CN106362868A - 一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，属于选矿技术领域。该方法包括磨矿、浮选、再磨和精选四大步骤。与现有技术相比，本发明用腐植酸钠作为白云石的抑制剂，用量少，抑制作用强；采用铜粗精矿再磨后于精选中添加腐植酸钠的加药方式，有助于提高其抑制作用的选择性，对铜矿物回收影响小。本发明选矿工艺所采用的浮选药剂无毒或低毒，环境友好，易于推广应用。

Description

一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，涉及一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，尤其涉及一种分选硫化铜精矿中白云石脉石的选矿工艺。

背景技术

白云石作为一种氧化镁含量高的矿物，在硫化铜矿物浮选过程中，当原矿含量高和分选不完全而进入铜精矿时，会造成铜精矿中氧化镁含量高，导致冶炼过程产生问题和困难。

目前国内外分选硫化铜矿石中白云石从而降低浮选精矿中氧化镁含量主要采用添加水玻璃、羧甲基纤维素、六偏磷酸钠、腐植酸等抑制剂的方法，但采用这种这些方法后，氧化镁含量仍然较高，结果不理想，且这些抑制剂物质对铜矿物具有较强的抑制作用，导致铜的回收率降低幅度较大。因此如何克服现有技术的不足是目前选矿技术领域亟需解决的问题。

发明内容

本发明的目的是为了解决现有技术的不足，提供一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，该工艺能有效的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量，且所采用的抑制剂具有良好的选择性，对铜矿物回收影响小，易于推广应用。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案如下：

一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是500~1500克/吨，磨矿细度为-74μm 75%~85%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品进行硫化铜浮选，浮选过程中加入的硫化钠总量为100~200克/吨、丁黄药总量为50~150克/吨和2#油总量为50~150克/吨，得到铜粗精矿；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿进行再磨，磨矿细度为-48μm 90%~95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是200~400克/吨。

进一步，优选的是步骤（2）所述的浮选包括依次进行的二次粗选和一次扫选，两次粗选得到的铜粗精矿合并后进行步骤（3）的再磨工艺，铜扫选精矿返回到第一次粗选。

进一步，优选的是2#油在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为80%、13-15%、5-7%；

硫化钠在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%、30%、10%；

丁黄药在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%-65%、20%-30%、10%-15%。；

但在实际应用过程中，比例不限于此。

进一步，优选的是步骤（4）所述的精选为二次或三次精选。

进一步，优选的是第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选；第三次精选得到的精选尾矿返回到第二次精选。

进一步，优选的是所述的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是500~1500克/吨，磨矿细度为-74μm 75%~85%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品加入硫化钠60克/吨、丁黄药50克/吨和2#油60克/吨进行第一次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗尾矿Ⅰ；

向铜粗尾矿Ⅰ中加入硫化钠30克/吨、丁黄药20克/吨和2#油10克/吨进行第二次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗尾矿Ⅱ；

向铜粗尾矿Ⅱ中加入硫化钠10克/吨、丁黄药10克/吨和2#油5克/吨进行硫化铜扫选，得到铜扫选精矿和尾矿，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿Ⅰ和铜粗精矿Ⅱ合并后进行再磨，磨矿细度为-48μm 95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿中进行二次或三次精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是200-400克/吨。

本发明的原理：

腐植酸是一种天然高分子聚合电解质，具有胶体化合物性质，可在不同pH值条件下与多种金属离子形成螯合物，包括Fe²⁺、Fe³⁺、Cu²⁺、Ca²⁺等离子，因而可吸附在含相关金属离子成分的矿物上而产生抑制作用。铜粗精矿再磨以促进铜矿物的充分解离和在精选中添加腐植酸钠有助于其抑制作用的选择性，从而达到既抑制白云石又不影响铜矿物回收的目的。

本发明与现有技术相比，其有益效果为：

（1）本发明用腐植酸钠作为白云石的抑制剂，用量为200-400克/吨，用量少，抑制作用强；

（2）本发明采用铜粗精矿再磨后于精选中添加腐植酸钠的加药方式，有助于提高其抑制作用的选择性，铜精矿品位提高3%-6%，铜精矿氧化镁含量降低3%-5%，铜回收率仅降低0.2%-0.9%，分选效果好，对铜矿物回收影响小；

（3）本发明选矿工艺所采用的浮选药剂无毒或低毒，环境友好。

附图说明

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。

图1是本发明降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺的流程示意图。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明作进一步的详细描述。

本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限定本发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件者，按照本领域内的文献所描述的技术或条件或者按照产品说明书进行。所用材料或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过购买获得的常规产品。

本发明除非另有说明，否则，百分号代表质量百分数。

本发明只对腐植酸钠的加入总量有具体限制，对于每次精选中加入的量无特殊要求，但不同添加方式会对选矿指标有一定影响，可根据实际需要进行调节。

实施例1

如图1所示，一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是1000克/吨，磨矿细度为-74μm 80%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品加入硫化钠60克/吨、丁黄药50克/吨和2#油60克/吨进行第一次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗尾矿Ⅰ；

向铜粗尾矿Ⅰ中加入硫化钠30克/吨、丁黄药20克/吨和2#油10克/吨进行第二次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗尾矿Ⅱ；

向铜粗尾矿Ⅱ中加入硫化钠10克/吨、丁黄药10克/吨和2#油5克/吨进行硫化铜扫选，得到铜扫选精矿和尾矿，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿Ⅰ和铜粗精矿Ⅱ合并进行再磨，磨矿细度为-48μm95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量：第一次精选加入300克/吨；第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选。

实施例2

如图1所示，一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是1000克/吨，磨矿细度为-74μm 80%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品加入硫化钠60克/吨、丁黄药50克/吨和2#油60克/吨进行第一次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗尾矿Ⅰ；

向铜粗尾矿Ⅰ中加入硫化钠30克/吨、丁黄药20克/吨和2#油10克/吨进行第二次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗尾矿Ⅱ；

向铜粗尾矿Ⅱ中加入硫化钠10克/吨、丁黄药10克/吨和2#油5克/吨进行硫化铜扫选，得到铜扫选精矿和尾矿，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗尾矿Ⅰ和铜粗精矿Ⅱ合并后进行再磨，磨矿细度为-48μm 95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量分别是：第一次精选加入300克/吨、第二次精选加入100克/吨；第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选；第三次精选得到的精选尾矿返回到第二次精选。

实施例3

一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是500克/吨，磨矿细度为-74μm 75%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品进行硫化铜浮选，浮选过程中加入的硫化钠总量为100克/吨、丁黄药总量为50克/吨和2#油总量为50克/吨，得到铜粗精矿；

所述的浮选包括依次进行的二次粗选和一次扫选，两次粗选得到的铜粗精矿合并后进行步骤（3）的再磨工艺，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

2#油在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为80%、14%、6%；

硫化钠在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%、30%、10%；

丁黄药在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%、30%、10%；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿进行再磨，磨矿细度为-48μm 90%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行三次精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是200克/吨，全部加入第一次精中。

第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选；第三次精选得到的精选尾矿返回到第二次精选。

实施例4

一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是1500克/吨，磨矿细度为-74μm 85%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品进行硫化铜浮选，浮选过程中加入的硫化钠总量为200克/吨、丁黄药总量为150克/吨和2#油总量为150克/吨，得到铜粗精矿；

所述的浮选包括依次进行的二次粗选和一次扫选，两次粗选得到的铜粗精矿合并后进行步骤（3）的再磨工艺，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

2#油在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为80%、10%、10%；

硫化钠在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%、30%、10%；

丁黄药在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为65%、20%、15%；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿进行再磨，磨矿细度为-48μm 90%~95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行三次精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是400克/吨，第一次精选加入200克/吨、第二次精选加入100克/吨，第三次精选加入100克/吨.

第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选；第三次精选得到的精选尾矿返回到第二次精选。

实施例5

一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是1000克/吨，磨矿细度为-74μm 80%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品进行硫化铜浮选，浮选过程中加入的硫化钠总量为150克/吨、丁黄药总量为100克/吨和2#油总量为100克/吨，得到铜粗精矿；

所述的浮选包括依次进行的二次粗选和一次扫选，两次粗选得到的铜粗精矿合并后进行步骤（3）的再磨工艺，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

2#油在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为80%、15%、5%；

硫化钠在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%、30%、10%；

丁黄药在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为65%、25%、10%；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿进行再磨，磨矿细度为-48μm 90%~95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行二次精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是350克/吨，第一次精选加入250克/吨、第二次精选加入100克/吨；

第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选。

应用实例：

某硫化铜矿石，原矿铜品位0.434%，氧化镁含量16.06%。硫化铜矿物主要为斑铜矿、黄铜矿，脉石矿物主要为白云石、石英、长石，铜赋存状态：斑铜矿73.66%、黄铜矿17.41%、辉铜矿2.90%、铜蓝2.96%、孔雀石3.07%，氧化镁赋存状态：白云石97.83%、其他2.17%。

工艺流程：原矿磨矿后两次粗选、一次扫选，铜粗精矿再磨后二次精选。

主要工艺条件：原矿磨矿细度-200目80%，石灰1000克/吨（入磨，pH9.0）；粗选加入硫化钠90克/吨（粗选Ⅰ60克/吨、粗选Ⅱ30克/吨）、丁黄药70克/吨（粗选Ⅰ50克/吨、粗选Ⅱ20克/吨）、2#油70克/吨（粗选Ⅰ50克/吨、粗选Ⅱ20克/吨）；扫选加入硫化钠10克/吨、丁黄药10克/吨、2#油5克/吨；铜粗精矿再磨细度-300目95%；精选I加入腐植酸钠300克/吨。

比较例1

比较例1浮选给矿与应用实例相同。

工艺流程：铜粗精矿不进行再磨，其余与应用实例相同。

主要工艺条件：精选不加入腐植酸钠，其余与应用实例相同。

比较例2

比较例2浮选给矿与应用实例相同。

工艺流程：铜粗精矿不进行再磨，其余与应用实例相同。

主要工艺条件：与应用实例相同。

实施例1-2、应用实例与比较例的试验结果见表1。

表1 实施例1-2、应用实例和比较例1-2选矿指标（%）

从应用实例与比较例1的选矿指标对比看，铜回收率由90.53%降为90.29%，仅降低0.25%；铜精矿品位由22.80%提高到28.78%，提高5.98%；精矿氧化镁含量由8.38%降低到4.53%，降低3.85%；所述选矿工艺用腐植酸钠作为白云石的抑制剂，用量300克/吨，用量少，抑制作用强，对降低精矿氧化镁含量效果明显，对铜矿物回收和铜回收率影响小。

从比较例2与比较例1的选矿指标对比看，铜回收率由90.53%降为89.66%，降低0.87%，铜回收率降低较多，故对铜粗精矿实施再磨是必要的，所述选矿工艺采用铜粗精矿再磨后于精选中添加腐植酸钠的加药方式，有助于提高其抑制作用的选择性。

从实施例2与比较例1的选矿指标对比看，铜精矿品位由22.80%提高到35.61%，提高12.81%；精矿氧化镁含量由8.38%降低到2.88%，降低5.50%；故精选添加腐植酸钠对提高分选效果、降低精矿氧化镁含量、提高精矿铜品位效果明显。

实施例1兼顾回收率和精矿品位，精选次数和腐植酸钠用量适中；实施例2侧重精矿品位，精选次数多，腐植酸钠用量高。

从实施例2与比较例1的选矿指标对比看，铜回收率由90.53%降为88.70%，降低1.83%，铜回收率降低多，故应控制适宜的精选次数和适宜的腐植酸钠用量，避免影响铜矿物的回收。

所述选矿工艺采用的浮选药剂均为广泛使用的常规药剂，无毒或低毒，环境友好。

以上显示和描述了本发明的基本原理和主要特征及本发明的优点。本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。

Claims (6)

1.一种降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，其特征在于，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是500~1500克/吨，磨矿细度为-74μm 75%~85%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品进行硫化铜浮选，浮选过程中加入的硫化钠总量为100~200克/吨、丁黄药总量为50~150克/吨和2#油总量为50~150克/吨，得到铜粗精矿；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿进行再磨，磨矿细度为-48μm 90%~95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿进行精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是200~400克/吨。

2.根据权利要求1所述的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，其特征在于，步骤（2）所述的浮选包括依次进行的二次粗选和一次扫选，两次粗选得到的铜粗精矿合并后进行步骤（3）的再磨工艺，铜扫选精矿返回到第一次粗选。

3.根据权利要求2所述的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，其特征在于，2#油在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为80%、10%-15%、5%-10%；

硫化钠在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%、30%、10%；

丁黄药在二次粗选和一次扫选中添加的质量占总用量依次为60%-65%、20%-30%、10%-15%。

4.根据权利要求1所述的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，其特征在于，步骤（4）所述的精选为二次或三次精选。

5.根据权利要求4所述的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，其特征在于，第一次精选得到的精选尾矿返回到第一次粗选；第二次精选得到的精选尾矿返回到第一次精选；第三次精选得到的精选尾矿返回到第二次精选。

6.根据权利要求1所述的降低硫化铜矿石浮选精矿中氧化镁含量的选矿工艺，其特征在于，包括以下步骤：

步骤（1），将硫化铜原矿采用磨矿机进行磨矿，磨矿时，在磨矿机中同时加入石灰，石灰的加入量是500~1500克/吨，磨矿细度为-74μm 75%~85%，得到原矿磨矿产品；

步骤（2），对步骤（1）得到的原矿磨矿产品加入硫化钠60克/吨、丁黄药50克/吨和2#油60克/吨进行第一次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗尾矿Ⅰ；

向铜粗尾矿Ⅰ中加入硫化钠30克/吨、丁黄药20克/吨和2#油10克/吨进行第二次硫化铜粗选，得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗尾矿Ⅱ；

向铜粗尾矿Ⅱ中加入硫化钠10克/吨、丁黄药10克/吨和2#油5克/吨进行硫化铜扫选，得到铜扫选精矿和尾矿，铜扫选精矿返回到第一次粗选；

步骤（3），将步骤（2）得到的铜粗精矿Ⅰ和铜粗精矿Ⅱ合并后进行再磨，磨矿细度为-48μm 95%，得到再磨铜粗精矿；

步骤（4），对步骤（3）得到的再磨铜粗精矿中进行二次或三次精选，精选过程中加入腐植酸钠，获得硫化铜精矿；腐植酸钠的加入量是200-400克/吨。