CN103084274A - 高品位氧化铜精矿的制备方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种高品位氧化铜精矿的制备方法。该制备方法依次包括复杂氧化铜原矿磨矿，硫化铜浮选，氧化铜浮选，氧化铜浮选包括：粗选，向硫化铜浮选后得到的硫化铜浮选尾矿中加入浮选药剂，混合、搅拌、分离得到粗精矿和粗选尾矿；以及精选，向粗精矿中加入脉石矿物抑制剂进行搅拌，脉石矿物抑制剂为卤代乙基磺酸钠。本发明通过在氧化铜浮选的精选过程中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，使得杂质脉石矿物亲水，从而在精选过程中提高目的矿物与杂质脉石矿物的分离效果。该方法大幅度地降低了氧化铜精矿中的二氧化硅、氧化钙和氧化镁等杂质脉石矿物的含量，得到了高品位氧化铜精矿。该选矿工艺成本较低，操作简单可行。

Description

高品位氧化铜精矿的制备方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种高品位氧化铜精矿的制备方法。

背景技术

在我国的铜资源中，氧化铜矿约占铜矿资源的三分之一，大多数铜矿床都有氧化带，甚至有的已经形成了独立的大中型氧化铜矿床，随着硫化铜矿资源的日益枯竭和我国对铜金属需求与日俱增，高效开发和利用氧化铜矿资源具有重大意义。

氧化铜的处理工艺主要有如下几大类：1、直接浸出，采用湿法冶炼生产铜；2、选矿产出铜精矿（约含铜8%-25%），再浸出精矿，采用湿法冶炼生产铜；3、选矿产出铜精矿（约含铜18%-25%），再电炉还原熔炼，生产粗铜。同等情况下，如果能产出品位相对较高的铜精矿，采用电炉还原熔炼的方法是最经济的。

氧化铜矿一般见于铜矿床上部的氧化带，由于物理化学条件极为复杂、矿物粒度大小不均、破碎磨矿过程中易过粉碎、泥化严重等原因造成了氧化铜矿的浮选效果不理想。产出高品位的氧化铜精矿难度较大。因此，选矿若能生产出高品位的氧化铜精矿，对火法冶炼的意义巨大。

氧化铜矿的浮选指标低，主要是因为：氧化铜矿石结构松散易碎，含水较多，尤其是含泥质脉石时，磨矿过程泥化严重，浮选困难；有用矿物嵌布粒度较细，一般呈凝胶状或土状，有的呈深入脉石或围岩中的状态，难以分离回收；再者氧化铜矿溶解度大，矿浆中铜离子浓度较高，增加了药剂的消耗并破坏了浮选过程的选择性；氧化铜矿石组成复杂，有用矿物种类多，可浮性差异大，脉石组成复杂，有硅质、钙质及铁质脉石，对浮选影响大。

发明内容

本发明旨在提供一种高品位氧化铜精矿的制备方法，以解决现有技术中制备氧化铜精矿时钙镁等脉石矿物杂质含量高及铜品位低的技术问题。

为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种高品位氧化铜精矿的制备方法，依次包括复杂氧化铜原矿磨矿，硫化铜浮选，氧化铜浮选，氧化铜浮选包括：粗选，向硫化铜浮选得到的硫化铜浮选尾矿中加入浮选药剂，混合、搅拌、分离得到粗精矿和粗选尾矿；以及精选，向粗精矿中加入脉石矿物抑制剂进行搅拌，脉石矿物抑制剂为卤代乙基磺酸钠。

进一步地，卤代乙基磺酸钠的加入量为20～150g/吨硫化铜浮选尾矿。

进一步地，在加入卤代乙基磺酸钠之前还包括：向粗精矿中加入硅质脉石抑制剂并进行搅拌，其中硅质脉石抑制剂为草酸，草酸的加入量为60～150g/吨硫化铜浮选尾矿。

进一步地，精选步骤依次包括第一次铜精选、第二次铜精选、第三次铜精选和第四次铜精选四个步骤；其中，第一次铜精选包括向粗精矿中加入草酸作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选一精矿和精选一中矿；第二次铜精选包括向精选一精矿中加入草酸作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选二精矿和精选二中矿；第三次铜精选包括向精选二精矿中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选三精矿和精选三中矿；以及第四次铜精选包括向精选三精矿中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到高品位氧化铜精矿和精选四中矿。

进一步地，将精选步骤中得到的精选一中矿、精选二中矿、精选三中矿及精选四中矿合并得到精选中矿，将精选中矿磨矿并调制成中矿矿浆，对中矿矿浆进行浮选，得到氧化铜中矿浮选精矿和氧化铜中矿浮选尾矿；其中，氧化铜中矿浮选精矿返回至第一次铜精选步骤；氧化铜中矿浮选尾矿返回至精选中矿的磨矿步骤。

进一步地，中矿矿浆的浮选步骤依次包括第一次铜中矿粗选、第二次铜中矿粗选和铜中矿空白精选；其中，第一次铜中矿粗选包括向中矿矿浆中加入浮选药剂并混合，搅拌，分离得到铜中矿粗精矿一和铜中矿粗选尾矿一；第二次铜中矿粗选包括向铜中矿粗选尾矿一中加入浮选药剂并混合，搅拌，分离得到铜中矿粗精矿二和铜中矿粗选尾矿二；将铜中矿粗精矿一和铜中矿粗精矿二合并后进行铜中矿空白精选，得到氧化铜中矿浮选精矿和所述氧化铜中矿浮选尾矿；其中，氧化铜中矿浮选精矿返回至第一次铜精选步骤，氧化铜中矿浮选尾矿返回至第一次铜中矿粗选步骤。

进一步地，还包括向粗选尾矿中加入浮选药剂进行扫选的步骤。

进一步地，浮选药剂包括调整剂、捕收剂以及起泡剂；其中，调整剂为硫化钠，捕收剂为戊黄药和羟肟酸形成的组合药剂，起泡剂为松醇油。

进一步地，在复杂氧化铜原矿磨矿的步骤中磨至矿料细度为粒径小于0.074mm的矿料占总磨矿矿料质量的70～85%。

本发明采用复杂氧化铜原矿磨矿、硫化铜浮选和氧化铜浮选等工艺，通过在氧化铜浮选的精选过程中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，使得杂质脉石矿物亲水，从而在精选过程中提高目的矿物与杂质脉石矿物的分离效果。该方法大幅度地降低了氧化铜精矿中的二氧化硅、氧化钙和氧化镁等杂质脉石矿物的含量，使得杂质的去除率高达95%以上，在不降低铜精矿回收率的同时，得到了高品位氧化铜精矿。氧化铜精矿品位提高后，可以采用电炉还原熔炼的火法冶炼工艺产出粗铜，由于精矿品位的提高，使得冶炼过程中炉渣量显著降低，其带走的铜明显减少，使冶炼回收率增加；工艺过程融化炉渣所需的电能也相应的减少，使能量效率更高。由于仅仅采用电炉还原熔炼就可以产出粗铜，相对于湿法冶炼，则大幅降低冶炼厂的建设投资。高纯度氧化铜精矿的生产，为冶金工艺流程的精简和优化奠定了基础，应用前景广泛。

附图说明

构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：

图1示出了根据本发明典型实施例的高品位氧化铜精矿的制备工艺简要流程示意图；

图2示出了根据本发明典型实施例的高品位氧化铜精矿的制备工艺详细流程示意图；

图3示出了本发明实施例1中得到的粗铜矿、铜精选一精矿、铜精选二精矿、铜精选三精矿以及高品位氧化铜精矿中的SiO₂、MgO和CaO的变化趋势图；以及

图4示出了本发明实施例2中得到的粗铜矿、铜精选一精矿、铜精选二精矿、铜精选三精矿以及高品位氧化铜精矿中的SiO₂、MgO和CaO的变化趋势图。

具体实施方式

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。

本发明中的“高品位氧化铜精矿”是指硫化铜浮选尾矿经过浮选后得到的铜品位较高的氧化铜精矿。

根据本发明的一种典型实施方式，该高品位氧化铜精矿的制备方法如图1所示，依次包括复杂氧化铜原矿磨矿，硫化铜浮选和氧化铜浮选，其中氧化铜浮选包括粗选和精选，粗选包括向硫化铜浮选得到的硫化铜浮选尾矿中加入浮选药剂，混合、搅拌、分离得到粗精矿和粗选尾矿；以及精选包括向粗精矿中加入脉石矿物抑制剂进行搅拌，该脉石矿物抑制剂为卤代乙基磺酸钠。

本发明采用复杂氧化铜原矿磨矿、硫化铜浮选和氧化铜浮选等工艺，通过在硫化铜浮选尾矿中加入浮选药剂进行氧化铜浮选，其目的是使氧化铜矿物在浮选药剂的作用下，粘附于泡沫而上浮出来。在此过程中，部分脉石矿物由于泡沫夹带等原因，一些杂质脉石矿物也随之上浮出来，浮出的杂质脉石矿物与氧化铜矿物混杂在一起，为了能够使浮出的泡沫产品中的目的矿物和杂质脉石矿物分离，在对粗精矿进行精选的过程中加入抑制剂对杂质脉石矿物进行抑制，抑制剂的加入能够改变浮选产物表面的电位，表面电位的不同可使得不同表面性质的颗粒相互排斥，进而达到分离。在精选时加入抑制剂能够使杂质脉石矿物与目的矿物有效地分离。

目前的方法一般选用常规的单宁酸和淀粉形成的组合药剂或者其他的一些药剂作为精选过程中的抑制剂，但是由于氧化铜矿石结构松散易碎，含水较多，尤其是含泥质脉石较多，磨矿过程泥化严重，有些矿物嵌布粒度较细，难以分离回收；再加上氧化铜矿溶解度大，矿浆中铜离子浓度较高，这些常规的抑制剂因自身的原因很难实现复杂氧化铜矿中氧化铜矿与杂质脉石矿物的有效分离，这样就使得最终得到的硫化铜精矿中的杂质含量较高，铜品位较低。

本发明采用卤代乙基磺酸钠作为精选过程中的脉石矿物抑制剂，该卤代乙基磺酸钠是指氯代乙基磺酸钠和溴代乙基磺酸钠。选用上述卤代乙基磺酸钠是因为它们都具有抑制钙、镁脉石矿物特点，其作用原理是一方面卤代乙基磺酸钠的磺酸钠基团选择性地与含钙、镁脉石矿物表面形成吸附；另一方面，卤代基亲水，形成一边亲固一边亲水的双向作用形式，使含钙、镁矿物亲水。因此卤代乙基磺酸钠能够在不降低铜精矿回收率的同时，有效地抑制钙镁杂质矿物的浮出，提高了氧化铜的浮选效率，得到了高品位氧化铜精矿。

本发明采用复杂氧化铜矿作为原矿，经过磨矿、硫化铜浮选和氧化铜浮选等工艺，通过在氧化铜精选过程中加入卤代乙基磺酸钠杂质抑制剂，使得杂质脉石矿物从浮出的泡沫中有效地沉淀下来，提高了目的矿物与杂质脉石矿物的分离效果。该方法大幅度地降低了氧化铜精矿中的二氧化硅、氧化钙和氧化镁等杂质脉石矿物的含量，使得杂质的去除率高达95%以上，在不降低铜精矿回收率的同时，得到了高品位氧化铜精矿。此外，该选矿工艺成本较低，操作简单可行，为高纯度氧化铜精矿的应用提供了更广阔的前景。

优选地，卤代乙基磺酸钠的加入量为20～150g/吨硫化铜浮选尾矿。在对氧化铜粗精矿的精选步骤中，抑制剂的添加量对矿浆体系具有显著的影响，将其控制在上述范围内是考虑到铜的品位与回收率等因素，如果卤代乙基磺酸钠的含量多于150克/吨硫化铜浮选尾矿，则会影响铜的回收率；如果卤代乙基磺酸钠的含量少于20克/吨硫化铜浮选尾矿，则会影响铜的品位，因为钙镁杂质脉石矿物的抑制不彻底导致，铜品位低，冶炼成本高。将卤代乙基磺酸钠的加入量控制在上述范围内，否则会导致最终得到的目的产物中的铜品位较低，杂质含量较高，也会因尾矿中的铜含量较高而造成了铜资源的浪费。

根据本发明的一种优选实施方式，在加入卤代乙基磺酸钠之前还包括：向粗精矿中加入硅质脉石抑制剂并进行搅拌，其中硅质脉石抑制剂为草酸，其中，草酸的加入量为60～150g/吨硫化铜浮选尾矿。

根据氧化铜矿的成因可知，氧化铜矿的含泥量较高，粒度较细，在硫化矿浮选时泥浆会产生不良的影响，使得氧化铜矿物的浮选回收率不高，铜品位很低。在对粗精矿进行精选时先加入硅质脉石抑制剂并进行搅拌，再加入卤代乙基磺酸钠抑制剂是考虑到先将大部分含硅的脉石矿物进行抑制，以节省后续抑制剂用量的因素，具有降低选矿成本和降低含硅脉石矿物对浮选的影响，对后续抑制含钙镁脉石具有较好的效果。先向粗精矿中加入草酸进行精选，之后再加入卤代乙基磺酸钠进行精选，相对于单纯地加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂进行精选，更能够从根本上降低SiO₂、MgO和CaO等杂质的含量，使得杂质的去除率高达95%，最终得到高铜品位的氧化铜精矿。

本发明优选但并不局限于上述硅质抑制剂，选择草酸是因为它有一种螯合基，能够与硅酸盐矿物表面溶解的离子螯合，生成水溶性的螯合物。将硅质脉石抑制剂的加入量控制在60～150克/吨硫化铜浮选尾矿范围内既能够最大程度地实现杂质硅脉石与目的矿物的分离，又不会产生抑制剂的浪费。相对于现有技术的常规抑制剂，本发明所采用的抑制剂实现了少剂量加入和最大化分离的效果。

根据本发明的一种典型实施方式，如图2所示，精选步骤依次包括第一次铜精选、第二次铜精选、第三次铜精选和第四次铜精选四个步骤；其中，第一次铜精选包括向粗精矿中加入草酸作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选一精矿和精选一中矿；第二次铜精选包括向精选一精矿中加入草酸作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选二精矿和精选二中矿；第三次铜精选包括向精选二精矿中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选三精矿和精选三中矿；以及第四次铜精选包括向精选三精矿中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到高品位氧化铜精矿和精选四中矿。

一般根据粗选和精选时矿浆体系的浓度来调整抑制剂的加入量，如根据粗选时矿浆体系的浓度来调整草酸的加入量。其中在第二次铜精选步骤中加入草酸抑制剂的量要比第一次铜精选步骤中加入的草酸抑制剂的量要少；同样地，第四次铜精选步骤中加入的卤代乙基磺酸钠的量相对于第三次铜精选步骤中加入的卤代乙基磺酸钠的量要少，是因为随着精选次数的增加，矿浆体系中所含的杂质脉石矿物逐渐减少，一般根据矿浆体系浓度来调整卤代乙基磺酸钠的加入量。对氧化铜粗精矿的精选步骤分为四步进行，先加入硅质抑制剂实现硅质杂质脉石矿物的分离，再加入钙镁杂质脉石矿物对氧化钙和氧化镁等杂质矿物进行分离，实现了快速有效的浮选，节约了工艺流程，避免了药剂的大量耗费，在不降低铜回收率的前提下得到了高品位的氧化铜精矿。

根据本发明的另一种典型实施方式，如图2所示，将精选步骤中得到的精选一中矿、精选二中矿、精选三中矿及精选四中矿合并得到精选中矿，将精选中矿磨矿并调制成中矿矿浆，对中矿矿浆进行浮选，得到氧化铜中矿浮选精矿和氧化铜中矿浮选尾矿；其中，氧化铜中矿浮选精矿返回至第一次铜精选步骤；氧化铜中矿浮选尾矿返回至精选中矿粗选的步骤。

将精选中矿送入球磨机进行球磨得到中矿矿浆，该中矿矿浆的矿浆细度为粒径小于0.074mm的矿料占总磨矿矿料的75～85%，之后将此中矿矿浆进行浮选，得到的氧化铜中矿浮选精矿返回到铜精选一步骤中再次进行精选，得到的氧化铜中矿浮选尾矿返回到铜中矿浮选步骤再次进行浮选。中矿再磨工艺有效地保证了中矿中的氧化铜矿物与杂质脉石矿物的有效解离，同时，氧化铜中矿再磨之后浮选得到的铜中矿浮选精矿的返回地点保证了铜精矿的回收率，提高了氧化铜矿的解离度和氧化铜精矿中的铜品位。

优选地，如图2所示，中矿矿浆的浮选步骤依次包括第一次铜中矿粗选、第二次铜中矿粗选和铜中矿空白精选；其中，第一次铜中矿粗选包括向矿浆中加入浮选药剂并混合，搅拌，分离得到铜中矿粗精矿一和铜中矿粗选尾矿一；第二次铜中矿粗选包括向铜中矿粗选尾矿加入浮选药剂并混合，搅拌，分离得到铜中矿粗精矿二和铜中矿粗选尾矿二；将铜中矿粗精矿一和铜中矿粗精矿二合并后进行铜中矿空白精选，得到氧化铜中矿浮选精选和氧化铜中矿浮选尾矿；其中，氧化铜中矿浮选精矿返回至第一次铜精选步骤，氧化铜中矿浮选尾矿返回至第一次铜中矿粗选步骤。

通过对氧化铜中矿进行两次粗选和一次空白精选，主要是为了进一步使加可浮性差的铜矿物（如硅孔雀石）与捕收剂再次作用，尽可能的回收铜矿物，提高铜的回收率。

根据本发明的一种优选实施方式，还包括向粗选尾矿中加入浮选药剂进行扫选的步骤。向粗选尾矿中加入浮选药剂并搅拌，经过浮选得到的铜扫选中矿返回至氧化铜粗选步骤中再次进入浮选工艺流程，对粗选尾矿进行扫选提高了铜的回收率。

优选地，浮选药剂包括调整剂、捕收剂以及起泡剂；其中，调整剂为硫化钠，捕收剂为戊黄药和羟肟酸形成的组合药剂，起泡剂为松醇油。本发明在氧化铜粗选、粗选尾矿的扫选以及对精选过程中合并得到的精选中矿进行浮选中均采用硫化钠、戊黄药、羟肟酸以及松醇油作为浮选药剂。其中在氧化铜粗选步骤中硫化钠的加入量为500～800g/吨硫化铜浮选尾矿；戊黄药和羟肟酸形成的组合药剂的加入量共计为130～200g/吨硫化铜浮选尾矿，其中戊黄药和羟肟酸的质量比为1～12:5；松油醇作为气泡剂使用，其加入量为30～50g/吨硫化铜浮选尾矿。在氧化铜粗选尾矿的扫选步骤中硫化钠的加入量为200～500g/吨硫化铜浮选尾矿；戊黄药和羟肟酸形成的组合药剂的加入量共计为100～160g/吨硫化铜浮选尾矿，其中戊黄药和羟肟酸的质量比为1～5:2；松油醇的加入量为20～40g/吨硫化铜浮选尾矿。在对精选过程中合并得到的精选中矿进行浮选中添加的硫化钠的量为200～400g/吨硫化铜浮选尾矿，戊黄药和羟肟酸形成的组合药剂的加入量共计为50～90g/吨硫化铜浮选尾矿，其中戊黄药和羟肟酸的质量比为1～12:5；松油醇作为气泡剂使用，其加入量为20～40g/吨硫化铜浮选尾矿。

本发明优选但并不局限于上述浮选药剂，选择上述浮选药剂是因为它们具有以下优点：

硫化钠在浮选过程中一是能使矿物表面快速形成硫化膜、促进捕收剂牢固地吸附，从而增大难选铜矿物的浮游速度和浮选效率；二是能排除矿泥对浮选过程的干扰，增强对氧化铜矿物选择性和捕收能力。而戊黄药是硫化铜矿浮选常用的药剂，使用黄药在硫化条件下进行氧化铜矿的浮选其选别指标不佳，主要是因为“硫化过度”（产生抑制）或者“硫化不完全”（不足以浮游），所以单一的捕收剂难以适应复杂氧化铜矿的浮选要求，选择性和捕收力的矛盾不能统一。选用羟肟酸作为捕收剂，是因为其能够与多种金属生成盐，形成N-O型和O-O型螯合物，其稳定常数依有用矿物或脉石矿物表面的阳离子种类不同而异，其中乙基羟肟酸与Cu²⁺的螯合物稳定常数为7.9，说明乙基羟肟酸对氧化铜的浮选具有很好的选择性，在与氧化铜矿物键合时，羟肟酸倾向于与Cu²⁺形成共价性较强的化学吸附，所以羟肟酸具有很强的捕收能力。使用羟肟酸-戊黄药混合药剂，产生其对氧硫混杂的复杂氧化铜矿的综合捕收作用，在铜矿物表面产生共吸附，形成Cu-羟肟酸-戊黄药（复合）络合物，增加极性基的断面宽度，扩大捕收剂在铜矿物上的覆盖面，以提高浮选性。

本发明所采用的硫化铜浮选尾矿是由一些复杂的氧化铜矿物经磨矿、硫化铜浮选得到。根据本发明的一种典型实施方式，在复杂氧化铜原矿磨矿的步骤中磨至矿料细度为粒径小于0.074mm的矿料占总磨矿矿料的70～85%。将磨矿细度在上述范围内的矿浆进行硫化铜浮选，之后控制硫化铜浮选尾矿的矿浆为24～36%时加入浮选药剂进行氧化铜浮选。在磨矿时若磨矿细度小于70%-0.074mm，则不利于下一步的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选；若磨矿细度大于85%-0.074mm，则会造过粉碎和能量的浪费。

下面结合具体实施例进一步说明本发明的有益效果。

实施例1

硫化铜浮选尾矿，含铜3.26%。

硫化铜浮选尾矿粗选：将1吨的硫化铜浮选尾矿矿浆送入浮选槽中进行粗选，边搅拌边加入500g硫化钠，80g戊黄药，50g羟肟酸以及30g松醇油，得到氧化铜粗选尾矿以及浮在上面的泡沫状氧化铜粗精矿；获得氧化铜粗精矿，氧化铜粗精矿中的铜品位11.86%，SiO₂含量25.36%、MgO含量10.29%，CaO含量13.84%。

粗精矿四次精选：边搅拌边向泡沫状的粗精矿中加入60g草酸作为抑制剂，进行铜精选一作业；得到精选一精矿和精选一中矿。边搅拌边向精选一精矿中加入30g的草酸进行铜精选二作业，得到精选二精矿和精选二中矿。向精选二精矿中加20g的氯代乙基磺酸钠进行铜精选三作业，得到精选三精矿和精选三中矿。刮出精选三精矿，边搅拌边加入10g的氯代乙基磺酸钠进行铜精选四作业，得到高品位铜精矿和精选四中矿。

高品位氧化铜精矿的回收率为72.34%，铜品位为52.69%，相对于孔雀石的纯度是88.25%，SiO₂含量0.91%、CaO含量0.93%、MgO含量0.74%。

铜中矿浮选：将精选一中矿、精选二中矿、精选三中矿及精选四中矿合并得到精选中矿，将精选中矿磨矿并调制成中矿矿浆，该中矿矿浆的矿料细度为粒径小于0.074mm的矿料占总磨矿矿料的80%。对中矿矿浆进行两次粗选和一次空白精选，浮选药剂同铜粗选中的浮选药剂相同，最终得到的氧化铜中矿浮选精矿返回至铜粗选步骤中。

对粗选尾矿进行两次扫选，加入的浮选药剂同氧化铜粗选步骤相同。

粗铜矿、铜精选一精矿、铜精选二精矿、铜精选三精矿以及最终的高品位氧化铜精矿中的SiO₂、MgO和CaO的变化趋势见图3。

实施例2

硫化铜浮选尾矿，含铜1.42%。同实施例1的工艺不同之处在于：

硫化铜浮选尾矿粗选时加入800g硫化钠，120g戊黄药，80g羟肟酸以及50g松醇油，得到的氧化铜粗精矿中的铜品位为10.776%，SiO₂含量30.44%、MgO含量8.91%，CaO含量11.86%。

粗精矿四次精选：精选一作业中加入150g草酸；精选二步骤中加入75g草酸；精选三步骤中加入150g的溴代乙基磺酸钠，精选四作业中加入75g的溴代乙基磺酸钠，最终得到高品位铜精矿和精选四中矿。

高品位氧化铜精矿的回收率为71.25%，铜品位为50.76%，SiO₂含量1.02%、CaO含量0.76%、MgO含量0.91%。

粗铜矿、铜精选一精矿、铜精选二精矿、铜精选三精矿以及最终的高品位氧化铜精矿中的SiO₂、MgO和CaO的变化趋势见图4。

从图表1-2中可以看出，随着精选次数的增加，目的矿物即氧化铜精矿中的SiO₂、MgO和CaO的变化趋势明显降低，尤其是SiO₂的含量在前两次的精选步骤中降低尤为显著，MgO和CaO在后两次的精选步骤中降低较为显著。该图表进一步说明了本发明所采用的氯代乙基磺酸钠抑制剂具有较好的分离效果。

实施例3

与实施例1的工艺不同之处是没有前两次精选步骤，即去掉了加入草酸作为抑制剂的精选步骤，其它步骤与实施例1相同。

最终得到的高品位铜精矿的回收率为74.20%，铜品位为40.23%，SiO₂含量3.28%、CaO含量0.98%、MgO含量1.23%。

对比例1

与实施例1的工艺相同，不同之处在于：

铜精选一和铜精选二中均采用水玻璃和六偏磷酸钠组合药剂作为抑制剂，其添加量为1000克/吨硫化铜浮选尾矿，质量比为1：5；铜精选三和铜精选四均采用单宁和淀粉组合药剂作为抑制剂。

最终得到的高品位铜精矿回收率为78.49%，铜品位21.88%，SiO₂含量16.44%、CaO含量5.94%、MgO含量4.01%。

从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：

本发明采用复杂氧化铜原矿磨矿、硫化铜浮选和氧化铜浮选等工艺，通过在氧化铜浮选的精选过程中加入卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，使得杂质脉石矿物从浮出的泡沫中有效地沉淀下来，提高了目的矿物与杂质脉石矿物的分离效果。该方法大幅度地降低了氧化铜精矿中的二氧化硅、氧化钙和氧化镁等杂质脉石矿物的含量，使得杂质的去除率高达95%以上，在不降低铜精矿回收率的同时，得到了高品位氧化铜精矿。此外，该选矿工艺成本较低，操作简单可行，为高纯度氧化铜精矿的应用提供了更广阔的前景。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (9)

1.一种高品位氧化铜精矿的制备方法，依次包括复杂氧化铜原矿磨矿，硫化铜浮选，氧化铜浮选，其特征在于，所述氧化铜浮选包括：

粗选，向所述硫化铜浮选得到的硫化铜浮选尾矿中加入浮选药剂，混合、搅拌、分离得到粗精矿和粗选尾矿；以及

精选，向所述粗精矿中加入脉石矿物抑制剂进行搅拌，所述脉石矿物抑制剂为卤代乙基磺酸钠。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述卤代乙基磺酸钠的加入量为20～150g/吨硫化铜浮选尾矿。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在加入所述卤代乙基磺酸钠之前还包括：

向所述粗精矿中加入硅质脉石抑制剂并进行搅拌，其中，所述硅质脉石抑制剂为草酸，所述草酸的加入量为60～150g/吨硫化铜浮选尾矿。

4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述精选步骤依次包括第一次铜精选、第二次铜精选、第三次铜精选和第四次铜精选四个步骤；其中，

所述第一次铜精选包括向所述粗精矿中加入所述草酸作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选一精矿和精选一中矿；

所述第二次铜精选包括向所述精选一精矿中加入所述草酸作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选二精矿和精选二中矿；

所述第三次铜精选包括向所述精选二精矿中加入所述卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到精选三精矿和精选三中矿；

所述第四次铜精选包括向所述精选三精矿中加入所述卤代乙基磺酸钠作为抑制剂，混合，搅拌，分离得到高品位氧化铜精矿和精选四中矿。

5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，还包括：

将所述精选步骤中得到的所述精选一中矿、所述精选二中矿、所述精选三中矿及所述精选四中矿合并得到精选中矿，将所述精选中矿磨矿并调制成中矿矿浆，对所述中矿矿浆进行浮选，得到氧化铜中矿浮选精矿和氧化铜中矿浮选尾矿；其中，

所述氧化铜中矿浮选精矿返回至所述第一次铜精选步骤；

所述氧化铜中矿浮选尾矿返回至所述精选中矿的磨矿步骤。

6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述中矿矿浆的浮选步骤依次包括第一次铜中矿粗选、第二次铜中矿粗选和铜中矿空白精选；其中，

所述第一次铜中矿粗选包括向所述中矿矿浆中加入所述浮选药剂并混合，搅拌，分离得到铜中矿粗精矿一和铜中矿粗选尾矿一；

所述第二次铜中矿粗选包括向所述铜中矿粗选尾矿一中加入所述浮选药剂并混合，搅拌，分离得到铜中矿粗精矿二和铜中矿粗选尾矿二；

将所述铜中矿粗精矿一和所述铜中矿粗精矿二合并后进行所述铜中矿空白精选，得到所述氧化铜中矿浮选精矿和所述氧化铜中矿浮选尾矿；其中，所述氧化铜中矿浮选精矿返回至所述第一次铜精选步骤，所述氧化铜中矿浮选尾矿返回至所述第一次铜中矿粗选步骤。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，还包括向所述粗选尾矿中加入所述浮选药剂进行扫选的步骤。

8.根据权利要求1至7中任一项所述的方法，其特征在于，

所述浮选药剂包括调整剂、捕收剂以及起泡剂；其中，

所述调整剂为硫化钠，所述捕收剂为戊黄药和羟肟酸形成的组合药剂，所述起泡剂为松醇油。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述复杂氧化铜原矿磨矿的步骤中磨至矿料细度为粒径小于0.074mm的矿料占总磨矿矿料质量的70～85%。

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