CN102744159A - 一种提高硫化铜矿石选矿指标的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，将原矿破碎、湿式磨矿、分级，得到含矿粉矿浆并进入矿浆搅拌槽；将硫氮腈酯分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，同时，将水玻璃分别加入一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；按常规方法进行扫选和精选；将扫选泡沫和精选底流产品依次返回上一段进行选别，将扫选底流和精选泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿；精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。本浮选方法在自然pH值下即可获得较好的选别指标，药剂用量少，浮选效果好；选别尾矿中硫化物含量明显低于用黄药选别尾矿中得硫化物含量，改善了作业环境。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，涉及一种浮选硫化铜矿石的方法，尤其涉及一种提高硫化铜矿石选矿指标的浮选方法。
背景技术
有工业价值的铜矿石中80%的铜矿物属于硫化物。硫化铜矿选别工艺以浮选为主，浮选中搭配使用黄药、石灰、松醇油作为浮选药剂。黄药作为捕收剂能很好地将硫化矿物（包括黄铁矿）无选择性地回收到硫化矿物混合精矿中。在选别过程中为了对黄铁矿有一定的选择性，需在矿浆中加入石灰，使矿浆的 pH 保持在 9～12。但高碱条件对部分铜矿物的浮选不利，使得铜精矿中铜的回收率偏低，大量的金、银、钼等伴生在硫化铜矿中的有益元素会被高碱抑制而得不到综合利用，导致矿山综合效益的下降和贵金属的流失。高碱条件不仅增加了矿山生产成本，而且容易使管道结垢，给生产的顺行、检修、维护等均带来一定难度，大量的高碱废水对环境造成直接或间接的污染，需要处理。同时由于黄药本身没有起泡性能，必须与起泡剂松醇油联合使用，才能使硫化铜矿与其他硫化矿有效分离。虽然黄药价格相对便宜、易制造、易配成溶液，但黄药有微毒、易挥发、气味刺鼻，使得浮选尾矿水中的硫化物含量超标，影响作业环境，造成一定的环境污染。
发明内容
为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明的目的是提供一种提高硫化铜矿石选矿指标的浮选方法，不仅能提高精矿品位，降低成本，而且减轻了环境污染。
为实现上述目的，本发明所采用的技术方案是：一种提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，具体按以下步骤进行：
步骤1：将原矿进行破碎、湿式磨矿、分级，得到含矿粉矿浆，进入矿浆搅拌槽；
步骤2：按每吨步骤1的含矿粉矿浆中加入60g～130g硫氮腈酯的比例，取市售的硫氮腈酯，将所取的硫氮腈酯分成三份，将该三份硫氮腈酯分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份硫氮腈酯、加入一段扫选浮选槽的另一份硫氮腈酯和加入二段扫选浮选槽的第三份硫氮腈酯的重量比为5：3：2；同时，按每吨步骤1的含矿粉矿浆中加入200g～300g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃分成两份，将该两份水玻璃分别加入一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；
步骤3：将步骤2中扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将步骤2中扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿；
步骤4：精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
本发明浮选方法与现有技术相比具有以下优点：
1）只添加捕收剂酯105和分散剂水玻璃，就可获得铜精矿品位在20%以上的优质铜精粉，回收率在90%以上。
2）用酯105替代黄药、石灰、松醇油三种药剂的组合，简化了加药种类及加药方式。药剂用量少，浮选效果好，吨铜精矿药剂成本比用黄药+石灰+松醇油药剂成本低11.5元。
3）所用捕收剂性质稳定、无毒、无污染，改善了作业环境；而且选别尾矿中硫化物含量明显低于用黄药选别尾矿中得硫化物含量，对保护环境十分有利。
4）对提高伴生金、银贵金属回收率非常有利。
5）所用捕收剂选择性好，适用性强，在自然pH值下即可获得较好的选别指标。不用添加石灰调节矿浆的pH值，减少了加药设施投资及因石灰导致管道结垢的检修、维护费用，其浮选工艺药剂制度先进，国内无生产应用，操作简单稳定，经济效益好。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明进行详细说明。
本发明提供了一种操作简单、稳定、环保、药剂成本低的提高硫化铜矿石选矿指标的浮选方法，具体按以下步骤进行：
步骤1：将原矿破碎至粒径≤12mm，进行湿式磨矿、分级，得到细度≤200目、质量含量60%～80%的含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；
所用原矿的含铜量为0.8%～2%，铜矿石中主要的铜矿物有黄铜矿、斑铜矿和少量的铜蓝。
步骤2：按每吨步骤1的含矿粉矿浆中加入60～130g酯105（硫氮腈酯）的比例，取市售的酯105，将所取的酯105按重量比分成三份，将该三份酯105通过搅拌桶下的电磁阀分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份酯105、加入一段扫选浮选槽的另一份酯105和加入二段扫选浮选槽的第三份酯105的重量比为5：3：2；同时，按每吨步骤1的含矿粉矿浆中加入200～300g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃按重量比分成两份，将该两份水玻璃通过分散剂搅拌桶下的电磁阀分别加入到一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；
水玻璃作为分散剂。
步骤3：将步骤2中扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将步骤2中扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿。
步骤4：精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
黄药捕收性能较好，但选择性较差，几乎无选择性的将所有硫化矿物捕收上来，为了将硫化铜矿物与其它硫化矿物分离，只能通过调节矿浆pH值或者添加抑制剂的方式来解决，而对于矿石组成相对简单的单一硫化铜矿而言，矿石中硫化矿主要以硫化铜矿物为主，实验表明，添加调整矿浆pH值和抑制黄铁矿双重作用的石灰，并不能改善选别指标。为了改善单一硫化铜矿的选别指标，本发明方法中采用硫氮腈酯代替黄药和松醇油，取得了较好指标。硫氮腈酯，也称酯105，结构式：（CH3CH2）2NCSSCH2CH2CN，工业产品呈褐棕色液体，有微弱的鱼腥味，难溶于水，可溶于酒精、四氯化碳等有机溶剂，化学性质稳定，具有捕收兼气泡性能。在浮选硫化矿过程中可部分或全部代替黄药和松醇油，且用量只有黄药和松醇油的四分之一至三分之一，可以显著降低选矿药剂的费用，对选矿指标有一定程度提高。
实施例1
将含铜量为0.8%原矿破碎至粒径≤12mm，进行湿式磨矿、分级，得到细度≤200目、质量含量60%的含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；按每吨含矿粉矿浆中加入60g酯105的比例，取市售的酯105，将所取的酯105按重量比分成三份，将该三份酯105通过搅拌桶下的电磁阀分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份酯105、加入一段扫选浮选槽的另一份酯105和加入二段扫选浮选槽的第三份酯105的重量比为5：3：2；同时，按每吨含矿粉矿浆中加入200g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃按重量比分成两份，将该两份水玻璃通过分散剂搅拌桶下的电磁阀分别加入到一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；将扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿；精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
对比例1
按现有方法对实施例1中选用的原矿进行选别。
采用实施例1的方法和对比例1的方法分别进行连续72小时选矿，选矿试验指标对比、试验药剂制度和选矿试验尾矿水质分析结果分别如表1、表2和表3所示。
表1 采用实施例1的方法和对比例1的方法分别进行连续72小时选矿，选矿试验指标对比。
从表1可看出，采用酯105浮选，无需添加起泡剂松醇油，精矿品位高，综合回收效果好。
表2 采用实施例1的方法和对比例1的方法分别进行连续72小时选矿，选矿试验指标药剂制度对比。 单位（g/t）
表2显示，本发明方法添加的捕收剂总用量为132.2g/t，较现有方法节省捕收剂用量258-132.2=125.8 g/t，节省起泡剂松醇油用量147.9 g/t，大大节省了药剂用量，节省了药剂成本，简化了药剂种类。
表3 采用实施例1的方法和对比例1的方法分别进行连续72小时选矿，选矿试验尾矿水质分析结果。
表3显示，本发明方法所得外排水悬浮物、硫化物、CODCr、Cu、NH3-N含量均明显低于现有方法所得外排水中以上含量，而这些项目都是工业污水排放需要限制的项目。
实施例2
将含铜量2%的原矿破碎至粒径≤12mm，进行湿式磨矿、分级，得到细度≤200目、质量含量80%的含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；按每吨含矿粉矿浆中加入130g酯105（硫氮腈酯）的比例，取市售的酯105，将所取的酯105按重量比分成三份，将该三份酯105通过搅拌桶下的电磁阀分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份酯105、加入一段扫选浮选槽的另一份酯105和加入二段扫选浮选槽的第三份酯105的重量比为5：3：2；同时，按每吨含矿粉矿浆中加入300g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃按重量比分成两份，将该两份水玻璃通过分散剂搅拌桶下的电磁阀分别加入到一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；将扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿。精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
实施例3
将含铜量1.4%的原矿破碎至粒径≤12mm，进行湿式磨矿、分级，得到细度≤200目、质量含量70%的含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；按每吨含矿粉矿浆中加入95g酯105（硫氮腈酯）的比例，取市售的酯105，将所取的酯105按重量比分成三份，将该三份酯105通过搅拌桶下的电磁阀分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份酯105、加入一段扫选浮选槽的另一份酯105和加入二段扫选浮选槽的第三份酯105的重量比为5：3：2；同时，按每吨含矿粉矿浆中加入250g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃按重量比分成两份，将该两份水玻璃通过分散剂搅拌桶下的电磁阀分别加入到一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；将扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿。精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
实施例4
将含铜量1.0%的原矿破碎至粒径≤12mm，进行湿式磨矿、分级，得到细度≤200目、质量含量65%的含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；按每吨含矿粉矿浆中加入70g酯105（硫氮腈酯）的比例，取市售的酯105，将所取的酯105按重量比分成三份，将该三份酯105通过搅拌桶下的电磁阀分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份酯105、加入一段扫选浮选槽的另一份酯105和加入二段扫选浮选槽的第三份酯105的重量比为5：3：2；同时，按每吨含矿粉矿浆中加入210g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃按重量比分成两份，将该两份水玻璃通过分散剂搅拌桶下的电磁阀分别加入到一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；将扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿。精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
实施例5
将含铜量1.8%的原矿破碎至粒径≤12mm，进行湿式磨矿、分级，得到细度≤200目、质量含量75%的含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；按每吨含矿粉矿浆中加入125g酯105（硫氮腈酯）的比例，取市售的酯105，将所取的酯105按重量比分成三份，将该三份酯105通过搅拌桶下的电磁阀分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份酯105、加入一段扫选浮选槽的另一份酯105和加入二段扫选浮选槽的第三份酯105的重量比为5：3：2；同时，按每吨含矿粉矿浆中加入290g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃按重量比分成两份，将该两份水玻璃通过分散剂搅拌桶下的电磁阀分别加入到一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2；按常规方法进行扫选和精选；将扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿。精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
Claims (5)
1.一种提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，其特征在于，具体按以下步骤进行：
步骤1：将原矿进行破碎、湿式磨矿、分级，得到含矿粉矿浆，并进入矿浆搅拌槽；
步骤2：按每吨步骤1的含矿粉矿浆中加入60g～130g硫氮腈酯的比例，取市售的硫氮腈酯，将所取的硫氮腈酯分成三份，将该三份硫氮腈酯分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中，加入粗选矿浆搅拌槽的一份硫氮腈酯、加入一段扫选浮选槽的另一份硫氮腈酯和加入二段扫选浮选槽的第三份硫氮腈酯的重量比为5：3：2；同时，按每吨步骤1的含矿粉矿浆中加入200g～300g水玻璃的比例，取市售的水玻璃，将所取的水玻璃分成两份，将该两份水玻璃分别加入一段精选浮选槽和二段精选浮选槽中；加入一段精选浮选槽的一份水玻璃与加入二段精选浮选槽的另一份水玻璃的重量比为6.8：3.2，按常规方法进行扫选和精选；
步骤3：将步骤2中扫选的泡沫和精选的底流产品依次返回上一段进行选别，将步骤2中扫选的底流和精选的泡沫产品直接送入下一段进行选别，最终精选泡沫为精矿，最终扫选底流为尾矿；
步骤4：精矿、尾矿矿浆分别通过管道送往浓缩、过滤作业进行脱水。
2.根据权利要求1所述的提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，其特征在于，所述步骤1中原矿破碎后的粒径≤12mm。
3.根据权利要求1所述的提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，其特征在于，所述步骤1中含矿粉矿浆的细度≤200目、质量含量60%～80%。
4.根据权利要求1所述的提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，其特征在于，所述步骤2中，通过搅拌桶下的电磁阀将硫氮腈酯分别加入粗选矿浆搅拌槽、一段扫选浮选槽和二段扫选浮选槽中。
5.根据权利要求1所述的提高硫化铜矿石选别指标的浮选方法，其特征在于，所述步骤2中，通过分散剂搅拌桶下的电磁阀将水玻璃分别加入一段精选浮选槽和二段精选浮选槽。
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