CN110369122B

CN110369122B - 一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法

Info

Publication number: CN110369122B
Application number: CN201910706276.4A
Authority: CN
Inventors: 田树国; 陈晓芳; 鲁军; 王乾坤; 梁治安; 崔立凤; 周利华; 李继福; 唐浪峰; 陈水波
Original assignee: Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Current assignee: Xiamen Zijin Mining and Metallurgy Technology Co Ltd
Priority date: 2019-08-01
Filing date: 2019-08-01
Publication date: 2021-05-14
Anticipated expiration: 2039-08-01
Also published as: CN110369122A

Abstract

本发明公开了一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法，步骤包括磨矿、全硫混浮粗选、混浮粗精矿精选作业、全硫混浮扫选一作业、全硫混浮扫选二作业、混浮精矿铜快浮作业、再磨、铜硫分离粗选作业、铜硫分离扫选作业和铜精选作业等。本发明回收效果显著、节能低耗、对高硫型铜金矿石适应性强。

Description

一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法，特别适合处理含硫高、伴生金主要为黄铁矿包裹金的硫化铜矿石。

背景技术

自然界中铜的存在形式包括氧化铜、硫化铜及自然铜，其中硫化铜矿储量最多，世界上80％以上的铜是从硫化铜提炼出来的。我国是铜资源进口大国，铜硫分离是阻碍国内铜资源利用率的技术关键。国内研究者针对我国各大矿山铜硫分离问题开展过大量研究，但对于高硫铜矿选矿厂选铜生产指标不理想的问题一直难以解决。

高硫铜矿各矿体类型主要为含铜黄铁矿型，其次为含铜磁铁矿、含铜矽卡岩和含铜燧石黄铁矿、含铜闪长岩型。原矿主要金属矿物为:黄铁矿、白铁矿、黄铜矿、斑铜矿(含铜蓝)、闪锌矿、磁铁矿、赤褐铁矿。主要脉石为石英、方解石等碳酸盐类、石榴子石等。

对于这类高硫型伴生金铜矿石，传统的选别工艺多以优先浮选工艺、混合浮选再分离工艺、先优先浮选再混合浮选工艺等为主。因原矿石含硫高黄铁矿较难抑制，且铜矿物主要为容易氧化的次生铜，氧化后有较多的铜离子进入矿浆会活化黄铁矿，使铜硫分离更加困难，因此含铜矿物的解离和与硫铁矿物分离是该类矿石选别的关键。

如果采用单一的混合浮选或优先浮选流程，以重压强拉方式选别含硫高铜矿石，存在药剂消耗通常较高、中矿循环量大、分选效果差、选矿回收率低、精矿质量差、伴生金银回收困难等问题。要想获得较好指标，应在流程选择上有更大的适应性和灵活性，做到能收的早收、多收，能丢的快丢，避免中矿恶性循环。铜硫浮选工艺中，当矿石种伴生有金、银等贵金属时，需要尽可能地使金、银矿物富集到铜精矿中，在采用浮选药剂制度时，要充分考虑捕收剂的选择性以及硫化铁矿物抑制剂对伴生金、银矿物回收效果的影响。

因此，开发一种选别效果好、适应性强、单位成本低、环境污染少的高硫型金铜矿石选别工艺，将有助于提高难选高硫型铜矿的综合回收水平。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法，该方法回收效果显著、节能低耗、对高硫型铜金矿石适应性强。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法，包括如下步骤：

S1、磨矿：将经过破碎后的原矿与水给入磨机内进行磨矿，经磨矿至细度为-0.074mm占70％；

S2、全硫混浮粗选：添加硫化矿捕收药剂丁基黄药并搅拌，添加起泡剂松醇油并搅拌，然后进行全硫混浮粗选，得到的精矿进入混浮粗精矿精选作业，得到的尾矿则进入全硫混浮扫选一作业；

S3、混浮粗精矿精选作业：采用空白精选，得到的精矿即为混浮精矿，混浮精矿进入混浮精矿铜快浮作业，得到的尾矿则返回进入全硫混浮粗选作业；

全硫混浮扫选一作业：添加硫化矿捕收药剂丁基黄药并搅拌，添加起泡剂松醇油并搅拌，然后进行全硫混浮扫选一，得到的精矿返回进入全硫混浮粗选作业，得到的尾矿进入全硫混浮扫选二作业；

S4、全硫混浮扫选二作业：添加硫化矿捕收药剂丁基黄药并搅拌，添加起泡剂松醇油并搅拌，然后进行全硫混浮扫选二，所得精矿返回全硫混浮扫选一作业，所得尾矿为全硫混浮尾矿；

混浮精矿铜快浮作业：将参与混浮精矿铜快浮作业的矿物给入浮选机内，在浮选机内添加石灰以及氧化剂次氯酸钙，搅拌，再添加捕收剂Z-200，搅拌，然后进行混浮精矿铜快浮，得到的精矿为铜精矿一，得到的尾矿进入再磨作业；

S5、再磨：混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿进入再磨作业，并在磨机内添加石灰及次氯酸钙，再磨细度控制在-0.030mm占80％，得到的再磨产品进入铜硫分离粗选作业；

S6、铜硫分离粗选作业：添加Z-200并搅拌，进行铜硫分离，所得的铜粗精矿进入铜精选作业，尾矿进入铜硫分离扫选作业；

S7、铜硫分离扫选作业：对步骤S6中得到的尾矿进行四次铜硫分离扫选，四次铜硫分离扫选中均加入石灰和捕收剂Z-200；第一次铜硫分离扫选所得精矿返回至铜硫分离粗选作业，后三次铜硫分离扫选作业所得精矿返回进入上一次铜硫分离扫选作业中；每次铜硫分离扫选所得尾矿进入下一次铜硫分离扫选，最后一次铜硫分离扫选得到的尾矿为硫精矿；

铜精选作业：进行两次铜精选作业，第一次铜精选作业中得到的尾矿返回进入铜硫分离粗选作业，得到的精矿进入第二次铜精选作业；第二次铜精选作业得到的精矿为铜精矿二，得到的尾矿返回进入第一次铜精选作业；两次铜精选作业中均加入次氯酸钙。

进一步地，步骤S1中，所述原矿与水的比例为2：1。

进一步地，步骤S2中，按参与全硫混浮粗选的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加80-100g丁基黄药和15-30g松醇油。

进一步地，步骤S3的全硫混浮扫选一作业中，按参与全硫混浮扫选一作业的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加40-50g丁基黄药和5-10g松醇油。

进一步地，步骤S4的全硫混浮扫选二作业中，按参与全硫混浮扫选二作业的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加20-40g丁基黄药和5-10g松醇油。

进一步地，步骤S4的混浮精矿铜快浮作业中，按参与混浮精矿铜快浮作业的矿物的干重计，每吨矿物添加1500-3000g石灰，500-1000g氧化剂次氯酸钙，和5-10g捕收剂Z-200。

进一步地，步骤S5的再磨作业中，按混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿的干重计，每吨混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿添加1000-1500g石灰和300-600g次氯酸钙。

进一步地，步骤S6的铜硫分离粗选作业中，按参与铜硫分离粗选作业的矿物的干重计，每吨矿物添加5-10g Z-200。

进一步地，步骤S7的铜硫分离扫选作业中，按参与每次铜硫分离扫选的矿物的干重计，四次铜硫分离扫选中，石灰的添加量分别为每吨矿物添加石灰200g、200g、100g、100g，Z-200的添加量均为每吨矿物添加3-6g Z-200。

进一步地，步骤S7的铜精选作业，在第一次铜精选作业中，按参与第一次铜精选作业的矿物的干重计，每吨矿物加入次氯酸钙200g；第二次铜精选作业中，按参与第二次铜精选作业的矿物的干重计，每吨矿物加入次氯酸钙100g。

本发明的有益效果在于：

1、本发明中，全硫混浮在天然矿浆pH值条件下进行，实现了目的矿物的高效回收，尤其是对伴生金的高效回收效果显著。

2、在本发明中，混合精矿再磨前先进行铜金快速浮选，有利于伴生金矿物的回收，同时为后续再磨分离创造了有利条件，减少了再磨入料量，降低了再磨能耗及后续铜硫分离的难度。

3、本发明浮选药剂制度简单，工艺流程可靠，浮选指标稳定，回收效果好，有利于节能降耗。

附图说明

图1为本发明方法的总体流程示意图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法，包括如下步骤：

S1、磨矿：将经过破碎后的原矿与水按重量比2：1的比例给入磨机内进行磨矿，经磨矿至细度为-0.074mm占70％，调节矿浆pH值至5-7；

S2、全硫混浮粗选：添加硫化矿捕收药剂丁基黄药后搅拌2分钟，添加起泡剂松醇油搅拌1分钟，然后进行全硫混浮粗选，得到的精矿(泡沫产品)进入混浮粗精矿精选作业，得到的尾矿则进入全硫混浮扫选一作业；按参与全硫混浮粗选的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加80-100g丁基黄药和15-30g松醇油；

全硫混浮扫选一作业：添加硫化矿捕收药剂丁基黄药并搅拌2分钟，添加起泡剂松醇油并搅拌1分钟，然后进行全硫混浮扫选一，得到的精矿(泡沫产品)返回进入全硫混浮粗选作业，得到的尾矿进入全硫混浮扫选二作业；全硫混浮扫选一作业中，按参与全硫混浮扫选一作业的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加40-50g丁基黄药和5-10g松醇油；

S4、全硫混浮扫选二作业：添加硫化矿捕收药剂丁基黄药并搅拌2分钟，添加起泡剂松醇油并搅拌1分钟，然后进行全硫混浮扫选二，所得精矿(泡沫产品)返回全硫混浮扫选一作业，所得尾矿为全硫混浮尾矿；全硫混浮扫选二作业中，按参与全硫混浮扫选二作业的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加20-40g丁基黄药和5-10g松醇油；

混浮精矿铜快浮作业：将参与混浮精矿铜快浮作业的矿物给入浮选机内，在浮选机内添加石灰以及氧化剂次氯酸钙，搅拌3-5分钟，调整矿浆pH值为9-10，再添加捕收剂Z-200，搅拌2分钟进行混浮精矿铜快浮，得到精矿(泡沫产品)为铜精矿一，得到的尾矿进入再磨作业；按参与混浮精矿铜快浮作业的矿物的干重计，每吨矿物添加1500-3000g石灰，500-1000g氧化剂次氯酸钙，和5-10g捕收剂Z-200；

S5、再磨：混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿进入再磨作业，并在磨机内添加石灰及次氯酸钙，矿浆pH值调整至9-10，再磨细度控制在-0.030mm占80％，得到的再磨产品进入铜硫分离粗选作业；按混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿的干重计，每吨混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿添加1000-1500g石灰和300-600g次氯酸钙；

S6、铜硫分离粗选作业：添加Z-200搅拌2分钟后，进行铜硫分离，所得的铜粗精矿(泡沫产品)进入铜精选作业，尾矿进入铜硫分离扫选作业；按参与铜硫分离粗选作业的矿物的干重计，每吨矿物添加5-10g Z-200；

S7、铜硫分离扫选作业：对步骤S6中得到的尾矿进行四次铜硫分离扫选，四次铜硫分离扫选中均加入石灰和捕收剂Z-200；第一次铜硫分离扫选所得精矿返回至铜硫分离粗选作业，后三次铜硫分离扫选作业所得精矿返回进入上一次铜硫分离扫选作业中；每次铜硫分离扫选所得尾矿进入下一次铜硫分离扫选，最后一次铜硫分离扫选得到的尾矿为硫精矿；按参与每次铜硫分离扫选的矿物的干重计，四次铜硫分离扫选中，石灰的添加量分别为每吨矿物添加石灰200g、200g、100g、100g，Z-200的添加量均为每吨矿物添加3-6g Z-200；

铜精选作业：进行两次铜精选作业，第一次铜精选作业中得到的尾矿返回进入铜硫分离粗选作业，得到的精矿进入第二次铜精选作业；第二次铜精选作业得到的精矿(泡沫产品)为铜精矿二，得到的尾矿返回进入第一次铜精选作业；两次铜精选作业中均加入次氯酸钙，第一次铜精选作业中，按参与第一次铜精选作业的矿物的干重计，每吨矿物加入次氯酸钙200g；第二次铜精选作业中，按参与第二次铜精选作业的矿物的干重计，每吨矿物加入次氯酸钙100g。

图1中，a表示丁基黄药，b表示松醇油，c表示Z-200，d表示工业石灰，e表示次氯酸钠，A表示原矿，B表示铜精矿一，C表示铜精矿二，D表示硫精矿，E表示全硫混浮尾矿。

实施例2

本实施例将进一步通过实验证明实施例1所述方法的性能。

某金铜矿床为高硫型金铜矿，属于火山喷发产生的高硫浅成热液金铜矿床，矿体类型主要为含铜黄铁矿型，铜矿物主要有铜蓝，其次是硫砷铜矿，少量的辉铜矿、黄铜矿及斑铜矿；矿石中脉石矿物有石英、钾长石、绿泥石、明矾石、云母等。伴生金主要赋存在硫化矿物中，分布比较分散，裸露金占15％左右，硫化铜矿物中金占25％左右，黄铁矿中金占50％左右。

采用该矿区两个矿体的不同矿样进行试验对比，实验1使用的原矿含Cu 7.03％，Au3.74g/t，S20.22％；实验2使用的原矿含Cu 6.72％，Au3.81g/t，S19.65％。

实验1

原矿经破碎后与水按重量比2：1比例给入磨机内进行磨矿，经磨矿至产品细度为-0.074mm占70％，矿浆pH值5-7；添加丁基黄药为80g/t和松醇油15g/t，进行全硫混浮粗选，得到的精矿(泡沫产品)进行一次空白精选，获得混浮精矿，得到的尾矿添加丁基黄药为40g/t和松醇油5g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行全硫混浮扫选一。全硫混浮扫选一所得精矿(泡沫产品)返回上一循环作业，所得尾矿添加丁基黄药20g/t和松醇油5g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行全硫混浮扫选二。全硫混浮扫选二所得精矿(泡沫产品)返回上一循环作业，所得尾矿为全硫混浮尾矿。混浮精矿添加石灰1500g/t和次氯酸钙500g/t，搅拌3分钟，调整矿浆pH值为9-10，再添加Z-200为5g/t，搅拌2分钟进行混浮精矿铜快浮，得到精矿(泡沫产品B)为铜精矿一，得到的尾矿添加石灰1500g/t和次氯酸钙600g/t进行再磨作业，再磨细度控制在-0.030mm占80％。矿浆pH值控制在9-10，添加Z-200为5g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离粗选作业，铜粗精矿(泡沫产品)进入铜精选作业，铜硫分离粗选尾矿进入四次铜硫分离扫选作业。四次铜硫分离扫选作业中分别添加石灰200g/t、200g/t、100g/t、100g/t，再添加Z-200 3g/t，每次铜硫分离扫选所得精矿按顺序返回到上一循环作业，最后一次铜硫分离扫选所得尾矿为硫精矿；铜粗精矿进入两次精选作业，分别添加次氯酸钙200g/t、100g/t进行两次铜精选，铜精选二精矿(泡沫产品)为铜精矿二，精选尾矿顺序返回到上一循环作业。

实验2

原矿经破碎后与水按重量比2：1比例给入磨机内进行磨矿，经磨矿至产品细度为-0.074mm占70％，矿浆pH值5-7；添加丁基黄药为100g/t和松醇油30g/t，进行全硫混浮粗选，得到的精矿(泡沫产品)进行一次空白精选，获得混浮精矿，得到的尾矿添加丁基黄药为50g/t和松醇油10g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行全硫混浮扫选一。全硫混浮扫选一所得精矿(泡沫产品)返回上一循环作业，所得尾矿添加丁基黄药40g/t和松醇油10g/t，分别搅拌2分钟、1分钟后进行全硫混浮扫选二。全硫混浮扫选二所得精矿(泡沫产品)返回上一循环作业，所得尾矿为全硫混浮尾矿。混浮精矿添加石灰3000g/t和次氯酸钙1000g/t，搅拌3分钟，调整矿浆pH值为9-10，再添加Z-200为10g/t，搅拌2分钟进行混浮精矿铜快浮，得到精矿(泡沫产品B)为铜精矿一，得到的尾矿添加石灰1000g/t和次氯酸钙300g/t进行再磨作业，再磨细度控制在-0.030mm占80％。矿浆pH值控制在9-10，添加Z-200为10g/t，搅拌2分钟后，进行铜硫分离粗选作业，铜粗精矿(泡沫产品)进入铜精选作业，铜硫分离粗选尾矿进入四次铜硫分离扫选作业。四次铜硫分离扫选作业中分别添加石灰200g/t、200g/t、100g/t、100g/t，再添加Z-200 6g/t，每次铜硫分离扫选所得精矿按顺序返回到上一循环作业，最后一次铜硫分离扫选所得尾矿为硫精矿；铜粗精矿进入两次精选作业，分别添加次氯酸钙200g/t、100g/t进行两次铜精选，铜精选二精矿(泡沫产品)为铜精矿二，精选尾矿顺序返回到上一循环作业。

实验1和实验2具体的工艺指标见表1。

表1

由表1可以看出，实验1的原矿含Cu 7.03％，Au3.74g/t，S20.22％，获得铜精矿一含铜22.45％，含金7.29g/t，含硫40.40％，铜回收率56.21％，金回收率34.28％，硫回收率35.15％；铜精矿二含铜24.73％，含金9.33g/t，含硫38.50％，铜回收率40.09％，金回收率28.41％。硫回收率21.69％；铜综合回收率96.30％，铜精矿中金回收率62.68％，硫回收率56.84％；硫精矿含铜1.13％，含金6.30g/t，含硫39.23％，硫精矿中金回收率31.44％，硫回收率36.23％；伴生金总回收率94.12％。

实验2的原矿含Cu 6.72％，Au3.81g/t，S19.65％，获得铜精矿1含铜23.71％，含金8.34g/t，含硫39.96％，铜回收率57.58％，金回收率35.73％，硫回收率33.18％；铜精矿2含铜26.32％，含金10.64g/t，含硫38.43％，铜回收率38.62％，金回收率27.54％。硫回收率19.28％；铜综合回收率96.20％，铜精矿中金回收率63.27％，硫回收率52.47％；硫精矿含铜1.06％，含金6.08g/t，含硫40.64％，硫精矿中金回收率30.87％，硫回收率39.99％,伴生金总回收率94.14％。

对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims

1.一种高效回收高硫型金铜矿石的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：

混浮精矿铜快浮作业：将参与混浮精矿铜快浮作业的矿物给入浮选机内，在浮选机内添加石灰以及氧化剂次氯酸钙，搅拌，再添加捕收剂Z-200，搅拌，然后进行混浮精矿铜快浮，得到的精矿为铜精矿一，得到的尾矿进入再磨作业；按参与混浮精矿铜快浮作业的矿物的干重计，每吨矿物添加1500-3000g石灰，500-1000g氧化剂次氯酸钙，和5-10g捕收剂Z-200；

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，所述原矿与水的比例为2：1。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，按参与全硫混浮粗选的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加80-100g丁基黄药和15-30g松醇油。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3的全硫混浮扫选一作业中，按参与全硫混浮扫选一作业的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加40-50g丁基黄药和5-10g松醇油。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4的全硫混浮扫选二作业中，按参与全硫混浮扫选二作业的矿物的干重计，丁基黄药和松醇油的用量分别为每吨矿物添加20-40g丁基黄药和5-10g松醇油。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5的再磨作业中，按混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿的干重计，每吨混浮精矿铜快浮作业得到的尾矿添加1000-1500g石灰和300-600g次氯酸钙。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6的铜硫分离粗选作业中，按参与铜硫分离粗选作业的矿物的干重计，每吨矿物添加5-10g Z-200。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S7的铜硫分离扫选作业中，按参与每次铜硫分离扫选的矿物的干重计，四次铜硫分离扫选中，石灰的添加量分别为每吨矿物添加石灰200g、200g、100g、100g，Z-200的添加量均为每吨矿物添加3-6g Z-200。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S7的铜精选作业，在第一次铜精选作业中，按参与第一次铜精选作业的矿物的干重计，每吨矿物加入次氯酸钙200g；第二次铜精选作业中，按参与第二次铜精选作业的矿物的干重计，每吨矿物加入次氯酸钙100g。