CN113333153A - 一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法，包括半自磨加药磨矿、渣浆泵池加药调浆、矿浆分级及球磨机磨矿的磨矿分级系统，以及一次粗选、三次扫选、优浮精选一次得到铜精矿一，优浮精选尾矿再磨分级、铜硫分离、分离精选得到铜精矿二、分离扫选、分离扫选尾矿返回粗选。本发明优化了浮选药剂加药点和开发新型铜矿物捕收剂，优化了浮选工艺流程，具有好的操作性，可改善铜精矿品位并提高铜精矿中铜及伴生元素金银的金属回收率，极大的释放铜精选作业产能，将提高该矿山生产经营效益，为同类型矿山开发提供借鉴，本发明的选矿方法特别适合处理高原地区细粒嵌布的矽卡岩型铜矿。

Description

一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法。

背景技术

铜金属长期以来始终是全球经济、社会发展的基础性资源，我国是铜金属高消耗大国，对国外铜资源的依存性极高。铜金属赋存矿物形式为硫化铜矿、氧化铜矿及硫氧混合型铜矿，硫化铜矿物具有较好的浮游性，常采用浮选的方法进行回收，但其与黄铁矿或其他硫化矿物的高精度浮选分离是难点。氧化矿的回收有“硫化—常规浮选”或湿法浸出两种方法，视氧化矿物种类选取合适工艺，高氧化铜矿采用浮选工艺常难以获得较高的回收率，生产上湿法浸铜工艺使用最为广泛。硫氧混合型铜矿根据铜氧化率高低选择浮选或湿法方法处理。

针对以硫化铜矿为主的硫氧混合型铜矿，采用硫化钠活化—硫化矿捕收剂疏水回收工艺成熟、易操作。但一段磨选会有较多的铜矿物过度磨细，反而降低目的铜矿物的上浮，并大为增加磨矿能耗成本。阶段磨矿阶段选别工艺研究将旨在降低粗磨磨矿成本，研究快浮工艺也可减少解离的目标矿物过磨碎。浮选工艺需添加调整剂、捕收剂等多种药剂，药剂间的协同反应并不十分明确，合理的浮选药剂添加顺序及作用时间研究具有较大意义。另外，硫化铜矿物及硫铁矿具有相似的可浮性，黄药类捕收剂选择性较差，难以梯度分选回收，为此，开发绿色清洁的高选择性捕收剂，提高二者的疏水性差异，将改善精矿产品品质。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

S1、半自磨磨矿：将原矿矿石经过半自磨磨矿，将所得半自磨磨矿产品进行圆筒振动筛筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石经皮带返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池，半自磨磨矿中每吨原矿矿石干矿加入2kg石灰，保持磨矿矿浆pH值＝9；

S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，高位水力旋流器溢流产品进入浮选，高位水力旋流器沉砂自流至球磨机磨矿；球磨机中添加氟硅酸钠，球磨机排料进入渣浆池，并在渣浆池中添加丁基黄药和JL-101；

S3、浮选：步骤S2中所得高位水力旋流器溢流产品进入搅拌桶搅拌，在搅拌桶中添加捕收剂丁基黄药、JL-101以及起泡剂2#油；

搅拌后的矿浆进入铜浮选，先进行粗选作业，所得粗选精矿进入铜优浮精选，所得粗选尾矿中添加捕收剂及2#油后进入到扫选一作业；扫选一作业所得泡沫精矿进入泡沫池，泡沫池中添加硫化钠，然后将泡沫池中的矿浆返回至搅拌桶中；扫选一作业所得尾矿中添加捕收剂及2#油后进入扫选二作业，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业，扫选二作业所得尾矿添加捕收剂后进入扫选三作业；扫选三作业所得泡沫精矿进入中间箱，加入硫化钠后返回至进入扫选二作业，扫选三尾矿作为最终尾矿抛尾；

S4、铜优浮精选作业：步骤S3中粗选作业所得的粗选精矿进行铜优浮精选作业，添加石灰，优浮精选产出铜精矿产品I，优浮精选尾矿添加石灰后进入二段水力旋流器进行分级；

S5、再磨分级作业：二段水力旋流器溢流进入铜硫分离粗选作业，二段水力旋流器沉砂进入二段球磨机再磨，二段球磨机排料返回至二段水力旋流器分级，形成磨矿分级闭环系统；

S6、铜硫分离粗选作业：步骤S5中二段水力旋流器溢流进入另一搅拌桶调节矿浆，所述另一搅拌桶中添加水玻璃及捕收剂；所述另一搅拌桶排出的矿浆进入铜硫分离粗选作业，铜硫分离粗选作业所得精矿进入分离精选作业，所得尾矿进入分离扫选作业；

S7、分离精选作业：步骤S6中铜硫分离粗选作业所得精矿进行分离精选一作业，其中按每吨原矿矿石干矿重量添加石灰200g的用量加入石灰；分离精选一作业所得精矿进入分离精选二作业，分离精选一作业所得尾矿返回至铜硫分离粗选作业中；分离精选二作业中按每吨原矿矿石干矿重量添加石灰100g的用量加入石灰，分离精选二作业产出铜精矿产品II，分离精选二作业所得尾矿返回至精选一作业中；

分离扫选作业：向步骤S6中铜硫分离粗选作业所得尾矿中按每吨原矿矿石干矿重量添加JL-101 5g的用量加入JL-101，进入分离扫选一作业，分离扫选一作业所得精矿返回至铜硫分离粗选作业，分离扫选一作业所得尾矿进入分离扫选二作业；分离扫选二作业中按每吨原矿矿石干矿重量添加JL-101 5g的用量加入JL-101，分离扫选二作业所得精矿返回至分离扫选一作业，分离扫选二作业所得尾矿返回至步骤S3的粗选作业中。

进一步地，步骤S2中，按每吨原矿矿石干矿重量计，氟硅酸钠用量为800g/t，丁基黄药用量为50g/t，JL-101用量为10g/t，高位水力旋流器溢流粒度为-0.075mm占70％。

进一步地，步骤S3中，按每吨原矿矿石干矿重量计，搅拌桶中添加丁基黄药用量为40g/t，JL-101用量为10g/t，起泡剂2#油40g/t。

进一步地，步骤S3中，按每吨原矿矿石干矿重量计，泡沫池中添加硫化钠的量为200g/t，中间箱中添加硫化钠的量为100g/t；粗选作业所得粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药50g/t，2#油20g/t；扫选一作业所得尾矿添加捕收剂丁基黄药30g/t，2#油10g/t；扫选二作业所得尾矿添加捕收剂为丁基黄药，用量20g/t。

进一步地，步骤S4中，按每吨原矿矿石干矿重量计，铜优浮精选作业中添加的石灰用量为800g/t，矿浆pH值＝11。

进一步地，步骤S6中，按每吨原矿矿石干矿重量计，所述水玻璃用量为100g/t，捕收剂为JL-101，用量为5g/t。

进一步地，步骤S4中，按每吨原矿矿石干矿重量计，优浮精选尾矿添加石灰用量为500g/t，矿浆pH值为11.5。

进一步地，所述JL-101由硫羰氨基甲酸酯：改性次膦酸：甲基异丁基甲醇：伯烷基醇：异丙醇按质量比3:1:2:2:1在50摄氏度的反应釜中反应8个小时合成；所述改性次磷酸由有机次磷酸、氢氧化铝、冰乙酸以7:1:2的质量比在60摄氏度的反应釜中反应24个小时所得。

本发明的有益效果在于：

(1)本发明开发了一种高选择性清洁捕收剂JL-101，拉大了铜矿物与硫铁矿的疏水性差异，可强化细粒级硫化铜矿的回收，改善了浮选矿化泡沫，浮选泡沫更清脆，泥化脉石夹杂降低，最终降低了铜精矿中硫铁矿及长石、绿泥石等脉石矿物的含量，从而提高精矿品质。

(2)本发明中，提出了石灰、氟硅酸钠、硫化钠及捕收剂四种浮选药剂在磨矿、分级及浮选系统中分段、依次添加，精准控制药剂作用时间差及作用时间，避免浮选药剂之间的协同作用而弱化药剂效果。

(3)本发明中，提出了铜粗精矿直接进入优先浮选作业产出合同铜精矿产品，优先回收解离程度高的铜矿物，可提高精选系统处理能力，且能防止已经上浮的氧化铜矿物经再磨后损失，减少解离单体再磨后出现过磨现象。

(4)本发明中，提出了精扫选尾矿跨作业返回至粗选，减少精扫选二尾矿直接抛尾造成铜及金银矿物的损失。

(5)本发明提供了一种高效、分选效率高、针对性强、操作性强、选别指标好的高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法，可为该类型铜多金属矿的资源综合回收提供借鉴。

附图说明

图1为本发明实施例1的流程示意图。

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

本实施例选别的矿石为西藏某矽卡岩型铜矿，原矿含铜0.87％，铜氧化率24.48％，含金0.30g/t，含银11.03g/t。矿石中主要金属矿物为黄铜矿、黄铁矿，少量的斑铜矿、辉钼矿，微量黝铜矿、蓝辉铜矿，脉石矿物主要为钙铁榴石、绿帘石、石英等。在粗磨粒度-0.075mm占70％条件下，硫化铜矿物的单体解离度仅为75.10％，富连生体占比为12.36％，部分铜矿物嵌布较细，当前细度下铜矿物还未充分解离。

本实施例提供一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法对上述铜矿进行选矿，包括如下步骤：

S1、半自磨磨矿：将-120mm粒度原矿矿石经过半自磨磨矿，将所述半自磨磨矿产品经过30*40mm圆筒振动筛筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石经皮带返回半自磨，所述筛下矿浆进入渣浆池，半自磨给料口添加石灰用量2kg/t，磨矿矿浆pH值＝9；石灰稀释为20％的质量浓度添加。

S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，所述的水力旋流器溢流产品进入浮选系统，溢流原矿粒度为-0.075mm占70％，溢流矿浆质量浓度为34.50％，所述的水力旋流器沉砂自流至球磨机磨矿，水力旋流器沉砂(球磨机给料)中添加氟硅酸钠800g/t，渣浆泵池中添加丁基黄药50g/t和JL-101用量10g/t；

本实例中捕收剂JL-101为硫羰氨基甲酸酯、改性次膦酸、甲基异丁基甲醇、伯烷基醇、异丙醇以3:1:2:2:1的质量比在50摄氏度的反应釜中反应8个小时合成。所述的改性次磷酸由有机次磷酸、氢氧化铝、冰乙酸以7:1:2的质量比在60摄氏度的反应釜中反应24个小时所得。

S3、浮选：步骤S2中的溢流产品进入搅拌桶搅拌，在所述的搅拌桶中添加丁基黄药40g/t及JL-101用量10g/t，以及起泡剂2#油40g/t；

搅拌后的矿浆进入铜浮选系统，先进行粗选作业，粗选精矿进入铜优浮精选，粗选尾矿进入到扫选一作业，粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药50g/t及2#油20g/t，扫选一泡沫精矿进入到泡沫池中，泡沫池中添加硫化钠200g/t后将矿浆返回到第一个搅拌桶中，扫选一尾矿进入扫选二作业，扫选一尾矿添加捕收剂丁基黄药30g/t及2#油10g/t，扫选二精矿返回至扫选一作业，扫选二尾矿进入扫选三作业，扫选二尾矿添加捕收剂丁基黄药20g/t。扫选三泡沫精矿进入中间箱，向中间箱中添加硫化钠100g/t后将矿浆返回至扫选二作业，扫选三尾矿作为最终尾矿抛尾；

S4、铜优浮精选作业：步骤S3中粗选作业所得粗选精矿进入铜优浮精选作业，添加石灰800g/t，矿浆pH值为11，铜优浮精选产出铜精矿产品I，铜优浮精选尾矿添加石灰500g/t、pH＝11.5后进入二段水力旋流器；

S5、再磨分级作业：二段水力旋流器溢流进入铜精选系统进行铜硫分离粗选作业，溢流细度为-0.038mm占78％，质量浓度为27.41％，二段水力旋流器沉砂进入二段球磨机再磨，球磨机排料返回至二段水力旋流器分级，形成磨矿分级闭环系统；

S6、铜硫分离粗选作业：二段水力旋流器溢流进入另一搅拌桶调节矿浆，另一搅拌桶排出的矿浆进入铜硫分离粗选作业，另一搅拌桶中添加水玻璃100g/t及JL-101用量5g/t，铜硫分离粗选精选进入精选作业，铜硫分离粗选尾矿进入精扫选作业；

S7、精选作业铜硫分离粗选精矿进行分离精选一作业，分离精选一浮选槽内添加石灰200g/t，分离精选一精矿进入分离精选二作业，分离精选一尾矿返回至铜硫分离粗选作业中，分离精选二作业中添加石灰100g/t，分离精选二作业产出铜精矿产品II，分离精选二尾矿返回至分离精选一作业中；

分离扫选作业：铜硫分离粗选尾矿进入分离扫选一作业，铜硫分离粗选尾矿中添加JL-101用量5g/t，分离扫选一精矿返回至铜硫分离粗选作业吸浆槽，分离扫选一尾矿进入分离扫选二作业，分离扫选一尾矿添加JL-101用量为5g/t，分离扫选二精矿返回至分离扫选一作业吸浆槽，精扫选二尾矿跨作业返回至步骤S3的粗选作业中。

对比例1

对相同的铜矿，采用丁基黄药为捕收剂，原矿磨矿至-0.075mm占70％，浮选药剂加在搅拌桶，经过一次粗选，三次扫选抛尾，粗精矿再磨精选的浮选工艺流程，精扫选尾矿二次抛尾，浮选中矿依次返回至上一个浮选作业，浮选机皆为充气式浮选机。

表1为实施例1与对比例1的工艺指标对比表。

表1

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 (8)

1.一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：

S1、半自磨磨矿：将原矿矿石经过半自磨磨矿，将所得半自磨磨矿产品进行圆筒振动筛筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石经皮带返回半自磨磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆池，半自磨磨矿中每吨原矿矿石干矿加入2kg石灰，保持磨矿矿浆pH值＝9；

S2、球磨机磨矿分级：渣浆池中的矿浆用泵抽到高位水力旋流器，高位水力旋流器溢流产品进入浮选，高位水力旋流器沉砂自流至球磨机磨矿；球磨机中添加氟硅酸钠，球磨机排料进入渣浆池，并在渣浆池中添加丁基黄药和JL-101；

S3、浮选：步骤S2中所得高位水力旋流器溢流产品进入搅拌桶搅拌，在搅拌桶中添加捕收剂丁基黄药、JL-101以及起泡剂2#油；

搅拌后的矿浆进入铜浮选，先进行粗选作业，所得粗选精矿进入铜优浮精选，所得粗选尾矿中添加捕收剂及2#油后进入到扫选一作业；扫选一作业所得泡沫精矿进入泡沫池，泡沫池中添加硫化钠，然后将泡沫池中的矿浆返回至搅拌桶中；扫选一作业所得尾矿中添加捕收剂及2#油后进入扫选二作业，扫选二作业所得精矿返回至扫选一作业，扫选二作业所得尾矿添加捕收剂后进入扫选三作业；扫选三作业所得泡沫精矿进入中间箱，加入硫化钠后返回至进入扫选二作业，扫选三尾矿作为最终尾矿抛尾；

S4、铜优浮精选作业：步骤S3中粗选作业所得的粗选精矿进行铜优浮精选作业，添加石灰，优浮精选产出铜精矿产品I，优浮精选尾矿添加石灰后进入二段水力旋流器进行分级；

S5、再磨分级作业：二段水力旋流器溢流进入铜硫分离粗选作业，二段水力旋流器沉砂进入二段球磨机再磨，二段球磨机排料返回至二段水力旋流器分级，形成磨矿分级闭环系统；

S6、铜硫分离粗选作业：步骤S5中二段水力旋流器溢流进入另一搅拌桶调节矿浆，所述另一搅拌桶中添加水玻璃及捕收剂；所述另一搅拌桶排出的矿浆进入铜硫分离粗选作业，铜硫分离粗选作业所得精矿进入分离精选作业，所得尾矿进入分离扫选作业；

S7、分离精选作业：步骤S6中铜硫分离粗选作业所得精矿进行分离精选一作业，其中按每吨原矿矿石干矿添加石灰200g的用量加入石灰；分离精选一作业所得精矿进入分离精选二作业，分离精选一作业所得尾矿返回至铜硫分离粗选作业中；分离精选二作业中按每吨原矿矿石干矿添加石灰100g的用量加入石灰，分离精选二作业产出铜精矿产品II，分离精选二作业所得尾矿返回至分离精选一作业中；

分离扫选作业：向步骤S6中铜硫分离粗选作业所得尾矿中按每吨原矿矿石干矿添加JL-101 5g的用量加入JL-101，进入分离扫选一作业，分离扫选一作业所得精矿返回至铜硫分离粗选作业，分离扫选一作业所得尾矿进入分离扫选二作业；分离扫选二作业中按每吨原矿矿石干矿添加JL-101 5g的用量加入JL-101，分离扫选二作业所得精矿返回至分离扫选一作业，分离扫选二作业所得尾矿返回至步骤S3的粗选作业中。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，按每吨原矿矿石干矿重量计，氟硅酸钠用量为800g/t，丁基黄药用量为50g/t，JL-101用量为10g/t，高位水力旋流器溢流粒度为-0.075mm占70％。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，按每吨原矿矿石干矿重量计，搅拌桶中添加丁基黄药用量为40g/t，JL-101用量为10g/t，起泡剂2#油40g/t。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，按每吨原矿矿石干矿重量计，泡沫池中添加硫化钠的量为200g/t，中间箱中添加硫化钠的量为100g/t；粗选作业所得粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药50g/t，2#油20g/t；扫选一作业所得尾矿添加捕收剂丁基黄药30g/t，2#油10g/t；扫选二作业所得尾矿添加捕收剂为丁基黄药，用量20g/t。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4，按每吨原矿矿石干矿重量计，铜优浮精选作业中添加的石灰用量为800g/t，矿浆pH值＝11。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，按每吨原矿矿石干矿重量计，所述水玻璃用量为100g/t，捕收剂为JL-101，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S4中，按每吨原矿矿石干矿重量计，优浮精选尾矿添加石灰用量为500g/t，矿浆pH值为11.5。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述JL-101由硫羰氨基甲酸酯：改性次膦酸：甲基异丁基甲醇：伯烷基醇：异丙醇按质量比3:1:2:2:1在50摄氏度的反应釜中反应8个小时合成；所述改性次磷酸由有机次磷酸、氢氧化铝、冰乙酸以7:1:2的质量比在60摄氏度的反应釜中反应24个小时所得。

Images