的扫选尾矿进入氧化铜粗选作业；
S5、氧化铜粗选作业：向步骤S4中硫化铜扫选所得的扫选尾矿依次添加硫化剂、丁基黄药、丁铵黑药和松醇油后进行氧化铜粗选，氧化铜粗选所得的粗选精矿即为氧化铜精矿二，氧化铜粗选所得的粗选尾矿进入氧化铜强化扫选作业；
S6、氧化铜强化扫选作业：将步骤S5中氧化铜粗选所得的粗选尾矿依次添加活化剂乙二胺磷酸钠、硫化剂、丁基黄药和丁铵黑药后进行氧化铜强化扫选，氧化铜强化扫选所得的扫选精矿即为氧化铜精矿三，氧化铜强化扫选所得的扫选尾矿即为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，原矿石与水的质量比为2:1。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，筛上产物的粒度大于3mm，筛下产物的粒度在3mm以下。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，磁选背景场强为1.3-1.75T，脉动冲次100-200次/分，磁介质为5mm棒介质。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，磁选剩余物与水之间的固液质量比为3:2。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，按每吨原矿石的干矿重量计，硫化铜粗选中，氧化钙用量为1000-2000g/t，丁基黄药用量为20-50g/t，丁铵黑药用量为5-20g/t，松醇油用量为10g/t；硫化铜扫选中，丁基黄药用量为10g/t、丁铵黑药用量为5g/t、松醇油用量为5g/t。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5中，按每吨原矿石的干矿重量计，硫化剂用量为2000-3000g/t，丁基黄药用量为50-100g/t，丁铵黑药用量为25-50g/t，松醇油用量为5-10g/t。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，按每吨原矿石的干矿重量计，乙二胺磷酸钠用量为200-500g/t，硫化剂用量为500-1000g/t，丁基黄药用量为25-50g/t，丁铵黑药用量为10-30g/t。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5和S6中，所述硫化剂为硫化钠和焦亚硫酸钠按质量比2:1混合的混合物。
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