权利要求
1.硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法,其特征在于包括如下步骤:
步骤一,粉碎、磨矿分级
将硫化铜矿石粉碎后磨至粒度-0.074mm质量百分含量占50%-90%;
步骤二,调浆并调节矿浆pH
调浆,并控制矿浆质量浓度为33%,加入调整剂,使得矿浆pH为8-10;
步骤三,对脉石矿物进行选择性抑制
向步骤二的矿浆中加入羧甲基纤维素钠或糊精500-1000g/t作为有机抑制剂,并搅拌10-30min;
步骤四,浮选
经步骤三处理后的矿浆给入浮选机,然后进行一次粗选,三次精选和三次扫选的浮选流程,其中一次粗选产生的粗精矿在进行一次精选时产生的尾矿与一次粗选的尾矿在进行第三次扫选时产生的精矿合并共同进行第二次精选,第三次精选产生的铜精矿与第一次精选产生的铜精矿合并为最终的铜精矿产品。
2.根据权利要求1所述的硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法,其特征在于所述的步骤二中的调整剂为氧化钙、硫化钠、硫酸铵和碳酸钠中的一种或多种。
说明书
技术领域
本发明属于矿物浮选工艺技术领域,具体涉及硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法。
背景技术
硫化矿石浮选过程多采用黄药类、黑药类、硫氮酯类、硫氨酯类药剂作为捕收剂。捕收剂是具有异级基的有机化合物,分子结构可分为非极性基和极性基部分,其中极性基决定药剂在矿物表面的固着强度,非极性基决定药剂在矿物表面的疏水性。
硫化矿物的无捕收剂浮选是一种不使用捕收剂的浮选方法,是浮选电化学理论的直接体现,充分展现了硫化矿物的表面性质和矿物的电化学调控概念。早在泡沫浮选以前的表层浮选时代,就发现经过干磨的硫化矿物矿粉均匀地洒在水溶液表面时,疏水的硫化矿物浮在水溶液表面,而亲水的脉石和矿物则沉入水底,并研制了表层浮选设备。研究发现大多数硫化矿物,如方铅矿、黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,可以在特定的条件下,不加常规巯基捕收剂实现有效浮选,并逐步发展为一种无捕收剂浮选工艺。已有的硫化铜矿物无捕收剂浮选工艺主要应用于黄铜矿为代表的原生铜矿石,针对含大量铜蓝、辉铜矿等次生铜的铜矿石研究甚少。
从硫化矿物的性质,以及硫化矿物无捕收剂浮选过程的特点,硫化矿物的无捕收剂浮选可分为天然可浮性浮选、自诱导无捕收剂浮选和硫诱导无捕收剂浮选。对硫化铜矿石采用无捕收剂浮选工艺,避免了捕收剂在脉石硫化矿(如黄铁矿)表面的无选择性吸附,可获得较高品位的铜精矿产品,且对某些矿石后续处理流程(如铜钼分离)有益,节省药剂成本,绿色环保。但已有的硫化铜矿物无捕收剂浮选工艺中,次生铜往往与云母、高岭石、绿泥石等易泥化脉石矿物伴生,这些脉石容易上浮进入泡沫产品,导致难以得到合格的铜精矿。
发明内容
为了克服上述问题,本发明提供一种硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法,是针对硫化铜矿石的无捕收剂浮选工艺,利用硫化铜矿石天然可浮性和自诱导效应对铜进行回收,并且在浮选过程中使用了有机抑制剂对脉石进行选择性抑制,最终得到合格品位的铜精矿产品。本方法将硫化铜矿物经过粉碎、磨矿工艺处理到合适的细度,加入调整剂调整矿浆pH及电位,再加入合适的有机抑制剂对脉石进行选择性抑制后进行浮选。
一种硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法,包括如下步骤:
步骤一,粉碎、磨矿分级
将硫化铜矿石粉碎后磨至粒度-0.074mm质量百分含量占50%-90%;
步骤二,调节矿浆pH
调浆,并控制矿浆质量浓度为33%,加入调整剂,使得矿浆pH为8-10;
步骤三,对脉石矿物进行选择性抑制
向步骤二的矿浆中加入羧甲基纤维素钠或糊精500-1000g/t作为有机抑制剂,并搅拌10-30min;
步骤四,浮选
经步骤三处理后的矿浆给入浮选机,然后进行一次粗选,三次精选和三次扫选的浮选流程,其中一次粗选产生的粗精矿在进行一次精选时产生的尾矿与一次粗选的尾矿在进行第三次扫选时产生的精矿合并共同进行第二次精选,第三次精选产生的铜精矿与第一次精选产生的铜精矿合并为最终的铜精矿产品。
所述的步骤二中的调整剂为氧化钙、硫化钠、硫酸铵和碳酸钠中的一种或多种。
本发明的有益效果:
本发明避免了捕收剂在脉石硫化矿(例如黄铁矿)表面的无选择性吸附,可获得较高品位的铜精矿产品,并且由于不使用捕收剂,对某些矿石后续处理流程(如铜钼分离)有益,节省药剂成本,绿色环保。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
硫化矿石浮选过程有机抑制剂的使用越来越频繁,原因是一些无机抑制剂或具有毒性,或分选指标不理想。将选择性强、经济适用的有机抑制剂应用于浮选中,可达到较好的分离效果。
一种硫化铜矿物的无捕收剂浮选工艺方法,包括如下步骤:
步骤一,粉碎、磨矿分级
根据铜粒度组成和赋存状态不同,将硫化铜矿石粉碎后磨至粒度-0.074mm质量百分含量占50%-90%;
步骤二,调节矿浆pH
将步骤一中磨矿后的矿石调浆,并控制矿浆质量浓度为33%,加入调整剂,使得矿浆pH为8-10;
步骤三,对脉石矿物进行选择性抑制
向步骤二的矿浆中加入羧甲基纤维素钠或糊精500-1000g/t作为有机抑制剂,并搅拌10-30min,对矿浆中的脉石矿物进行选择性抑制;
步骤四,浮选。
经步骤三处理后的矿浆给入浮选机,然后加入2#油进行一次粗选,三次精选和三次扫选的浮选流程,其中一次粗选产生的粗精矿在进行一次精选时产生的尾矿与一次粗选的尾矿在进行第三次扫选时产生的精矿合并共同进行第二次精选,第三次精选产生的铜精矿与第一次精选产生的铜精矿合并为最终的铜精矿产品,浮选流程见图1。
所述的步骤二中的调整剂为氧化钙、硫化钠、硫酸铵和碳酸钠中的一种或多种。
试验选取内蒙古省某斑岩型复杂铜矿石,矿石中主要铜矿物有铜蓝、辉铜矿、黄铜矿、砷黝铜矿,其中铜品位为0.228%;脉石矿物主要为石英及云母,其它矿物相对含量较少。
实施例1
对上述矿石按照上述方法进行浮选,其中步骤一中将矿石粉碎后磨矿至粒度-0.074mm质量百分含量占60%;
步骤二中,调浆至矿浆质量浓度为33%,加入氧化钙作为调整剂,用量为5500g/t,调整矿浆的pH=10;
步骤三中加入羧甲基纤维素钠作为有机抑制剂,用量为700g/t,并搅拌10-30min;
步骤四中加入2#油作为起泡剂进行浮选,用量为30g/t。
试验结果技术指标见表1。
表1硫化铜矿物无捕收剂浮选试验结果
产物名称产率(%)Cu品位(%)Cu回收率(%)铜精矿0.64425.3271.42精尾21.1500.904.53精尾12.9540.445.69尾矿95.2520.04418.35原矿100.0000.228100.00
实施例2
对上述矿石按照上述方法进行浮选,其中步骤一中将矿石粉碎后磨矿至粒度-0.074mm质量百分含量占50%;
步骤二中,调浆至矿浆质量浓度为33%,加入氧化钙作为调整剂,用量为3000g/t,调整矿浆的pH=8;
步骤三中加入糊精作为有机抑制剂,用量为500g/t,并搅拌10-30min;
步骤四中加入2#油作为起泡剂进行浮选,用量为30g/t。
试验结果技术指标见表2。
表2硫化铜矿物无捕收剂浮选试验结果
产物名称产率(%)Cu品位(%)Cu回收率(%)铜精矿0.59323.9662.32精尾20.9961.637.12精尾11.7450.534.06尾矿96.6660.06226.50原矿100.0000.228100.00
实施例3
对上述矿石按照上述方法进行浮选,其中步骤一中将矿石粉碎后磨矿至粒度-0.074mm质量百分含量占90%;
步骤二中,调浆至矿浆质量浓度为33%,加入硫化钠作为调整剂,用量为1000g/t,调整矿浆的pH=9;
步骤三中加入羧甲基纤维素钠作为有机抑制剂,用量为1000g/t,并搅拌10-30min;
步骤四中加入2#油作为起泡剂进行浮选,用量为30g/t。
试验结果技术指标见表3。
表3硫化铜矿物无捕收剂浮选试验结果
产物名称产率(%)Cu品位(%)Cu回收率(%)铜精矿0.62526.8273.52精尾21.5900.956.63精尾11.7410.675.11尾矿96.0440.03514.74原矿100.0000.228100.00
试验结果表明,运用本方法解决了该矿石易泥化、次生铜含量大的难点,对铜矿物有较好的回收作用,能得到精矿品位、回收率均较为理想的合格铜精矿产品。