CN116871061A - 一种提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿法，属于选矿提质技术领域。本发明提供了一种提高含镁铜硫矿精矿品位的方法：将矿石进行破碎磨细‑0.074mm至55%~65%，加入调整剂石灰、捕收剂丁基黄药和煤油、起泡剂MIBC得到铜钼硫混合精矿；铜钼硫混合精矿再磨至‑0.048mm75%~82%，加入调整剂石灰、含镁硅酸盐抑制剂、捕收剂SG‑1、起泡剂MIBC，可以得到铜钼混合精矿；铜钼混合精矿添加硫化钠、捕收剂煤油、起泡剂MIBC。可以得到高品位铜精矿。本发明采用混合浮选铜钼、再磨铜钼与硫分离、铜精矿脱镁提质，实现铜精矿品质提升。
Description
技术领域
本发明属于化工技术领域，具体涉及一种提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法。
背景技术
铜矿床一般有斑岩型、矽卡岩型、层状型、火山沉积型和铜镍硫化物型五种类型。一般随着采矿深度的不断深入，部分矿床周边会出现蚀变，如钾化、绢云母化、硅化、绿泥石化等，多样的蚀变类型导致矿石分选难度加大，如其中出现的滑石、蛇纹石、绿泥石等含镁硅酸盐矿物[2]和黄铁矿会极大影响铜精矿品位。高含镁铜硫矿浮选中影响其铜精矿品位的主要有两个方面。一是含镁硅酸盐矿物的影响。含镁硅酸盐矿物难抑制，如滑石、蛇纹石、绿泥石等，由于其本身疏水性强，天然可浮性好，不容易被抑制；含镁硅酸盐矿石本身易磨易泥化，容易形成矿泥罩盖在矿物表面，影响捕收剂对矿物的吸附；矿泥还易被浮选泡沫机械夹杂，影响精矿品位。二是黄铁矿的影响。黄铁矿可浮性好易上浮；通常在高pH矿浆环境下抑制黄铁矿，泡沫易发黏进而夹带其它矿物，影响铜精矿质量；黄铁矿受Cu2+活化影响，黄铜矿受Fe2+抑制影响，导致铜硫分离困难。因此，开发一种能解决上述技术问题的方法是非常必要的。
发明内容
本发明的目的在于提供一种提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法。
本发明的目的是这样实现的，包括前处理、粗选、铜钼-硫分离、铜精矿品位提升步骤，具体包括：
A、前处理：将原矿经磨矿并调整pH值为8.5~10得到物料a，磨矿细度为-0.074mm占55~65%；
B、粗选：将物料a浓度调为30~40%，加入捕收剂和柴油搅拌2~4min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡3~5min得到浮选泡沫产品混合粗精矿b；
C、铜钼-硫分离：
1）将混合粗精矿b经磨矿并调整pH值为9~10得到物料c，磨矿细度为-0.048mm占75~82%；
2）将物料c的浓度调为30~40%，加入含镁硅酸盐抑制剂搅拌2~4min，加入捕收剂SG-1搅拌2~4min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡2~4min得到浮选泡沫产品铜钼混合粗精矿d；
D、铜精矿品位提升：将铜钼混合精矿d中加入硫化钠搅拌2~4min，加入柴油搅拌1~3min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡3~5min得到泡沫产品含镁钼产品e和高品位铜精矿f。
具体操作如下：
1、将矿石与水按照固液比1:1的比例添加至棒磨机，磨矿细度-0.074mm至55%~65%，磨机中同时加入调整剂石灰，得到浮选矿浆样品，矿浆pH值在8.5~10范围。
2、将上述浮选矿浆样品放入浮选机中，浮选浓度30%~40%，加入捕收剂丁基黄药和柴油搅拌3分钟，起泡剂MIBC搅拌2分钟，充气刮泡4分钟，得到浮选泡沫产品即混合粗精矿。
3、将混合粗精矿按照液固比1:1的浓度倒入磨机，磨矿细度-0.048mm75%~82%，磨机中同时加入调整剂石灰，矿浆pH值在9~10范围。
4、将上述浮选矿浆样品放入浮选机中，浮选浓度30%~40%，加入含镁硅酸盐抑制剂搅拌3分钟，捕收剂SG-1搅拌3分钟，起泡剂MIBC搅拌2分钟，充气刮泡3分钟，得到浮选泡沫产品即铜钼混合粗精矿。
5、上述的捕收剂SG-1主要成分为异丁基黄原酸丙烯酯（50%~65%）、甘油单月硅酸酯（10%~20%）及异丙醇混合物（5%~20%）。
6、上述的含镁硅酸盐抑制剂选择无机盐和有机抑制剂1:1组合，其中无机类为亚硫酸钠、六偏磷酸钠、水玻璃中至少一种，有机类为羧甲基纤维素钠、淀粉、糊精其中至少1种。
7、将上述浮选矿浆样品放入浮选机中，浮选浓度20%~30%，加入抑制剂硫化钠搅拌3分钟，起泡剂MIBC搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，浮选机槽底产品过滤得到品质提升的铜精矿；泡沫产品即含镁钼产品。
本发明采用混合浮选、再磨铜硫分离、铜钼与滑石分离，通过药剂与工艺协同，实现铜精矿品位的提升，对处理同类型矿石有借鉴意义。
本发明的技术原理特点如下：
1、在铜钼-硫分离阶段添加含镁硅酸盐抑制剂，进一步减少镁含量，减弱因镁含量高在循环过程中对工艺稳定的影响。
2、在铜钼-硫分离阶段添加选择性更强捕收剂，降低硫含量及部门杂质的影响，为铜-钼镁分离创造更有利的生产环境。
3、在粗选阶段加入捕收能力强、选择性弱的捕收剂，尽可能回收更多的可回收利用金属，减少粗选段铜金属的损失；在铜钼-硫分离阶段添加选择性强的捕收剂，进一步降低杂质含量的影响。
附图说明
图1为本发明实施例1闭路试验流程示意图；
图2为本发明实施例2全开路试验流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
本发明所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，包括前处理、粗选、铜钼-硫分离、铜精矿品位提升步骤，具体包括：
A、前处理：将原矿经磨矿并调整pH值为8.5~10得到物料a，磨矿细度为-0.074mm占55~65%；
B、粗选：将物料a浓度调为30~40%，加入捕收剂和柴油搅拌2~4min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡3~5min得到浮选泡沫产品混合粗精矿b；
C、铜钼-硫分离：
1）将混合粗精矿b经磨矿并调整pH值为9~10得到物料c，磨矿细度为-0.048mm占75~82%；
2）将物料c的浓度调为30~40%，加入含镁硅酸盐抑制剂搅拌2~4min，加入捕收剂SG-1搅拌2~4min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡2~4min得到浮选泡沫产品铜钼混合粗精矿d；
D、铜精矿品位提升：将铜钼混合精矿d中加入硫化钠搅拌2~4min，加入柴油搅拌1~3min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡3~5min得到泡沫产品含镁钼产品e和高品位铜精矿f。
A步骤中调整pH值是选用调整剂石灰进行调整。
B步骤中所述的捕收剂为丁基黄药。
B步骤中所述的起泡剂为甲基异丁基甲醇MIBC。
C步骤1）中调整pH值是选用调整剂石灰进行调整。
C步骤2）中所述的含镁硅酸盐抑制剂是由无机类和有机类组成。
所述的无机类和有机类的质量配比为1:1。
所述的无机类为亚硫酸钠、六偏磷酸钠和水玻璃中的一种或几种；所述的有机类为羧甲基纤维素钠、淀粉和糊精中的一种或几种。
C步骤2）中所述的捕收剂SG-1是由异丁基黄原酸丙烯酯、甘油单月硅酸酯和异丙醇组成。
所述的异丁基黄原酸丙烯酯、甘油单月硅酸酯和异丙醇的质量配比为（50~65）：（10~20）：（5~20）。
C步骤2）中所述的起泡剂为甲基异丁基甲醇MIBC。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：
实施例1
粗选阶段：取3公斤矿石（铜含量0.45%，钼含量0.010%，氧化镁含量11.81%），加入调整剂石灰至磨机，矿石进行破碎磨细至-0.074mm占65%，浮选给矿矿浆pH值9.5；将矿浆样品置入8L浮选槽，添加丁基黄药+柴油（40+20g/t），搅拌3分钟；添加起泡剂MIBC 40g/t，搅拌2分钟，充气刮泡4min，得到浮选泡沫产品即混合粗精矿。
铜钼-硫分离阶段：铜钼硫混合精矿矿浆样调整浓度至50%，加入调整剂石灰，pH值控制在9，磨矿细度-0.045mm占%75%，将磨细后矿浆样置入1.5L浮选机中，添加镁硅酸盐抑制剂300g/t,搅拌3分钟；捕收剂SG-1（20g/t,）搅拌3分钟；添加起泡剂MIBC(10g/t)，搅拌2分钟，充气刮泡4min，泡沫产品经一次精选得到铜钼混合精矿。
铜精矿品位提升阶段：铜钼混合精矿矿浆样置入0.75L槽，加入硫化钠500g/t，搅拌3分钟；添加柴油20g/t，搅拌2分钟;添加起泡剂MIBC(20g/t)，搅拌2分钟;充气刮泡4min，浮选机内矿浆样品经1次扫选得到高品位铜精矿。
闭路试验得到如图1所示，经多次循环，取达到平衡值后两组数据（见表1和表2），分析铜钼混合精矿提升品质后的效果，在铜回收率变化不大的情况下，铜品位提高了5-6个百分点。
表1
表2
实施例2
粗选阶段：取3公斤矿石（铜含量0.46%，钼含量0.010%，氧化镁含量11.81%），加入调整剂石灰至磨机，矿石进行破碎磨细至-0.074mm占65%，浮选给矿矿浆pH值8.5；将矿浆样品置入8L浮选槽，添加丁基黄药+柴油（30+15g/t），搅拌3分钟；添加起泡剂MIBC 40g/t，搅拌2分钟，充气刮泡4min，得到浮选泡沫产品即混合粗精矿。
铜钼-硫分离阶段：铜钼硫混合精矿矿浆样调整浓度至50%，加入调整剂石灰，pH值控制在9，磨矿细度-0.045mm占81%，将磨细后矿浆样置入1.5L浮选机中，添加镁硅酸盐抑制剂200g/t,搅拌3分钟；捕收剂SG-1（10g/t,）搅拌3分钟；添加起泡剂MIBC(10g/t)，搅拌2分钟，充气刮泡4min，泡沫产品经一次精选得到铜钼混合精矿。
铜精矿品位提升阶段：铜钼混合精矿矿浆样置入0.75L槽，加入硫化钠500g/t，搅拌3分钟；添加柴油20g/t，搅拌2分钟;添加起泡剂MIBC20g/t，搅拌2分钟;充气刮泡4min，浮选机内矿浆样品经1次扫选得到高品位铜精矿。
全开路试验得到如图2所示结果：分析铜钼混合精矿提升品质后的效果，在铜回收率变化不大的情况下，铜品位提高了5-6个百分点；数据具体见表3。
表3
。
Claims (10)
1.一种提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，包括前处理、粗选、铜钼-硫分离、铜精矿品位提升步骤，具体包括：
A、前处理：将原矿经磨矿并调整pH值为8.5~10得到物料a，磨矿细度为-0.074mm占55~65%；
B、粗选：将物料a浓度调为30~40%，加入捕收剂和柴油搅拌2~4min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡3~5min得到浮选泡沫产品混合粗精矿b；
C、铜钼-硫分离：
1）将混合粗精矿b经磨矿并调整pH值为9~10得到物料c，磨矿细度为-0.048mm占75~82%；
2）将物料c的浓度调为30~40%，加入含镁硅酸盐抑制剂搅拌2~4min，加入捕收剂SG-1搅拌2~4min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡2~4min得到浮选泡沫产品铜钼混合粗精矿d；
D、铜精矿品位提升：将铜钼混合精矿d中加入硫化钠搅拌2~4min，加入柴油搅拌1~3min，再加入起泡剂搅拌1~3min，充气刮泡3~5min得到泡沫产品含镁钼产品e和高品位铜精矿f。
2.根据权利要求1所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，A步骤中调整pH值是选用调整剂石灰进行调整。
3.根据权利要求1所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，B步骤中所述的捕收剂为丁基黄药。
4.根据权利要求1所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，B步骤中所述的起泡剂为甲基异丁基甲醇MIBC。
5.根据权利要求1所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，C步骤1）中调整pH值是选用调整剂石灰进行调整。
6.根据权利要求1所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，C步骤2）中所述的含镁硅酸盐抑制剂是由无机类和有机类组成。
7.根据权利要求6所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，所述的无机类和有机类的质量配比为1:1。
8.根据权利要求6或7所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，所述的无机类为亚硫酸钠、六偏磷酸钠和水玻璃中的一种或几种；所述的有机类为羧甲基纤维素钠、淀粉和糊精中的一种或几种。
9.根据权利要求1所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，C步骤2）中所述的捕收剂SG-1是由异丁基黄原酸丙烯酯、甘油单月硅酸酯和异丙醇组成。
10.根据权利要求9所述的提高含镁铜硫矿精矿品位的选矿方法，其特征在于，所述的异丁基黄原酸丙烯酯、甘油单月硅酸酯和异丙醇的质量配比为（50~65）：（10~20）：（5~20）。
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