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CN103386356A - 硫化铜矿石的浮选方法 - Google Patents

硫化铜矿石的浮选方法 Download PDF

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CN103386356A CN2012101410729A CN201210141072A CN103386356A CN 103386356 A CN103386356 A CN 103386356A CN 2012101410729 A CN2012101410729 A CN 2012101410729A CN 201210141072 A CN201210141072 A CN 201210141072A CN 103386356 A CN103386356 A CN 103386356A
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CN2012101410729A
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王莉萌
张红华
喻贵芳
袁国才
吴启明
范小雄
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China Nerin Engineering Co Ltd
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China Nerin Engineering Co Ltd
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Abstract

本发明涉及硫化铜矿石的浮选方法。该方法包括以下步骤:(1)将硫化铜矿石进行一段磨矿,以便得到一段磨矿产品;(2)利用第一捕获剂,对一段磨矿产品进行第一浮选,以便得到含有单体铜矿物和次生富铜矿物连生体的第一浮选产物,和第一浮选剩余物;(3)利用第二捕获剂,对第一浮选剩余物进行第二浮选,以便得到含有贫铜连生体、复杂铜矿物和单体硫的第二浮选产物,和第二浮选尾矿;(4)将第二浮选产物进行二段磨矿,以便得到二段磨矿产品;以及(5)对二段磨矿产品在强碱性环境中进行铜硫分离,以便得到铜精矿和硫精矿。利用本发明的硫化铜矿石的浮选方法,能够有效地对复杂难选的硫化铜矿石进行铜硫浮选。

Description

硫化铜矿石的浮选方法
技术领域
本发明涉及冶金领域,尤其是,本发明涉及一种硫化铜矿石的浮选方法,更具体地,本发明涉及一种复杂难选硫化铜矿石的优先快速浮铜、混选中矿再磨的铜硫浮选工艺流程。
背景技术
传统的硫化铜矿石浮选方法,当原矿铜品位为1.49%,硫品位较高为17.58%时,铜精矿品位18.01%、回收率为73.98%;硫精矿品位36.56%、回收率仅有34.20%。并且药剂用量大,尤其是石灰用量高达18.01kg/t,造成在尾矿输送管壁上结垢的现象,使尾矿输送管经常堵塞,影响正常生产,并且投资、成本高,指标、效益低。
因而,目前的硫化铜矿石浮选方法仍有待改进。
发明内容
本发明是基于发明人的下列发现而完成的:
传统的硫化铜矿石浮选方法一般有两种:优先浮选和混合浮选。优先浮选就是优先选铜、铜尾选硫、铜粗选精矿再磨再选,而铜粗选精矿中含有单体铜矿物和易浮连生体铜矿物,若全部进再磨,已解离的单体铜矿物易泥化,反而恶化了选矿指标;并且先浮铜则必抑硫,需使用大量石灰,等再来浮硫时硫却难活化,还造成在矿浆输送管壁上结垢的现象,使矿浆管经常堵塞,影响正常生产,并且投资、成本高,指标、效益低。混合浮选,就是浮选铜硫丢尾、再铜硫分离、铜硫分离精矿再磨再选,也会出现已解离的单体铜矿物易泥化的现象,选矿指标仍然不好。
由于每种铜矿物其各自的物理性质不同、嵌布粒度不均、可浮性有差异,因此有必要采用分别回收及选择性细磨的浮选方法,即一段粗磨矿后,快速浮选粗颗粒和浮选性能好的单体铜矿物及次生富铜矿物连生体,以避开二段细磨矿的泥化,针对贫铜连生体、复杂铜矿物和单体硫,采用混合浮选后再二段细磨再分离浮选,主要回收细颗粒的铜矿物和硫,从而实现提高铜硫回收的目的。
本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此,本发明的一个目的在于提出一种能够有效对矿物性质复杂、嵌布粒度不均的硫化铜矿石进行浮选的方法。
根据本发明的一个方面,本发明提供了一种硫化铜矿石的浮选方法。根据本发明的实施例,该方法包括以下步骤:
(1)将所述硫化铜矿石进行一段磨矿,以便得到粒度小于200目的颗粒占至少65%的一段磨矿产品;
(2)利用第一捕获剂,对所述一段磨矿产品进行第一浮选,以便得到含有单体铜矿物和次生富铜矿物连生体的第一浮选产物,和第一浮选剩余物;
(3)利用第二捕获剂,对所述第一浮选剩余物进行第二浮选,以便得到含有贫铜连生体、复杂铜矿物和单体硫的第二浮选产物,和第二浮选尾矿;
(4)将所述第二浮选产物进行二段磨矿,以便得到粒度小于325目的颗粒占至少85%的二段磨矿产品;以及
(5)对所述二段磨矿产品在强碱性环境中进行铜硫分离,以便得到铜精矿和硫精矿。
其中,需要说明的是:对一段磨矿产品进行第一浮选后,能够得到含有单体铜矿物和次生富铜矿物连生体的第一浮选产物,和第一浮选剩余物,因此也可以将第一浮选称为优先粗选;而对第一浮选剩余物进行第二浮选,能够得到含有贫铜连生体、复杂铜矿物和单体硫的第二浮选产物,和第二浮选尾矿,具体地,第二浮选可以分为混合粗选和混合扫选,由此,通过混合粗选能够获得第二浮选产物,而通过依次进行混合粗选和混合扫选能够获得第二浮选尾矿;此外,对二段磨矿产品在强碱性环境中进行铜硫分离,能够得到铜精矿和硫精矿,具体地,铜硫分离又可以分为分离粗选、分离精选和分离扫选,将二段磨矿产品进行一次分离粗选,三次分离精选和二次分离扫选,从而能够获得铜精矿和硫精矿。
根据本发明的实施例,可以处理的硫化铜矿石的类型并不受特别限制。根据本发明的实施例,所述硫化铜矿石为选自含铜黄铁矿矿石、含铜矽卡岩矿石、含铜斑岩矿石、含铜角砾岩矿石和含铜黄铁矿的至少一种,其中,含铜黄铁矿即为磁铁矿矿石。
根据本发明的实施例,第一捕获剂(在本文中有时也称为“捕收剂”)的类型并不受特别限制,根据本发明的一个实施例,其可以为丁铵黑铵。根据本发明的实施例,进一步包括确定第一浮选产物的铜品位;在所述第一浮选产物的铜品位为至少20%时,则将第一浮选产物作为铜精矿,在所述第一浮选产物的铜品位低于20%时,将第一浮选产物进行步骤(5)的铜硫分离,以便得到品位大于20%的合格铜精矿。
根据本发明的实施例,第二捕获剂的类型并不受特别限制。根据本发明的实施例,第二捕获剂为丁黄药。根据本发明的实施例,在进行第二浮选之后,对所述第二浮选尾矿进行两次扫选,以便得到可以丢弃的尾矿。
根据本发明的实施例,进行铜硫分离的条件,并不受特别限制。根据本发明的实施例,在步骤(5)中,所述强碱性环境的pH可以12。
根据本发明的实施例,铜硫分离可以进一步包括:对所述二段磨矿产品依次进行铜硫分离粗选,铜硫分离精选和铜硫分离扫选。
根据本发明的实施例,所述铜硫分离进一步包括:对所述二段磨矿产品依次进行一次铜硫分离粗选,三次铜硫分离精选和两次铜硫分离扫选。
本发明的硫化铜矿石浮选方法,是一种复杂难选硫化铜矿石“优先快速浮铜、混选中矿再磨”的浮选工艺流程,其特征在于:矿石性质复杂,不仅矿石类型多有含铜黄铁矿矿石、含铜矽卡岩矿石、含铜斑岩矿石、含铜角砾岩矿石和含铜黄铁矿——磁铁矿矿石,含铜矿物种类也繁多,既有原生铜矿物,又有次生铜矿物,水溶铜,自由氧化铜以及褐铁矿与角砾岩中的结合氧化铜等。总之,铜的浸染和分布相当广泛而分散。其主要矿物的嵌布粒度范围广且极不均匀。并包括以下过程:(1)第一步为优先粗选,就一段磨矿产品粒度为-200目65%,在弱碱性环境中(pH=8),优先粗选先用少量选择性好的铜矿物捕收剂(如丁铵黑铵),优先快速回收一段磨矿产品中的单体铜矿物和次生富铜矿物连生体,如果原矿铜品位较高,可以获得合格的铜精矿则直接进入脱水作业;如果原矿铜品位不高,则难于获得合格的铜精矿则需进入铜硫分离精选一作业,总之要躲避再磨被泥化而影响选别指标。(2)第二步为混合浮选,仍在弱碱性环境中(pH=8),加入捕收性好的药剂(如丁黄药),将第一步优先粗选剩余的贫铜连生体、复杂铜矿物和大量的单体硫浮起,称之为中矿或混合粗精矿,同时将该步的浮选尾矿经两次混合扫选后就可丢弃。(3)第三步为中矿再磨,根据复杂难选铜矿石的嵌布粒度不均匀性、共生关系密切等矿石性质,实现了对不同铜矿物的中矿进行选择性再磨,使铜矿物充分解离,从而达到提高复杂难选铜矿石铜硫技术指标的目的。(4)第四步为铜硫分离,对再磨产品,其粒度-325目85%,在强碱性环境中(pH=12)进行铜硫分离,即经过一次分离粗选、三次分离精选、二次分离扫选直接获得铜精矿和硫精矿;混合分离精选一的中矿,并不是按常规返回到前一个分离粗选作业中去,而是进入再磨机,让仍未单体解离的连生体矿物还有再磨分离的机会,尽可能提高铜精矿回收率,减少铜的损失。
本发明的技术效果是:通过矿石的工艺矿物学特性研究,找到一个更加适合矿石性质的“优先快速浮铜、混选中矿再磨”的浮选工艺流程,其相对于优先浮选流程,铜精矿品位提高3.42百分点、回收率提高2.88百分点;硫精矿品位提高2.95百分点、回收率提高28.83百分点;药剂消耗:丁黄药减少29.5g/t、丁铵黑药减少3.48g/t、起泡剂减少17.97gt、石灰减少8.56kg/t;矿浆输送顺畅,经济效益显著。
本发明的优点在于:(1)流程结构简单稳定、容易操作、管理方便、浮选指标可靠并大幅提高;(2)第二步的第二浮选就可抛尾,去掉73.5%的矿石量,从而减少再磨量,减少浮选机槽数约19.51%,节省了投资和能耗;(3)药剂消耗总量减少,降低了成本,流程畅通,并有利环境保护。本发明对有色多金属硫化矿浮选工艺的确定,具有很强的指导意义和参考价值。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出,部分将从下面的描述中变得明显,或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解,其中:
图1是根据本发明实施例的硫化铜矿石的浮选方法的流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例,所述实施例的示例在附图中示出,其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的,仅用于解释本发明,而不能理解为对本发明的限制。
一般方法:
参考图1,本发明的硫化铜矿石的浮选方法的的流程如下:
1为复杂难选硫化铜矿经一段磨矿,产品粒度要求达到-200目65%,在pH=8的弱碱性环境中,添加少量选择性好的铜矿物捕获剂和起泡剂,经过优先粗选2,对该作业所获得的粗精矿产品,即优先快速回收一段磨矿产品中的单体铜矿物和次生富铜矿物连生体,如果铜品位达到20%以上,可直接进入脱水作业;如果铜品位未达到20%,则需进入分离精选一9作业;将优选粗选2的尾矿经过混合粗选一3和混合粗选二4,以及混合扫选一5和混合扫选二6,就可丢弃总矿石量73.5%的尾矿;对于混合粗选一3和混合粗选二4的粗精矿的中间产品、及分离精选一9的中矿,则将其经过再磨7,使产品粒度达到-325目85%,在pH=12的强碱性环境中,进行铜硫分离粗选8,三次分离精选9、10、11,二次分离扫选12、13,从而获得铜精矿和硫精矿。
实施例1:
(1)利用本发明的硫化铜矿石的浮选方法(在本文中有时也称为本发明的工艺)进行硫化铜矿石浮选:
首先,将块度小于1000mm的原矿由采矿场运至选矿厂粗碎车间的原矿仓,经颚式破碎机(PEJ-1215,北方重工集团有限公司)粗碎,使矿石最大块度降至350mm以下,然后依次利用湿式半自磨机(φ6.4×3.3,北方重工集团有限公司)和湿式溢流型球磨机(φ4.8×7.0,北方重工集团有限公司)对粗破碎后的铜矿石进行研磨以制备矿浆。
然后利用旋流器组(FX660-GT×7,威海市海王旋流器有限公司)对所述矿浆进行分级以得到浓度为30%、粒度为-200目65%的溢流矿浆,调浆(pH=8)并加入丁铵黑药后进入优选粗选浮选机(KYF-50,北京矿冶研究总院)进行优先快速浮铜,以便获得优选粗选泡沫产品铜,当优选粗选泡沫产品铜品位大于20%时,将其作为铜精矿直接进入脱水作业;当优选粗选泡沫产品铜品位大于20%时,将其进入分离精选一作业;在混合粗选一、二的浮选机中加入丁黄药,进行混合浮选,并将所获得的混合粗选一、二的泡沫产品(中矿)合并再磨后,经一次分离粗选、三次分离精选、二次分离扫选而得到铜精矿和硫精矿,其中分离精选一的剩余物(中矿)也进入再磨。
(2)同时,将上述原矿利用传统的硫化铜矿石的浮选方法——优先浮选(在本文中有时也称为传统工艺)进行硫化铜矿石浮选,即通过优先选铜、铜尾选硫、铜粗选精矿再磨再选的流程进行。其中,优先浮选方法的具体流程是本领域公知的,在此不再赘述。
由此,分别利用本发明的工艺与传统工艺对前述原矿进行了硫铜浮选。然后,基于浮选结果,对本发明的工艺与传统工艺的主要选矿技术指标、药剂和钢球单耗进行比较,结果如下表1和表2所示:
表1本发明的工艺与传统工艺的主要选矿技术指标对比
Figure BDA00001617194500081
从表1可以看出:与传统工艺相比,利用本发明的工艺进行硫化铜矿石浮选,在铜硫原矿品位下降的前提下,无论是铜硫回收率还是精矿品位均有不同程度提高,精矿品位铜提高3.42%、硫提高2.95%,选铜回收率提高2.88%、选硫回收率提高28.83%。
表2本发明的工艺与传统工艺的药剂、钢球单耗对比
Figure BDA00001617194500082
从表2可以看出:与传统工艺相比,利用本发明的工艺进行硫化铜矿石浮选,除钢球单耗提高0.05kg/t外,药剂消耗均减少:丁铵减少3.48g/t、黄药减少29.5g/t、起泡剂减少17.97g/t、石灰减少8.56kg/t、硫化钠减少109.2g/t。
在本说明书的描述中,参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中,对上述术语的示意性表述不一定指的是相同的实施例或示例。而且,描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。
尽管已经示出和描述了本发明的实施例,本领域的普通技术人员可以理解:在不脱离本发明的原理和宗旨的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型,本发明的范围由权利要求及其等同物限定。

Claims (9)

1.一种硫化铜矿石的浮选方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将所述硫化铜矿石进行一段磨矿,以便得到粒度小于200目的颗粒占至少65%的一段磨矿产品;
(2)利用第一捕获剂,对所述一段磨矿产品进行第一浮选,以便得到含有单体铜矿物和次生富铜矿物连生体的第一浮选产物,和第一浮选剩余物;
(3)利用第二捕获剂,对所述第一浮选剩余物进行第二浮选,以便得到含有贫铜连生体、复杂铜矿物和单体硫的第二浮选产物,和第二浮选尾矿;
(4)将所述第二浮选产物进行二段磨矿,以便得到粒度小于325目的颗粒占至少85%的二段磨矿产品;以及
(5)对所述二段磨矿产品在强碱性环境中进行铜硫分离,以便得到铜精矿和硫精矿。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述硫化铜矿石为选自含铜黄铁矿矿石、含铜矽卡岩矿石、含铜斑岩矿石、含铜角砾岩矿石的至少一种。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述第一捕获剂为丁铵黑铵。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,进一步包括:
确定所述第一浮选产物的铜品位;
在所述第一浮选产物的铜品位为至少20%时,则将所述第一浮选产物作为铜精矿,在所述第一浮选产物的铜品位低于20%时,将所述第一浮选产物进行步骤(5)的铜硫分离,以便得到铜精矿。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述第二捕获剂为丁黄药。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,进一步包括,对所述第二浮选尾矿进行两次扫选,以便得到可以丢弃的尾矿。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,在步骤(5)中,所述强碱性环境的pH为12。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述铜硫分离进一步包括:对所述二段磨矿产品依次进行铜硫分离粗选、铜硫分离精选和铜硫分离扫选。
9.根据权利要求8所述的方法,其特征在于,所述铜硫分离进一步包括:对所述二段磨矿产品依次进行一次铜硫分离粗选,三次铜硫分离精选和两次铜硫分离扫选。
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