CN112221719A - 一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，包括步骤：磨矿、异步粗选一、异步粗选二、异步粗选三、混浮粗精矿细磨作业、精选一作业、精扫选作业、精选二作业和精选三作业。本发明适应性强、绿色环保、对低品位铜硫伴生金矿石综合回收效果好。

Description

一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，涉及一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，特别适合低硫低铜伴生金矿石综合回收。
背景技术
随着时代的进步、科技的发展，矿产资源的需求逐年增加，矿产品高强度的开发，导致单一矿石、富矿石濒临枯竭；贫杂细及伴生矿资源的选矿利用日益重要。铜矿及金银贵金属矿资源利用方面同样面临这样的问题，单一、易处理铜(金)矿石逐渐减少，低品位、嵌布关系复杂的铜金硫伴生矿石逐渐成为当前铜(金)综合回收的主要原料之一。此类矿物铜金品位低，金与铜矿物、硫化铁矿物之间的嵌布关系复杂，常见黄铁矿包裹金，导致铜(金)精矿中金回收率低，金的资源综合利用率低。
对此类低品位含金铜硫矿石，硫化铜矿的回收主要以浮选法为主，传统的选别工艺多以优先浮选工艺与混合浮选再分离工艺为主。但采用常规的优先浮选工艺或混合浮选再分离工艺，以强压强拉或强拉强压方式选别该类型铜矿石，药剂消耗通常较高，选矿指标差，尤其是金的回收率低，资源综合利用率低。要想获得较好选矿指标，应在传统的工艺流程上进行优化改进，通过流程结构与药剂参数的优化，提高伴生金回收率。
因此，开发一种选别效果好、适应性强的选矿工艺，将有助于提高铜及伴生金回收率。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，适应性强、绿色环保、对低品位铜硫伴生金矿石综合回收效果好。
为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，包括以下步骤：
S1、磨矿：将破碎的原矿石与水混合给入磨机内进行磨矿，按每吨原矿石计，添加氧化钙500g/t，矿浆pH值为9；
S2、异步粗选一：将步骤S1中磨好的矿浆加入挂槽浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为40g/t和20g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为10g/t，搅拌后进行异步粗选一，所得精矿即为粗精矿一，所得尾矿进入异步粗选二作业；
S3、异步粗选二：异步粗选一所得尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并在异步粗选二浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为20g/t和10g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为5g/t，搅拌后进行异步粗选二，所得精矿即为粗精矿二，所得尾矿进入异步粗选三作业；
S4、异步粗选三：异步粗选二所得尾矿进入异步粗选三浮选槽中，并在异步粗选三浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为10g/t和5g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为2.5g/t；搅拌后进行异步粗选三，所得精矿即为粗精矿三，所得尾矿为浮选尾矿；
S5、将粗精矿一、粗精矿二和粗精矿三合并为混浮粗精矿并进入细磨作业；
S6、混浮粗精矿细磨作业：
将步骤S5中的混浮粗精矿加入磨机内，并在磨机内添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为150g/t，矿浆pH值调整至9.5，得到的细磨产品进入精选一作业；
S7、精选一作业：将步骤S6得到的细磨产品加入精选一浮选槽中，并在精选一浮选槽中添加分散剂水玻璃，按每吨原矿石计，水玻璃的用量为500g/t；搅拌后进行精选一，所得泡沫产品进入精选二作业，所得尾矿进入精扫选作业；
S8、精扫选作业：添加捕收剂Z-200，按每吨原矿石计，Z-200的用量为5g/t，搅拌后，进行精扫选作业，所得泡沫产品返回到混浮粗精矿细磨作业，所得尾矿返回到异步粗选一作业；
S9、精选二作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为60g/t，搅拌后，进行精选二作业，所得泡沫产品进入精选三作业，所得尾矿返回到混浮粗精矿细磨作业；
S10、精选三作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为50g/t；搅拌后，进行精选三作业，所得泡沫产品即铜精矿，所得尾矿返回到精选二作业。
进一步地，步骤S1中，原矿石破碎至粒度2mm或以下。
进一步地，步骤S1中，破碎的原矿石和水的质量比为2∶1。
进一步地，步骤S1中，磨矿至产品细度为粒度-0.075mm的部分占总质量的60％。
进一步地，步骤S6中，产品细度控制在粒度-0.038mm的部分占总质量的65％。
本发明的有益效果在于：
(1)低碱矿浆环境降低了石灰用量，改善了金浮选活性，加强了对裸露金的回收效果，同时降低了对铜硫连生体的抑制作用，实现了提高铜金回收率的目的，降低药剂成本。
(2)精扫选尾矿返回粗选循环，有利于提高粗选铜金回收率。
(3)精选二尾矿与精扫选尾矿返回磨机细磨，有利于增加目的矿物解离度，尤其有利于黄铁矿包裹金暴露出来，对金回收率的提高有显著效果。
(4)分散剂水玻璃的添加有利于矿泥分散，避免精选过程中矿恶性循环累积现象发生，随着精扫选尾矿返回粗选，残余分散剂可以改善粗选矿浆环境。
附图说明
图1为本发明实施例1的方法流程示意图。
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
某低品位铜硫伴生金矿石，铜矿物主要为黄铜矿，含有少量的斑铜矿；矿石中脉石矿物有石英、钾长石、绿泥石、明矾石、云母等。伴生金主要为单体金与连生金，约占总金的60％，铜矿物载金，约占总金13％；黄铁矿载金约占总金9％，脉石矿物载金约占总金18％。本实施例使用的原矿含Cu 0.48％，Au0.45g/t。
图1为本实施例的方法流程图，其中有：
a：氧化钙；b：戊基黄药；c：丁铵黑药；d：松醇油；e：水玻璃；f：次氯酸钙；g：Z-200；A：原矿；B：铜精矿；C：尾矿。
如图1所示，具体实施步骤如下：
将破碎至2mm以下的原矿石与水按重量比2∶1比例混合给入磨机内进行磨矿，添加氧化钙500g/t，磨矿至产品细度为-0.075mm占60％，矿浆pH值9。将磨好的矿浆加入挂槽浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁铵黑药，用量分别为40g/t、20g/t，搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油，用量为10g/t，搅拌1分钟后进行异步粗选一，精矿(泡沫产品)即为粗精矿一，尾矿进入异步粗选二作业；
异步粗选一尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并添加捕收剂戊基黄药与丁铵黑药，用量分别为20g/t、10g/t，搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油，用量为5g/t，搅拌1分钟后进行异步粗选二，精矿(泡沫产品)即为粗精矿二，尾矿进入异步粗选三作业；
异步粗选二尾矿进入异步粗选三浮选槽中，添加捕收剂戊基黄药与丁铵黑药，用量分别为10g/t、5g/t，搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油，用量为2.5g/t，搅拌1分钟后进行异步粗选三，精矿(泡沫产品)即为粗精矿三，异步粗选三尾矿为浮选尾矿，粗精矿一、粗精矿二、粗精矿三合并为混浮粗精矿，进入磨机内进行细磨作业。在磨机内添加次氯酸钙，用量为150g/t，矿浆pH值调整至9.5，产品细度控制在-0.038mm占65％，细磨产品进入精选一作业；
将细磨产品加入浮选槽，添加分散剂水玻璃，用量为500g/t，搅拌3分钟后进行精选一作业，泡沫产品进入精选二作业，尾矿进入精扫选作业；
精选一尾矿进入精选二浮选槽内，在精选二浮选槽内添加捕收剂Z-200，用量5g/t，搅拌2分钟后，进行精扫选作业，泡沫产品返回到混浮粗精矿细磨作业，尾矿返回到异步粗选一作业；
精选一所得泡沫产品进入精选二浮选槽内，精选二浮选槽内添加次氯酸钙，用量60g/t，搅拌2分钟后，进行精选二作业，泡沫产品进入精选三作业，尾矿返回到混浮粗精矿细磨作业；
精选二所得泡沫产品进入精选三浮选槽内，精选三浮选槽内添加次氯酸钙，用量50g/t，搅拌2分钟后，进行精选三作业，泡沫产品即铜精矿，尾矿返回到精选二作业。
实施例2
本实施例和实施例1基本相同，主要区别在于，本实施例使用的原矿含Cu 0.51％，Au0.48g/t。
实施例3
本实施例和实施例1基本相同，主要区别在于，本实施例使用的原矿含Cu 0.56％，Au0.53g/t。
实施例1、实施例2、实施例3具体的工艺实验指标如表1所示。
表1
Figure BDA0002735766290000071
对比例1
某低品位铜硫伴生金矿石，铜矿物主要为黄铜矿，含有少量的斑铜矿；矿石中脉石矿物有石英、钾长石、绿泥石、明矾石、云母等。伴生金主要为单体金与连生金，约占总金的60％，铜矿物载金，约占总金13％；黄铁矿载金约占总金9％，脉石矿物载金约占总金18％。
原生产工艺采用高碱条件下异步粗选抛尾——异步粗选精矿细磨精选——精扫选尾矿直接抛尾的工艺流程综合回收铜金。原生产工艺实验指标如表1所示。
表2
Figure BDA0002735766290000072
Figure BDA0002735766290000081
根据表1和表2的对比可知，相对于现有技术，采用本实施例的工艺回收铜金，不同原矿石铜金回收率均有所提高，尤其是金回收率提高幅度比较大。
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 (5)

1.一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、磨矿：将破碎的原矿石与水混合给入磨机内进行磨矿，按每吨原矿石计，添加氧化钙500g/t，矿浆pH值为9；
S2、异步粗选一：将步骤S1中磨好的矿浆加入浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为40g/t和20g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为10g/t，再次搅拌后进行异步粗选一，所得精矿即为粗精矿一，所得尾矿进入异步粗选二作业；
S3、异步粗选二：异步粗选一所得尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并在异步粗选二浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为20g/t和10g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为5g/t，搅拌后进行异步粗选二，所得精矿即为粗精矿二，所得尾矿进入异步粗选三作业；
S4、异步粗选三：异步粗选二所得尾矿进入异步粗选三浮选槽中，并在异步粗选三浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为10g/t和5g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为2.5g/t；搅拌后进行异步粗选三，所得精矿即为粗精矿三，所得尾矿为浮选尾矿；
S5、将粗精矿一、粗精矿二和粗精矿三合并为混浮粗精矿并进入细磨作业；
S6、混浮粗精矿细磨作业：
将步骤S5中的混浮粗精矿加入磨机内，并在磨机内添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为150g/t，矿浆pH值调整至9.5，得到的细磨产品进入精选一作业；
S7、精选一作业：将步骤S6得到的细磨产品加入精选一浮选槽中，并在精选一浮选槽中添加分散剂水玻璃，按每吨原矿石计，水玻璃的用量为500g/t；搅拌后进行精选一，所得泡沫产品进入精选二作业，所得尾矿进入精扫选作业；
S8、精扫选作业：添加捕收剂Z-200，按每吨原矿石计，Z-200的用量为5g/t，搅拌后，进行精扫选作业，所得泡沫产品返回到混浮粗精矿细磨作业，所得尾矿返回到异步粗选一作业；
S9、精选二作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为60g/t，搅拌后，进行精选二作业，所得泡沫产品进入精选三作业，所得尾矿返回到混浮粗精矿细磨作业；
S10、精选三作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为50g/t；搅拌后，进行精选三作业，所得泡沫产品即铜精矿，所得尾矿返回到精选二作业。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，原矿石破碎至粒度2mm或以下。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，破碎的原矿石和水的质量比为2∶1。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，磨矿至产品细度为粒度-0.075mm的部分占总质量的60％。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，产品细度控制在粒度-0.038mm的部分占总质量的65％。
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Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113617515A (zh) * 2021-08-11 2021-11-09 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE575908C (de) * 1928-05-01 1933-05-04 American Cyanamid Co Verfahren zur Schaumschwimmaufbereitung von Kupfer-, Gold-, Silbererzen
CN102600990A (zh) * 2012-03-14 2012-07-25 安徽金联地矿科技有限公司 一种提高黄铜矿中金银回收率的方法
CN102744159A (zh) * 2012-06-14 2012-10-24 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 一种提高硫化铜矿石选矿指标的浮选方法
CN102794234A (zh) * 2012-09-12 2012-11-28 长春黄金研究院 一种低碱度条件下铜硫有效分离的复合抑制剂
CN103170409A (zh) * 2013-03-25 2013-06-26 江西铜业股份有限公司 一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法
CN105268559A (zh) * 2015-11-17 2016-01-27 紫金矿业集团股份有限公司 低品位硫化铜矿的选矿方法
CN109365137A (zh) * 2018-08-30 2019-02-22 西北矿冶研究院 一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法
CN110787911A (zh) * 2019-11-28 2020-02-14 昆明理工大学 一种低品位铜矿石及其伴生金银的浮选方法

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE575908C (de) * 1928-05-01 1933-05-04 American Cyanamid Co Verfahren zur Schaumschwimmaufbereitung von Kupfer-, Gold-, Silbererzen
CN102600990A (zh) * 2012-03-14 2012-07-25 安徽金联地矿科技有限公司 一种提高黄铜矿中金银回收率的方法
CN102744159A (zh) * 2012-06-14 2012-10-24 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 一种提高硫化铜矿石选矿指标的浮选方法
CN102794234A (zh) * 2012-09-12 2012-11-28 长春黄金研究院 一种低碱度条件下铜硫有效分离的复合抑制剂
CN103170409A (zh) * 2013-03-25 2013-06-26 江西铜业股份有限公司 一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法
CN105268559A (zh) * 2015-11-17 2016-01-27 紫金矿业集团股份有限公司 低品位硫化铜矿的选矿方法
CN109365137A (zh) * 2018-08-30 2019-02-22 西北矿冶研究院 一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法
CN110787911A (zh) * 2019-11-28 2020-02-14 昆明理工大学 一种低品位铜矿石及其伴生金银的浮选方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
张铃 等: "铜矿中伴生金银综合回收研究进展", 《贵金属》 *
田祎兰 等: "某铜矿伴生金银综合回收试验", 《武汉工程大学学报》 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113617515A (zh) * 2021-08-11 2021-11-09 紫金矿业集团股份有限公司 一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用

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