CN107486338A - 一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,该工艺流程所有精选与扫选均采用分段加药,快速浮选,“早收快收”的原则。首先是进行磨矿,磨至合格粒度后使用氟硅酸钠分散矿泥,抑制脉石,活化剂使用硫化钠活化氧化铜矿,捕收剂使用复合捕收剂戊基黄药与丁胺黑药组合,起泡剂使用2#油,进行快速浮选获得高品位铜精矿一。扫选一获得高品位中矿,精选1次获得精矿二,扫选二、扫选三、扫选四获得低品位中矿以及精选精矿二,获得的中矿合并精选2次获得精矿三,产出高、中、低三个品位的精矿。该工艺适用铜元素质量分数5~6%的原矿,可获得品位23~25%,回收率达77%的混合铜精矿。
Description
技术领域
本发明涉及一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺。
背景技术
铜在国家经济建设、社会发展和人民生活中起着重要作用。铜的主要来源为硫化铜矿,但随着经济社会发展对铜的大量消耗,工业上较易处理的硫化铜矿储量正急剧减少,氧化铜矿逐渐成为开发利用的重要对象。在我国的铜资源中,氧化铜矿约占1/4。大多数铜矿床上部都有氧化带,甚至有的已形成独立的大中型氧化铜矿床。因此,开发和处理氧化铜矿,对于铜选冶工业的发展具有重大的意义。
氧化铜矿的处理因其组分的差异,出现了各种不同形式的方法,工业上氧化铜矿的处理主要采用浮选法。氧化铜矿石种类多,具有氧化率和结合率高、矿物粒度细且嵌布不均匀、亲水性强、含泥量高的特点,同时伴生有用组分多,因此,在一定程度上增大了氧化铜矿浮选的难度。
国内外有关科技工作者对氧化铜矿浮选的新药剂和新工艺进行了大量的研究,使氧化铜矿处理技术取得了不少的发展。但是许多成果因技术或经济上的原因未能投入工业生产,特别是一些浮选的药剂研究不能带来直接的经济效益。因此,优化选别流程、研究新型浮选工艺,特别是处理含泥量高、氧化率高的氧化铜矿浮选工艺的研究,对于降低氧化铜矿石的选矿成本,提高选别指标,具有十分重要的意义。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足之处,提供了一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,解决了上述背景技术中的问题。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案是:提供了一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,包括如下步骤:
A.精矿一浮选流程:将原矿石磨矿至磨矿细度-0.074mm、质量分数60~70%,调成矿浆后添加氟硅酸钠,活化剂使用硫化钠活化氧化铜矿,捕收剂使用复合捕收剂戊基黄药与丁胺黑药,起泡剂使用2#油,所述氟硅酸钠:硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药:2#油的质量比为34~36:240~260:15~16:35~45:35:45,进行快速浮选2分钟获得精矿一和粗选矿渣;
B.精矿二浮选流程:将上述粗选矿渣进行扫选一和精选一;
a.扫选一:分4次加药,每次分别加入硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药的质量比为200~500:25~35:5~10,每次快速浮选2分钟,获得中矿一和扫选一矿渣;
b.精选:将上述中矿一精选1次,加入氟硅酸钠,分4次加药,每次分别加入硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药的质量比为45~55:5~10:0~2,每次快速浮选2分钟,获得精矿二和中矿五;
C.精矿三浮选流程:将上述扫选一矿渣进行3次扫选,分别为扫选二、扫选三、扫选四;
a.扫选二:分3次加药,每次加入硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药的质量比为180~220:18~22:2~4,每次快速浮选2分钟,获得中矿二和扫选二矿渣;
b.扫选三:将上述扫选二矿渣分3次加药,每次加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药的质量比为80~120:8~12:2~4,每次快速浮选2分钟,获得中矿二和扫选三矿渣;
c.扫选四:将上述扫选三矿渣分3次加药,每次加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药的质量比为45~55:5~10:1~3,每次快速浮选2分钟,获得中矿四;
d.精选一:将上述中矿二、中矿三、中矿四、中矿五合并,加入氟硅酸钠,分3次加药,分别加硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药的质量比为45~55:5~10:0~2,每次快速浮选2分钟,得到精选一产物和中矿六;
e.精选二:将上述待选产物分2次加药,分别加入硫化钠、戊基黄药的质量比为45~55:5~10,每次快速浮选2分钟得精矿三和中矿七;
f.将上述将中矿六重复步骤a~d;将上述中矿七重复步骤e;
上述精矿一、精矿二、精矿三即为最终产物铜精矿。
本技术方案与背景技术相比,它具有如下优点:
所有粗选、精选以及扫选采用分段加药,快速浮选的方式较少矿泥的影响,防止硫化钠活性失效,最大限度的回收氧化铜矿;中矿二返至扫选三减少矿泥对精矿一、精矿二的影响;传统工艺流程硫化后在氧化铜矿物表面生产的薄膜不稳定,精选过程中掉槽严重,不宜多次精选作业导致回收率低。本发明工艺适用铜元素质量分数5~6%的原矿,工艺流程先进,产出高、中、低三个品位的铜精矿,可获得品位23~25%,回收率达77%的混合铜精,获得氧化铜精矿回收率、品位高,浮选指标好。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。其中,1-中矿一,2-中矿二,3-中矿三,4-中矿四,5-中矿五,6-中矿六,7-中矿七。
图2为实施例1的具体实施流程图。其中,药剂名称+数字,如“Na2S 2500”表示加入硫化钠,用量为2500g/t;药剂名称 数字+数字,如“丁铵黑药10+10+5+5”表示分4次加入丁铵黑药,用量为第一次10g/t,第二次10g/t,第三次5g/t,第四次5g/t;药剂名称数字×次数,如“戊基黄药30×4”表示分4次加入戊基黄药,每次用量为30g/t;单独的数字,如“5”“2+2+2”表示5分钟,或3次每次2分钟。
具体实施方式
下面结合附图和实施例具体说明本发明的内容:
刚果(金)某铜矿氧化率为98.28%,主要铜矿物有孔雀石、硅孔雀石、辉铜矿、假孔雀石等,其中孔雀石占氧化铜的质量分数为60%,硅孔雀石及假孔雀石占总氧化铜铜含量的40%。脉石矿物主要以石英为主,其次是碳酸盐矿物及硅酸盐矿物。氧化铜嵌布粒度较粗,矿泥含量较大。实施例1
实施例1
请查阅图1,本实施例原矿主要的有价元素为铜元素,质量分数为5.90%,铁元素质量分数为1.03%,硫元素质量分数为0.053%。
本实施例的一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,包括如下步骤:
A.精矿一浮选流程:将原矿石磨矿至磨矿细度-0.074mm、质量分数60~70%,调成矿浆后添加氟硅酸钠,用量为350g/t;活化剂使用硫化钠,用量为2500g/t,活化氧化铜矿;捕收剂使用复合捕收剂戊基黄药160g/t与丁胺黑药40g/t,起泡剂使用2#油40g/t,进行快速浮选2分钟获得精矿一和粗选矿渣;
B.精矿二浮选流程:将上述粗选矿渣进行扫选一和精选一;
a.扫选一:分4次加药,每次分别加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药;其中第一次加入硫化钠用量为500g/t,第二次加入硫化钠用量为300g/,第三次加入硫化钠用量为200g/t,第四次加入硫化钠用量为200g/t,四次用量表示为“500g/t+300g/t+200g/t+200g/t”,其余药剂表示方式相同,分别为:戊基黄药30g/t+30g/t+30g/t+30g/t,丁胺黑药10g/t+10g/t+5g/t+5g/t;每次快速浮选2分钟,获得中矿一和扫选一矿渣。
b.精选:将上述中矿一精选1次,加入氟硅酸钠40g/t,分4次加药,分别加入硫化钠50g/t+50g/t+50g/t+50g/t,戊基黄药10g/t+5g/t+5g/t+5g/t,丁胺黑药2g/t+2g/t+0g/t+0g/t,每次快速浮选2分钟,获得精矿二和中矿五;
C.精矿三浮选流程:将上述扫选一矿渣进行3次扫选,分别为扫选二、扫选三、扫选四;
a.扫选二:分3次加药,加入硫化钠200g/t+200g/t+200g/t,戊基黄药20g/t+20g/t+20g/t,丁胺黑药3g/t+3g/t+3g/t,每次快速浮选2分钟,获得中矿二和扫选二矿渣;
b.扫选三:将上述扫选二矿渣分3次加药,加入硫化钠100g/t+100g/t+100g/t,戊基黄药10g/t+10g/t+10g/t,丁胺黑药3g/t+3g/t+3g/t,每次快速浮选2分钟,获得中矿二和扫选三矿渣;
c.扫选四:将上述扫选三矿渣分3次加药,加入硫化钠50g/t+50g/t+50g/t,戊基黄药10g/t+10g/t+5g/t,丁胺黑药2g/t+2g/t+2g/t,每次快速浮选2分钟,获得中矿四;
d.精选一:将上述中矿二、中矿三、中矿四、中矿五合并,加入氟硅酸钠60g/t,分3次加药,分别加硫化钠50g/t+50g/t+50g/t,戊基黄药10g/t+5g/t+5g/t,丁胺黑药2g/t+0g/t+0g/t,每次快速浮选2分钟,得到精选一产物和中矿六;
e.精选二:将上述待选产物分2次加药,加入硫化钠50g/t+50g/t,戊基黄药5g/t+5g/t,每次快速浮选2分钟得精矿三和中矿七;
f.将上述将中矿六重复步骤a~d减少矿泥影响;将上述中矿七重复步骤e;
上述精矿一、精矿二、精矿三即为最终产物铜精矿。
实施例2
实施例2与实施例1的区别在于:本实施例所用原矿主要的有价元素为铜元素,质量分数为5.95%,铁元素质量分数为1.15%,硫元素质量分数为0.061%。
请参见下表1,表中所示的实施例1、实施例2结果表明,采用本发明高效回收氧化铜矿的浮选工艺,实施例1中原矿石铜品位为5.90%,可获得产率为12.15%,铜品位为26.23%,铜回收率为53.94%的高品位铜精矿(即精矿一);产率为3.89%,铜品位为22.18%,铜回收率为14.62%的中品位铜精矿(即精矿二);产率为2.50%,铜品位为19.09%,铜回收率为8.11%的低品位铜精矿(即精矿三);混合铜精矿产率为18.54%,品位为24.42%,回收率为76.67%。实施例2中原矿石铜品位为5.95%,可获得产率为11.61%,铜品位为27.48%,铜回收率为53.63%的高品位铜精矿(即精矿一);产率为5.43%,铜品位为20.12%,铜回收率为18.37%的中品位铜精矿(即精矿二);产率为2.48%,铜品位为12.55%,铜回收率为5.24%的低品位铜精矿(即精矿三);混合铜精矿产率为19.52%,品位为23.54%,回收率为77.24%。
表1 本发明实施例工艺指标
以上所述,仅为本发明较佳实施例而已,故不能依此限定本发明实施的范围,即依本发明专利范围及说明书内容所作的等效变化与修饰,皆应仍属本发明涵盖的范围内。
Claims (6)
1.一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,其特征在于:包括如下步骤:
A.精矿一浮选流程:将原矿石磨矿至磨矿细度-0.074mm、质量分数60~70%,调成矿浆后添加氟硅酸钠,活化剂使用硫化钠活化氧化铜矿,捕收剂使用复合捕收剂戊基黄药与丁胺黑药,起泡剂使用2#油,所述氟硅酸钠:硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药:2#油的质量比为34~36:240~260:15~16:35~45:35:45,进行快速浮选2分钟获得精矿一和粗选矿渣;
B.精矿二浮选流程:将上述粗选矿渣进行扫选一和精选一;
a.扫选一:分4次加药,每次分别加入硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药的质量比为200~500:25~35:5~10,每次快速浮选2分钟,获得中矿一和扫选一矿渣;
b.精选:将上述中矿一精选1次,加入氟硅酸钠,分4次加药,每次分别加入硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药的质量比为45~55:5~10:0~2,每次快速浮选2分钟,获得精矿二和中矿五;
C.精矿三浮选流程:将上述扫选一矿渣进行3次扫选,分别为扫选二、扫选三、扫选四;
a.扫选二:分3次加药,每次加入硫化钠:戊基黄药:丁胺黑药的质量比为180~220:18~22:2~4,每次快速浮选2分钟,获得中矿二和扫选二矿渣;
b.扫选三:将上述扫选二矿渣分3次加药,每次加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药的质量比为80~120:8~12:2~4,每次快速浮选2分钟,获得中矿二和扫选三矿渣;
c.扫选四:将上述扫选三矿渣分3次加药,每次加入硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药的质量比为45~55:5~10:1~3,每次快速浮选2分钟,获得中矿四;
d.精选一:将上述中矿二、中矿三、中矿四、中矿五合并,加入氟硅酸钠,分3次加药,分别加硫化钠、戊基黄药、丁胺黑药的质量比为45~55:5~10:0~2,每次快速浮选2分钟,得到精选一产物和中矿六;
e.精选二:将上述待选产物分2次加药,分别加入硫化钠、戊基黄药的质量比为45~55:5~10,每次快速浮选2分钟得精矿三和中矿七;
f.将上述将中矿六重复步骤a~d;将上述中矿七重复步骤e;
上述精矿一、精矿二、精矿三即为最终产物铜精矿。
2.根据权利要求1所述的一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,其特征在于:所述原矿石氧化率为96~99%,铜元素质量分数5~6%。
3.根据权利要求1所述的一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,其特征在于:步骤A中用量为氟硅酸钠340~360g/t,硫化钠2400~2600g/t,戊基黄药150~160g/t,丁胺黑药35~45g/t,2#油35~45g/t。
4.根据权利要求1所述的一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,其特征在于:步骤B之a.扫选一中前2次加药用量为硫化钠450~500g/t,戊基黄药25~30g/t,丁胺黑药5~10g/t;后2次每次加药用量为硫化钠200~250g/t,戊基黄药30~35g/t,丁胺黑药5~10g/t;b.精选中氟硅酸钠用量为35~45g/t,前2次每次加药用量为硫化钠45~55g/t,戊基黄药5~10g/t,丁胺黑药1~2g/t;后2次每次加药用量硫化钠45~55g/t,戊基黄药5~10g/t。
5.根据权利要求1所述的一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,其特征在于:步骤C之a.扫选二每次加药用量为硫化钠180~220g/t,戊基黄药18~22g/t,丁胺黑药2~4g/t;b.扫选三每次加药用量硫化钠80~120g/t,戊基黄药8~12g/t,丁胺黑药2~4g/t;c.扫选四:每次加药用量为硫化钠45~55g/t、戊基黄药5~10g/t、丁胺黑药1~3g/t;e.精选一加入氟硅酸钠,前2次每次加药用量为硫化钠45~55g/t、戊基黄药5~10g/t、丁胺黑药1~3g/t,后2次每次加药用量为硫化钠45~55g/t、戊基黄药5~10g/t;e.精选二:每次加药用量硫化钠45~55g/t、戊基黄药5~10g/t。
6.根据权利要求1所述的一种高效回收复杂氧化铜矿的浮选工艺,其特征在于:所述最终产物铜精矿品位23~25%。
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Country Status (1)
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---|---|
CN (1) | CN107486338B (zh) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN108212541A (zh) * | 2018-03-19 | 2018-06-29 | 长春黄金研究院有限公司 | 一种氧化铜矿石浮选中的组合捕收剂及使用方法 |
CN109465115A (zh) * | 2018-11-09 | 2019-03-15 | 黑龙江多宝山铜业股份有限公司 | 一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法 |
CN115193587A (zh) * | 2022-06-27 | 2022-10-18 | 广东省科学院资源利用与稀土开发研究所 | 一种碳酸盐岩型高硫铜铅锌矿的选矿分离方法 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4022686A (en) * | 1975-03-13 | 1977-05-10 | Sumitomo Metal Mining Co., Limited | Flotation process for copper ores and copper smelter slags |
JPS5367602A (en) * | 1976-11-30 | 1978-06-16 | Sumitomo Metal Mining Co | Flotation method of copper oxide mineral |
CN102366731A (zh) * | 2011-10-27 | 2012-03-07 | 昆明理工大学 | 氧化铜矿硫化浮选过程中活化及调整矿化泡沫的方法 |
CN103143447A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-06-12 | 湖南有色金属研究院 | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 |
CN105268560A (zh) * | 2015-11-13 | 2016-01-27 | 中蓝连海设计研究院 | 一种磷矿中碳酸盐和硅酸盐同时反浮选方法 |
CN105435952A (zh) * | 2015-11-09 | 2016-03-30 | 湖南有色金属研究院 | 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法 |
CN105750093A (zh) * | 2016-03-10 | 2016-07-13 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种氧化铜矿的浮选方法 |
-
2017
- 2017-08-30 CN CN201710765292.1A patent/CN107486338B/zh active Active
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4022686A (en) * | 1975-03-13 | 1977-05-10 | Sumitomo Metal Mining Co., Limited | Flotation process for copper ores and copper smelter slags |
JPS5367602A (en) * | 1976-11-30 | 1978-06-16 | Sumitomo Metal Mining Co | Flotation method of copper oxide mineral |
CN102366731A (zh) * | 2011-10-27 | 2012-03-07 | 昆明理工大学 | 氧化铜矿硫化浮选过程中活化及调整矿化泡沫的方法 |
CN103143447A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-06-12 | 湖南有色金属研究院 | 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法 |
CN105435952A (zh) * | 2015-11-09 | 2016-03-30 | 湖南有色金属研究院 | 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法 |
CN105268560A (zh) * | 2015-11-13 | 2016-01-27 | 中蓝连海设计研究院 | 一种磷矿中碳酸盐和硅酸盐同时反浮选方法 |
CN105750093A (zh) * | 2016-03-10 | 2016-07-13 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种氧化铜矿的浮选方法 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
罗颖初: "某氧化铜矿硫化浮选试验研究", 《矿业研究与开发》 * |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN108212541A (zh) * | 2018-03-19 | 2018-06-29 | 长春黄金研究院有限公司 | 一种氧化铜矿石浮选中的组合捕收剂及使用方法 |
CN109465115A (zh) * | 2018-11-09 | 2019-03-15 | 黑龙江多宝山铜业股份有限公司 | 一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法 |
CN115193587A (zh) * | 2022-06-27 | 2022-10-18 | 广东省科学院资源利用与稀土开发研究所 | 一种碳酸盐岩型高硫铜铅锌矿的选矿分离方法 |
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CN107486338B (zh) | 2019-06-04 |
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