CN104759353A - 高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法 - Google Patents

高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法 Download PDF

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代献仁
王周和
赵红芬
丁鹏
彭时忠
赵结斌
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李建华
唐玉弟
刘彬
张应�
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Abstract

本发明公开了高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法，它包括以下步骤：（1）、原矿破碎、研磨；（2）、混合粗选；（3）、混合扫选1；（4）、混合扫选2；（5）、分离精选1；（6）、分离精选2；（7）、再磨中矿的研磨；（8）、再磨粗选；（9）、再磨扫选1；（10）、再磨扫选2；（11）、再磨精选1；（12）、再磨精选2。本发明的有益效果是高硫难选铜矿石采用混合浮选、中矿再磨再选、分步回收矿石中铜矿物的方法。解决了由于铜、硫嵌布粒度不均、铜矿物嵌布粒度细，而造成的铜精矿品位和回收率不高，硫精矿中铜损失率过高等问题。本发明对提高企业及社会经济效益均具有重要意义。

Description

高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法
技术领域
本发明涉及选矿领域，尤其涉及一种高硫难选铜矿石的浮选方法，更具体地，本发明涉及一种复杂高硫难选铜矿石的混合浮选、中矿再磨再选、分步回收铜矿物的工艺。
背景技术
铜陵有色某矿山所处理的矿石为高硫难选铜矿石。矿石中的铜矿物和硫矿物主要以中细粒嵌布为主，部分为粗粒嵌布，它们之间的嵌布关系十分密切，常嵌布在一起或以相互包裹的形式存在，有时相互以细脉状沿对方裂隙充填交代，且在磨矿过程中难以完全单体解离，对铜、硫浮选回收造成一定的影响。
铜、硫矿物嵌布粒度不均匀，铜矿物嵌布粒度较细，硫矿物嵌布粒度相对较粗，部分铜矿物与硫矿物结合紧密。若磨矿粒度过粗，铜矿物不能单体解离，铜矿物回收率不高，此外与硫矿物连生的铜矿物不能单体解离，硫精矿中铜损失率过高。若磨矿粒度过细，增加磨矿成本，同时造成硫矿物过磨，在浮选中难以抑制，影响铜硫分离。
本发明采用混合浮选、中矿再磨再选、分步回收铜矿物的工艺。即一段粗磨后、混合浮选得到铜硫混合精矿、混合精矿采用碳粉脱药后、以石灰抑制黄铁矿浮选回收铜矿物，即为分离铜精矿；浮选尾矿与扫选泡沫合并后进行再磨再选，分别得到再磨铜精矿和硫精矿。
发明内容
本发明要解决的技术问题是现有的高硫难选铜矿石用传统的浮选方法难以分离出合格的铜精矿，为此提供一种高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法。
本发明的技术方案是：高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法，它包括以下步骤：（1）、破碎、研磨：将原矿破碎、研磨至-0.074mm的粒级占70-75%；
（2）、混合粗选：将磨矿后的原矿送入浮选机内，加水调节浮选矿浆浓度至30-35%，加入捕收剂80-200g/t，搅拌2-3min，浮选5-8min得到铜、硫混合精矿和混合粗选尾矿；
（3）、混合扫选1：在混合粗选尾矿内按20-60g/t加入捕收剂，搅拌2-4min，浮选5-8min得到中矿1和混合扫选1尾矿；
（4）、混合扫选2：在混合扫选1尾矿内按10-30g/t加入捕收剂，搅拌2-4min，浮选5-8min得到中矿2和尾矿，中矿2返回到混合扫选1作业，尾矿废弃；
（5）、分离精选1：将铜硫混合精矿加入碳粉300-800g/t和石灰水调整矿浆pH为12.3以上，搅拌5-10min，送入浮选机内浮选4-8min得到一精泡沫和精尾1；
（6）、分离精选2：将一精泡沫送入浮选机内浮选4-8min，即得分离铜精矿和精尾2，精尾2返回分离精选1作业；
（7）、再磨中矿的研磨：精尾1和中矿1合并为再磨原矿，加入碳粉100-300g/t进行球磨机研磨，使磨矿细度-0.044mm的粒级占80-90%；
（8）、再磨粗选：将经过研磨的中矿送入浮选机内，加石灰水调节矿浆浓度至30-35%，并保证矿浆pH为12.0以上，加入捕收剂10-20g/t，搅拌2-4min，浮选4-8min即得再磨粗选泡沫和再磨粗选尾矿；
（9）、再磨扫选1：在再磨粗选尾矿内加入捕收剂10-20g/t，搅拌2-4min后浮选4-8min，即得分中矿1和再磨扫选1尾矿，分中矿1返回再磨粗选作业；
（10）、再磨扫选2：在再磨扫选1尾矿内加入捕收剂10-20g/t，搅拌2-4min后浮选4-8min，即得分中矿2和硫精矿，分中矿2返回再磨扫选1作业；
（11）、再磨精选1：将再磨粗选泡沫加入石灰调节pH值为12.3，送入浮选机内浮选3-6min，即得再磨精选1浮选泡沫和分精尾1，分精尾1返回再磨粗选作业；
（12）、再磨精选2：再磨精选1所得浮选泡沫进入浮选机内浮选3-6min，即得再磨铜精矿和分精尾2，分精尾2返回再磨精选1作业。
上述方案中所述捕收剂为丁基黄药和BK-301，BK-301兼具有气泡性，浮选作业不添加起泡剂。
本发明的有益效果是高硫难选铜矿石采用混合浮选、中矿再磨再选、分步回收中铜矿物的方法。解决了由于铜、硫嵌布粒度不均、铜矿物嵌布粒度细，而造成的铜精矿品位不高，硫精矿中铜损失率过高等问题。本发明对提高企业及社会经济效益均具有重要意义。
本发明的优点在于（1）流程结构简单稳定、容易操作、基建投资少、药剂消耗少、节约选矿成本；（2）采用碳粉对混合精矿进行脱药剂，以石灰作为黄铁矿的抑制剂，铜、硫分离效果明显；（3）铜精矿品位和回收率高、硫得到较好的回收。
本发明对高硫难选铜矿石的浮选回收，具有很强的指导意义和参考价值。
附图说明
图1是本发明流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图对本发明做进一步说明。
如图1所示，实施例1：（1）、破碎、研磨：将原矿破碎、研磨至-0.074mm的粒级占70%；
（2）、混合粗选：将破碎后的原矿加水调节浮选矿浆浓度至30%，加入丁基黄药60g/t和BK-301 20g/t搅拌2min，送入浮选机内浮选5min，即得铜、硫混合精矿和混合粗选尾矿；
（3）、混合扫选1：在混合粗选尾矿内分别按10g/t加入丁基黄药和BK-301，搅拌2min，浮选5min得到中矿1和混合扫选1尾矿；
（4）、混合扫选2：在一扫尾矿内分别按5g/t加入丁基黄药和BK-301，搅拌2min，浮选5min得到中矿2和尾矿，中矿2返回到混合扫选1作业，尾矿废弃；
（5）、分离精选1：将铜硫混合精矿加入碳粉300g/t和石灰水调整矿浆pH为12.4，搅拌5分钟，送入浮选机内浮选4min得到一精泡沫和精尾1；
（6）、分离精选2：将一精泡沫送入浮选机内浮选4min，即得分离铜精矿和精尾2，精尾2返回分离精选1作业；
（7）、再磨中矿的研磨：精尾1和中矿1合并为再磨原矿，放入球磨机进行研磨，同时加入碳粉100g/t，控制磨矿细度-0.044mm粒级占80%；
（8）、再磨粗选：将经过研磨的再磨原矿送入浮选机内，加石灰水调节矿浆浓度至30%，并保证矿浆pH为12.2，加入5g/t BK-301和5g/t丁基黄药，搅拌2min，后送入浮选机内浮选4min，即得再磨粗选泡沫和再磨粗选尾矿；
（9）、再磨扫选1：在再磨粗选尾矿内加入5g/t丁基黄药和5g/t BK-301，搅拌2min后送入浮选机内浮选,4min，即得分中矿1和再磨扫选1尾矿，分中矿1返回再磨粗选作业；
（10）、再磨扫选2：在再磨扫选1尾矿内加入5g/t丁基黄药和5g/t BK-301，搅拌2min后送入浮选机内浮选4min，即得分中矿2和硫精矿，分中矿2返回再磨扫选1作业；
（11）、再磨精选1：再磨粗选泡沫加入石灰调节PH值为12.3，送入浮选机内浮选3min，即得再磨精选1浮选泡沫和分精尾1，分精尾1返回再磨粗选作业；
（12）、再磨精选2：再磨精选1所得浮选泡沫进入浮选机内浮选3min，即得再磨铜精矿和分精尾2，分精尾2返回再磨精选1作业。
实施例2：（1）、破碎、研磨：将原矿破碎、磨矿，其中-0.074mm的粒级占73%；
（2）、混合粗选：将破碎磨矿后的原矿送入浮选机内，加水调节矿浆浓度至33%，加入80g/t丁基黄药和40g/t BK-301搅拌2.5min后，进行浮选7min，即得铜、硫混合精矿和混合粗选尾矿；
（3）、混合扫选1：在混合粗选尾矿内加入10g/t丁基黄药和20g/t BK-301，搅拌3min后送入浮选机内浮选7min得到中矿1和混合扫选1尾矿；
（4）、混合扫选2：在混合扫选1尾矿内加入10g/t丁基黄药和10g/t BK-301，搅拌3min后送入浮选机内浮选6min得到中矿2和尾矿，中矿2返回到混合扫选1，尾矿废弃；
（5）、分离精选1：将铜硫混合精矿加入碳粉700g/t和石灰水调整矿浆pH为12.4，搅拌8min，送入浮选机内浮选6min得到一精泡沫和精尾1；
（6）、分离精选2：对一精泡沫送入浮选机内浮选6min，即得分离铜精矿和精尾2，精尾2返回分离精选1；
（7）、再磨原矿的研磨：精尾1和中矿1合并为再磨原矿，加入碳粉250g/t进行研磨，使得磨矿细度-0.044mm的粒级占85%；
（8）、再磨粗选：将经过研磨的再磨原矿加石灰水调节浮选矿浆浓度至33%，控制矿浆pH为12.2，加入5g/t BK-301和10g/t丁基黄药，搅拌3min后送入浮选机内浮选6min，即得再磨粗选泡沫和再磨粗选尾矿；
（9）、再磨扫选1：在再磨粗选尾矿内加入10g/t BK-301和5g/t丁基黄药，搅拌3min后送入浮选机内浮选5min，即得分中矿1和浮选尾矿，分中矿1返回再磨粗选；
（10）、再磨扫选2：在再磨扫选1的浮选尾矿内加入8g/t BK-301和7g/t丁基黄药，搅拌3min后送入浮选机内浮选5min，即得分中矿2和硫精矿，分中矿2返回再磨扫选1；
（11）、再磨精选1：再磨粗选泡沫加入石灰调节PH值为12.3，送入浮选机内浮选5min，即得浮选泡沫和分精尾1，分精尾1返回再磨粗选；
（12）、再磨精选2：再磨精选1所得浮选泡沫进入浮选机内浮选4min，即得再磨铜精矿和分精尾2，分精尾2返回再磨精选1。
实施例3：（1）、破碎、研磨：将原矿破碎、磨矿，其中-0.074mm的粒级占75%；
（2）、混合粗选：将破碎后的原矿加水调节浮选矿浆浓度至35%，加入100g/t丁基黄药和100g/t BK-301，搅拌3 min后浮选8min，即得铜、硫混合精矿和混合粗选尾矿；
（3）、混合扫选1：在混合粗选尾矿内加入30g/t丁基黄药和30g/t BK-301，搅拌4min后送入浮选机内浮选8min得到中矿1和混合扫选1尾矿；
（4）、混合扫选2：在混合扫选1尾矿内加入15g/t丁基黄药和15g/t BK-301，搅拌4min后送入浮选机内浮选8min得到中矿2和尾矿，中矿2返回到混合扫选1，尾矿废弃；
（5）、分离精选1：将铜硫混合精矿加入碳粉800g/t和石灰水调整矿浆pH为12.5，搅拌10min，送入浮选机内浮选8min得到一精泡沫和精尾1；
（6）、分离精选2：一精泡沫送入浮选机内浮选8min，即得分离铜精矿和精尾2，精尾2返回分离精选1；
（7）、再磨中矿的研磨：精尾1和中矿1合并为再磨原矿，加入碳粉300g/t进行研磨，使得磨矿细度-0.044mm的粒级占90%；
（8）、再磨粗选：将经过研磨的再磨原矿加水调节浮选矿浆浓度至35%，并保证矿浆pH为12.2，加入10g/t BK-301和10g/t丁基黄药，搅拌4min后送入浮选机内浮选8min，即得再磨粗选泡沫和再磨粗选尾矿；
（9）、再磨扫选1：在再磨粗选尾矿内加入10g/t BK-301和10g/t丁基黄药，搅拌4min后送入浮选机内浮选8min，即得分中矿1和再磨扫选1尾矿，分中矿1返回再磨粗选；
（10）、再磨扫选2：在再磨扫选1尾矿内加入10g/t BK-301和10g/t丁基黄药，搅拌4min后送入浮选机内浮选8min，即得分中矿2和硫精矿，分中矿2返回再磨扫选1；
（11）、再磨精选1：再磨粗选泡沫加入石灰调节PH值为12.3，送入浮选机内浮选6min，即得再磨精选1浮选泡沫和分精尾1，分精尾1返回再磨粗选；
（12）、再磨精选2：再磨精选1所得浮选泡沫送入浮选机内浮选6min，即得再磨铜精矿和分精尾2，分精尾2返回再磨精选1。
本发明解决了由于原矿含硫高，铜硫矿物嵌布粒度不均匀，造成的铜硫分离困难，铜精矿品位和回收率不高，硫精矿中铜损失率过高等问题。
本发明的技术方案是：采用“铜硫混浮—铜硫混合精矿分离—中矿再磨再选”的工艺流程，根据矿石性质特点，在磨矿粒度较粗的情况下，采用铜、硫混合浮选—铜硫混合精矿采用碳粉脱药后，优先回收部分粒度较粗的铜矿物。铜硫分离尾矿即精尾1与混合扫选泡沫即中矿1合并送球磨机再磨，使与硫矿物和脉石矿物结合紧密的铜矿物达到单体解离后，再进行铜硫分离作业，进而实现对细粒铜矿物的回收。通过两段磨矿、分步回收、铜矿物得到了有效回收。
将本发明的3个实施例和传统的工艺流程取相同质量的原矿作技术指标对比，见下表：
可见本发明的铜精矿品位、硫精矿品位、选铜回收率和选硫回收率方面都明显优于传统工艺流程，且实施例2明显优于实施例1和3，可见在实施例2取的数值时铜精矿品位、硫精矿品位、选铜回收率和选硫回收率呈现非线性变化，出现拐点，随着矿浆浓度、捕收剂用量、浮选时间、碳粉用量、pH值控制和磨矿粒度的提高，至实施例2的数值时铜精矿品位、硫精矿品位、选铜回收率和选硫回收率最高，矿浆浓度、捕收剂剂量、起泡剂剂量、搅拌时间、浮选时间、碳粉剂量、PH值控制和磨矿粒度大小的继续提高，至实施例3的数值时铜精矿品位、硫精矿品位、选铜回收率和选硫回收率反而有所回落，因此选取实施例2为优选实施例。

Claims (2)

1.高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法，其特征是它包括以下步骤：（1）、破碎、研磨：将原矿破碎、磨矿至-0.074mm的粒级占70-75%；
（2）、混合粗选：将破碎后的原矿加水调节浮选矿浆浓度至30-35%，加入捕收剂80-200g/t，搅拌2-3min后送入浮选机内浮选5-8min，即得铜、硫混合精矿和混合粗选尾矿；
（3）、混合扫选1：在混合粗选尾矿内按20-60g/t加入捕收剂，搅拌2-4min，浮选5-8min得到中矿1和混合扫选1尾矿；
（4）、混合扫选2：在混合扫选1尾矿内按10-30g/t加入捕收剂，搅拌2-4min，浮选5-8min得到中矿2和尾矿，中矿2返回到混合扫选1作业，尾矿废弃；
（5）、分离精选1：将铜硫混合精矿加入碳粉300-800g/t和石灰水调整矿浆pH为12.3以上，搅拌5-10min，送入浮选机内浮选4-8min得到一精泡沫和精尾1；
（6）、分离精选2：将一精泡沫送入浮选机内浮选4-8min，即得分离铜精矿和精尾2，精尾2返回分离精选1作业；
（7）、再磨中矿的研磨：精尾1和中矿1合并为再磨原矿，加入碳粉100-300g/t进行球磨机研磨，使磨矿细度-0.044mm的粒级占80-90%；
（8）、再磨粗选：将经过研磨的再磨原矿送入浮选机内，加石灰水调节矿浆浓度至30-35%，并保证矿浆pH为12.0以上，加入捕收剂10-20g/t，搅拌2-4min，浮选4-8min即得再磨粗选泡沫和再磨粗选尾矿；
（9）、再磨扫选1：在再磨粗选尾矿内加入捕收剂10-20g/t，搅拌2-4min后浮选4-8min，即得分中矿1和再磨扫选1尾矿，分中矿1返回再磨粗选作业；
（10）、再磨扫选2：在再磨扫选1尾矿内加入捕收剂10-20g/t，搅拌2-4min后浮选4-8min，即得分中矿2和硫精矿，分中矿2返回再磨扫选1作业；
（11）、再磨精选1：将再磨粗选泡沫加入石灰调节pH值为12.3，送入浮选机内浮选3-6min，即得再磨精选1浮选泡沫和分精尾1，分精尾1返回再磨粗选作业；
（12）、再磨精选2：再磨精选1所得浮选泡沫进入浮选机内浮选3-6min，即得再磨铜精矿和分精尾2，分精尾2返回再磨精选1作业。
2.如权利要求1所述的高硫难选铜矿石分步回收铜矿物的方法，其特征是所述捕收剂为丁基黄药和BK-301。
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