CN110560252A - 一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种用于铜精矿提质的分级预选‑搅拌磨‑浮选新工艺，该工艺以浮选铜精矿为原料，包括浓缩脱药、分级预选、搅拌磨矿及铜浮选步骤。本发明通过浓缩脱除铜精矿矿浆中残余的大部分选矿药剂，根据铜精矿粒度细且铜在细粒级中富集的特点，通过旋流器分级预先分离得到细粒级高品位铜精矿，沉砂进行再磨再选，实现杂质矿物与铜矿物的有效分离，从而实现铜精矿品位提高的目的。本发明旨在开发简洁有效的铜精矿提质选矿工艺，对提高铜精矿销售价格及降低运输成本有重要意义。本发明具有流程简单、指标稳定、提质效果显著的特点，有利于在相似矿山推广应用。

Description

一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺

技术领域

本发明涉及有色金属选矿工艺领域，具体涉及一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺。

技术背景

提高冶炼用铜精矿品位有利于降低运输成本、降低原材料及动力消耗、降低能耗、节约建设投资成本等，对降低铜冶炼成本、提高铜冶炼回收率具有重要意义。因此，铜冶炼厂一般要求铜矿山产出较高品位的铜精矿。

以某斑岩型铜矿为例，选矿厂为了产出高品位的铜精矿，最常用的手段是增加石灰等抑制剂的用量，该方法虽然可提高铜精矿产出品位，但对矿石中伴生的钼、金、银等稀贵伴生元素的综合回收不利。生产实践证明，石灰用量增大，会显著抑制钼、金、银等伴生元素的捕收，导致回收率降低。为了解决铜精矿品位与伴生元素回收的矛盾问题，提出了合理降低选矿厂产出的铜精矿品位，提高铜精矿中伴生元素的回收率，然后进行铜钼分离，显著提高钼回收率，铜钼分离后再把铜精矿品位提高到25％以上的工艺，既满足铜冶炼要求，又可提高资源的综合利用效率。

本发明流程短、操作简单、指标稳定、成本低的优势，可以实现较低品位铜精矿经过选矿后提高铜品位，为“降低铜精矿品位，提高伴生元素回收率”工艺方案的提供技术支撑，对提高矿山经济效益及资源综合利用水平具有重要意义，在同类矿山具有一定的推广价值。

发明内容

为了解决铜精矿品位提质的技术问题，为矿山选矿工艺优化提供技术支撑，本发明提供了一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺。通过分级预选，提前分离出品位高、粒度细、已单体解离的细粒级铜精矿，大幅降低磨浮处理量；粗粒级沉砂采用搅拌磨进行磨矿，与常规球磨相比，搅拌磨的能耗与钢耗更低，能够降低磨矿成本；粗粒连生体通过磨矿进一步解离，通过浮选使铜矿物与黄铁矿及脉石矿物进一步分离，实现铜精矿品位的提高。

为了实现以上技术目标，本公开实施例公开了一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺，该工艺利用铜精矿中铜在细粒级中富集的分布特点，采用水力旋流器进行分级预选，提前分离出细粒级高品位铜精矿，降低后续磨浮处理量，先实现铜钼分离，再把铜精矿品位提高到25％以上。

进一步，具体实施方案包括以下步骤：

该工艺具体包括以下步骤：

S1)浓缩脱药：浮选铜精矿进行浓缩脱水，以达到脱药目的；

S2)搅拌调浆：浓缩脱药后的铜精矿加水搅拌调浆，以满足旋流器分级要求；

S3)分级预选：调浆后的铜精矿给入到旋流器进行分级预选，得到分级溢流与沉砂，其中，溢流产品即为细粒级铜精矿；

S4)搅拌磨矿：分级沉砂给入搅拌磨机中进行磨矿；

S5)浮选：搅拌磨机排矿给入铜浮选作业，浮选工艺分为粗选、扫选作业，浮选药剂分步添加，最终得到浮选铜精矿及尾矿；浮选铜精矿与细粒级铜精矿作为提质后的高品位铜精矿。(上述步骤顺序不可调整顺序)。

根据本公开实施例，所述S1)中浮选铜精矿中的金属矿物为黄铜矿和黄铁矿，脉石矿物包含有绢云母、石英、白云石及方解石；浮选铜精矿中铜品位小于25％wt。

根据本公开实施例，所述S1)中浮选铜精矿中的细度为-0.038mm粒级占质量比为30％～60％wt。

根据本公开实施例，所述S1)中浮选铜精矿矿浆浓度为30％～45％；浮选铜精矿浓缩脱水后的浓度大于50％。

根据本公开实施例，所述S2)中调浆后的矿浆浓度为20％～40％wt。

根据本公开实施例，所述S3)中采用直径为Φ150mm～Φ250mm、锥角为7°～11°的水力旋流器进行分级预选作业，分级压力为0.10MPa～0.20MPa。

根据本公开实施例，所述S4)中采用立式搅拌磨机对旋流器沉砂进行磨矿，磨矿细度为-0.038mm含量不小于50％，且具有粒度越细，铜品位越高的分布规律特征。

根据本公开实施例，所述S5)中所述的浮选过程中，调整剂为石灰，捕收剂为丁铵黑药与丁基黄药，起泡剂为BK204。

根据本公开实施例，所述的浮选过程中，石灰添加到搅拌磨机中，用量为1500～2500g/t；粗选作业中丁铵黑药用量为18～25g/t，丁基黄药用量为5～10g/t；扫选作业中丁铵黑药用量为5～10g/t，丁基黄药用量为10～15g/t，BK204用量为10～20g/t。

根据本公开实施例，所述的混合后的高品位铜精矿与处理前相比铜品位提高三个百分点以上。

本发明的技术优势在于：

(1)充分利用铜精矿中铜在细粒级中富集的分布特点，采用水力旋流器进行分级预选，提前分离出细粒级高品位铜精矿，降低后续磨浮处理量，显著降低了选矿处理成本。

(2)磨矿作业采用搅拌磨，相比传统球磨工艺，具有能耗低，钢耗低，磨矿效率高等技术优势，有利于降低磨矿成本。

(3)浮选工艺简单，流程短，操作简单，浮选指标较好且稳定，选用常规浮选药剂，整体浮选成本低。

附图说明

图1为本发明用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选的工艺的流程图。

图2为采用本发明工艺的实施例1和2的具体选矿工艺流程图。

具体实施方式

为方便理解本发明的具体内涵，下面结合附图和具体实施例对本发明作详细、全面的说明。专利保护范围不局限于下述实施例。

除非另有定义，下文中所使用的专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语仅为了描述具体实施例的目的，并不具有限制本发明保护范围的作用。

除非有特别说明，本发明中所使用的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。

如图1所示，本公开实施例公开了一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺，具体实施方案包括以下步骤：

该工艺具体包括以下步骤：

S1)浓缩脱药：浮选铜精矿进行浓缩脱水，以达到脱药目的；

S2)搅拌调浆：浓缩脱药后的铜精矿加水搅拌调浆，以满足旋流器分级要求；

S3)分级预选：调浆后的铜精矿给入到旋流器进行分级预选，得到分级溢流与沉砂，其中，溢流产品即为细粒级铜精矿；

S4)搅拌磨矿：分级沉砂给入搅拌磨机中进行磨矿；

S5)浮选：搅拌磨机排矿给入铜浮选作业，浮选工艺分为粗选、扫选作业，浮选药剂分步添加，最终得到浮选铜精矿及尾矿；浮选铜精矿与细粒级铜精矿作为提质后的高品位铜精矿。(上述步骤顺序不可调整顺序)。

根据本公开实施例，所述S1)中浮选铜精矿中，金属矿物为黄铜矿和黄铁矿，脉石矿物包含有绢云母、石英、白云石及方解石；浮选铜精矿中铜品位小于25％wt。

根据本公开实施例，所述S1)中浮选铜精矿中的细度为-0.038mm粒级含量为30％～60％wt。

根据本公开实施例，所述S1)中浮选铜精矿矿浆浓度为30％～45％wt；浮选铜精矿浓缩脱水后的浓度大于50％wt。

根据本公开实施例，所述S2)中调浆后的矿浆浓度为20％～40％wt。

根据本公开实施例，所述S3)中采用直径为Φ150mm～Φ250mm、锥角为7°～11°的水力旋流器进行分级预选作业，分级压力为0.10MPa～0.20MPa。

根据本公开实施例，所述S4)中采用立式搅拌磨机对旋流器沉砂进行磨矿，磨矿细度为-0.038mm含量不小于50％，且具有粒度越细，铜品位越高的分布规律特征。

根据本公开实施例，所述S5)中所述的浮选过程中，调整剂为石灰，捕收剂为丁铵黑药与丁基黄药，起泡剂为BK204。

根据本公开实施例，所述的浮选过程中，石灰添加到搅拌磨机中，用量为1500～2500g/t；粗选作业中丁铵黑药用量为18～25g/t，丁基黄药用量为5～10g/t；扫选作业中丁铵黑药用量为5～10g/t，丁基黄药用量为10～15g/t，BK204用量为10～20g/t。

根据本公开实施例，所述的混合后的高品位铜精矿与处理前相比铜品位提高三个百分点以上。

实施例1：

本实施例中的铜精矿中铜品位为21.06％，伴生金、银含量分别为4.16g/t、42.30g/t，铜矿物主要为黄铜矿，杂质矿物以黄铁矿为主，另有少量脉石矿物，细度为-0.038mm含量约占54.36％。采用本发明工艺的具体步骤如下：

(1)工业试验取现场铜钼分离后的浮选铜精矿矿浆，矿浆浓度为42.50％，采用Φ30m浓密机进行浓缩脱水脱药，浓密机底流浓度为65.40％。

(2)浓密机底流加水搅拌调浆，矿浆浓度调整为28％。

(3)铜精矿矿浆调浆后用泵给入到Φ150mm水力旋流器进行分级预选，分级压力为0.12MPa，得到细粒铜精矿及沉砂。

(4)旋流器沉砂给入到立式搅拌磨机中进行磨矿，排矿细度为-0.038mm粒级含量为58.20％。

(5)搅拌磨机排矿加水调节浓度至30％后，进行浮选分离作业，浮选采用一次粗选、一次扫选、扫选精矿返回磨矿的工艺，详细步骤如下：

①在搅拌磨机中添加8％浓度的石灰乳，CaO用量2200g/t；

②在浮选粗选作业中添加丁铵黑药21g/t、丁基黄药7g/t；

③在浮选扫选作业中添加丁铵黑药8g/t、丁基黄药12g/t、BK20410g/t；

实施例1试验结果见表1。

表1实施例1试验结果

实施例2：

本实施例中的铜精矿中铜品位为24.14％，伴生金、银含量分别为3.42g/t、36.90g/t，铜矿物主要为黄铜矿，杂质矿物以黄铁矿为主，另有少量脉石矿物，细度为-0.038mm含量约占56.07％。采用本发明工艺的具体步骤如下：

(1)工业试验取现场铜钼分离后的浮选铜精矿矿浆，矿浆浓度为44.25％，采用Φ30m浓密机进行浓缩脱水脱药，浓密机底流浓度为67.20％。

(2)浓密机底流加水搅拌调浆，矿浆浓度调整为28％。

(3)铜精矿矿浆调浆后用泵给入到Φ150mm水力旋流器进行分级预选，分级压力为0.12MPa，得到细粒铜精矿及沉砂。

(4)旋流器沉砂给入到立式搅拌磨机中进行磨矿，排矿细度为-0.038mm粒级含量为56.90％。

(5)搅拌磨机排矿加水调节浓度至30％后，进行浮选分离作业，浮选采用一次粗选、一次扫选、扫选精矿返回磨矿的工艺，详细步骤如下：

①在搅拌磨机中添加8％浓度的石灰乳，CaO用量2000g/t；

②在浮选粗选作业中添加丁铵黑药24g/t、丁基黄药8g/t；

③在浮选扫选作业中添加丁铵黑药10g/t、丁基黄药12g/t、BK204 10g/t；

实施例2试验结果见表2。

表2实施例2试验结果

从两个实施例的选矿指标可以看出，本发明对不同品位的铜精矿的提质效果均较为理想，铜精矿品位可稳定提高3个百分点以上；同时，铜精矿中伴生金、银的回收率较高，分别达到99.10％及98.60％以上。

以上实施例所述仅为本发明较佳的实施方式，并非对本发明作任何形式限制，凡是根据本发明技术实质对上述实施方式进行简单修改、等同变化及修饰，均在本发明技术方案保护范围内。

Claims (10)

1.一种用于铜精矿提质的分级预选-搅拌磨-浮选新工艺，其特征在于，该工艺利用铜精矿中铜在细粒级中富集的分布特点，采用水力旋流器进行分级预选，提前分离出细粒级高品位铜精矿，降低后续磨浮处理量，先实现铜钼分离，再把铜精矿品位提高到25％以上。

2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，该工艺具体包括以下步骤：

S1)浓缩脱药：浮选铜精矿进行浓缩脱水，以达到脱药目的；

S2)搅拌调浆：浓缩脱药后的铜精矿加水搅拌调浆，以满足旋流器分级要求；

S3)分级预选：调浆后的铜精矿给入到旋流器进行分级预选，得到分级溢流与沉砂，其中，溢流的产品即为细粒级铜精矿；

S4)搅拌磨矿：分级沉砂给入搅拌磨机中进行磨矿；

S5)浮选：搅拌磨机排矿给入铜浮选作业，浮选工艺分为粗选、扫选作业，浮选药剂分步添加，最终得到浮选铜精矿及尾矿；浮选铜精矿与细粒级铜精矿作为提质后的高品位铜精矿。

3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述S1)中浮选铜精矿中的金属矿物为黄铜矿和黄铁矿，脉石矿物包含有绢云母、石英、白云石及方解石；浮选铜精矿中铜品位小于25％。

4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述S1)中浮选铜精矿的细度为-0.038mm粒级的质量分数为30％～60％；中浮选铜精矿矿浆浓度为30％～45％wt；浮选铜精矿浓缩脱水后的浓度大于50％wt。

5.根据权利要求1所述的工艺方法，其特征在于：所述S2)中调浆后的矿浆浓度为20％～40％wt。

6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述S3)中采用直径为Φ150mm～Φ250mm、锥角为7°～11°的水力旋流器进行分级预选作业，分级压力为0.10MPa～0.20MPa。

7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述S4)中采用立式搅拌磨机对旋流器沉砂进行磨矿，磨矿细度为-0.038mm质量占比不小于50％wt。

8.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述S5)中所述的浮选过程中，调整剂为石灰，捕收剂为丁铵黑药与丁基黄药，起泡剂为BK204。

9.根据权利要求8所述的工艺，其特征在于：所述的浮选过程中，石灰添加到搅拌磨机中，用量为1500～2500g/t；粗选作业中丁铵黑药用量为18～25g/t，丁基黄药用量为5～10g/t；扫选作业中丁铵黑药用量为5～10g/t，丁基黄药用量为10～15g/t，BK204用量为10～20g/t。

10.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述的高品位铜精矿与处理前相比铜品位提高三个百分点以上。