权利要求
1.一种高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,包括:
将高硫型铜矿和水混合进行调浆得到原矿矿浆;
将所述原矿矿浆、组合抑制剂、
捕收剂A、起泡剂混合进行铜粗选得到铜粗选精矿和铜粗选
尾矿;
将所述铜粗选精矿、所述组合抑制剂混合进行铜精选得到铜精矿;
将所述铜粗选尾矿、所述捕收剂A、所述起泡剂进行铜扫选得到铜扫选尾矿;
所述铜扫选尾矿、捕收剂B、所述起泡剂进行硫粗选得到硫粗选精矿;
所述硫粗选精矿进行硫精选得到硫精矿;
所述组合抑制剂的原料包括碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠;
所述捕收剂A包括Z-200、硫氮丙烯酯、硫代氨基甲酸酯和乙硫氮中的一种或多种;
所述捕收剂B包括丁基黄药、Y89、戊基黄药中的一种或多种。
2.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,所述碳化三聚氰酸钠、所述硫代硫酸钠、所述亚硫酸钠和所述氢氧化钠的质量比为(1-4):(1-4):(1-4):1。
3.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,所述起泡剂包括辛醇和/或异辛醇。
4.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述原矿矿浆的细度为-0.074mm的占55%-85%;
B.所述原矿矿浆的质量浓度为30%-45%;
C.所述铜精选还得到铜精选尾矿;
所述铜精选尾矿返回上级进行选别。
5.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜粗选的次数大于等于1次;
B.所述铜粗选过程中所述组合抑制剂的用量为50 g/t原矿-500g/t原矿;
C.所述铜粗选过程中所述捕收剂A的用量为30 g/t原矿-150g/t原矿;
D.所述铜粗选过程中所述起泡剂的用量为5g/t原矿-50g/t原矿。
6.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜精选的次数大于等于3次;
B.所述铜精选过程中所述组合抑制剂的用量为10g/t原矿-100g/t原矿。
7.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜扫选的次数大于等于2次;
B.单次所述铜扫选过程中所述捕收剂A的用量为5g/t原矿-30g/t原矿;
C.单次所述铜扫选过程中所述起泡剂的用量为1g/t原矿-10g/t原矿。
8.根据权利要求1所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫粗选的次数大于等于1次;
B.所述硫精选的次数大于等于2次;
C.所述硫粗选过程中所述捕收剂B的用量为50g/t原矿-300g/t原矿;
D.所述硫粗选过程中所述起泡剂的用量为20g/t原矿-100g/t原矿。
9.根据权利要求1-8任一项所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫粗选还得到硫粗选尾矿;
将所述硫粗选尾矿、所述捕收剂B、所述起泡剂进行硫扫选,得到硫扫选中矿;
所述硫扫选中矿返回上级进行选别;
B.所述铜扫选还得到铜扫选中矿;
所述铜扫选中矿返回上级进行选别。
10.根据权利要求9所述的高硫型铜矿的选矿方法,其特征在于,满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫扫选的次数大于等于2次;
B.单次所述硫扫选过程中所述捕收剂B的用量为10g/t原矿-50g/t原矿;
C.单次所述硫扫选过程中所述起泡剂的用量为1g/t原矿-10g/t原矿。
说明书
技术领域
[0001]本申请涉及铜矿
浮选领域,尤其涉及一种高硫型铜矿的选矿方法。
背景技术
[0002]铜作为现代工业不可或缺的基础材料,其重要性不言而喻。然而,在硫化铜矿浮选过程中,由于铜、硫的可浮性特性相近,导致铜和硫很难有效分离,尤其是在一些含硫量较高的铜矿中,将铜进行有效分离并抑制硫的浮选,成为了亟待解决的技术难题。
[0003]高硫型铜矿传统石灰高碱工艺存在以下弊端:一是石灰用量大,成本高昂,为了抑制硫矿物的浮选,需加入大量石灰调节矿浆的pH值至高碱状态,这不仅增加了原材料的消耗,还显著提高了生产成本;二是造成环境污染,大量石灰的使用在生产过程中产生粉尘污染,高碱度的废水排放也对环境构成严重威胁;三是设备磨损和操作难度大,高碱度矿浆环境加速了浮选设备的腐蚀与磨损,同时造成管道堵塞,增加了操作难度;四是硫资源回收率低,由于加入大量石灰,硫铁矿被严重抑制,导致后续的硫资源回收率较低;五是环保压力大,尾矿中的高pH值增加了环保处理的难度和压力。
[0004]因此,如何将高硫型铜矿进行高效回收,是当前高硫型铜矿选矿亟需解决的难题。
发明内容
[0005]本申请的目的在于提供一种高硫型铜矿的选矿方法,以解决上述问题。
[0006]为实现以上目的,本申请提供一种高硫型铜矿的选矿方法,包括:
将高硫型铜矿和水混合进行调浆得到原矿矿浆;
将所述原矿矿浆、组合抑制剂、捕收剂A、起泡剂混合进行铜粗选得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿;
将所述铜粗选精矿、所述组合抑制剂混合进行铜精选得到铜精矿;
将所述铜粗选尾矿、所述捕收剂A、所述起泡剂进行铜扫选得到铜扫选尾矿;
所述铜扫选尾矿、捕收剂B、所述起泡剂进行硫粗选得到硫粗选精矿;
所述硫粗选精矿进行硫精选得到硫精矿;
所述组合抑制剂的原料包括碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠;
所述捕收剂A包括Z-200、硫氮丙烯酯、硫代氨基甲酸酯和乙硫氮中的一种或多种;
所述捕收剂B包括丁基黄药、Y89、戊基黄药中的一种或多种。
[0007]可选的,所述碳化三聚氰酸钠、所述硫代硫酸钠、所述亚硫酸钠和所述氢氧化钠的质量比为(1-4):(1-4):(1-4):1。
[0008]可选的,所述起泡剂包括辛醇和/或异辛醇。
[0009]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述原矿矿浆的细度为-0.074mm的占55%-85%;
B.所述原矿矿浆的质量浓度为30%-45%;
C.所述铜精选还得到铜精选尾矿;
所述铜精选尾矿返回上级进行选别。
[0010]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜粗选的次数大于等于1次;
B.所述铜粗选过程中所述组合抑制剂的用量为50 g/t原矿-500g/t原矿;
C.所述铜粗选过程中所述捕收剂A的用量为30 g/t原矿-150g/t原矿;
D.所述铜粗选过程中所述起泡剂的用量为5g/t原矿-50g/t原矿。
[0011]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜精选的次数大于等于3次;
B.所述铜精选过程中所述组合抑制剂的用量为10g/t原矿-100g/t原矿。
[0012]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜扫选的次数大于等于2次;
B.单次所述铜扫选过程中所述捕收剂A的用量为5g/t原矿-30g/t原矿;
C.单次所述铜扫选过程中所述起泡剂的用量为1g/t原矿-10g/t原矿。
[0013]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫粗选的次数大于等于1次;
B.所述硫精选的次数大于等于2次;
C.所述硫粗选过程中所述捕收剂B的用量为50g/t原矿-300g/t原矿;
D.所述硫粗选过程中所述起泡剂的用量为20g/t原矿-100g/t原矿。
[0014]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫粗选还得到硫粗选尾矿;
将所述硫粗选尾矿、所述捕收剂B、所述起泡剂进行硫扫选,得到硫扫选中矿;
所述硫扫选中矿返回上级进行选别;
B.所述铜扫选还得到铜扫选中矿;
所述铜扫选中矿返回上级进行选别。
[0015]可选的,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫扫选的次数大于等于2次;
B.单次所述硫扫选过程中所述捕收剂B的用量为10g/t原矿-50g/t原矿;
C.单次所述硫扫选过程中所述起泡剂的用量为1g/t原矿-10g/t原矿。
[0016]与现有技术相比,本申请的有益效果包括:
本申请提供的高硫型铜矿的选矿方法,通过浮选试剂组合抑制剂、起泡剂、捕收剂A的选择与浮选流程的配合,实现了在近乎中性pH值条件下对硫的有效抑制,促进铜矿物的有效浮选,产出合格铜精矿,具体而言,组合抑制剂凭借独特的化学作用机理,显著提高了硫矿物表面的亲水性,从而有效遏制了硫矿物在浮选过程中的上浮倾向,捕收剂A则展现出高度的选择性,它能够紧密地吸附于铜矿物表面,显著增强铜矿物的疏水性,这一特性大幅提升了铜矿物的回收效率,捕收剂A与起泡剂在气-液界面和矿物表面产生共吸附现象,极大地增强了浮选过程的效率;同时由于铜扫选尾矿是近乎中性pH值,无需额外添加酸或活化剂活化,添加捕收剂B和起泡剂后直接浮选硫,产出高品位硫精矿,实现了
铜硫矿资源在近乎中性pH值条件下的高效回收;该方法简化了操作步骤,提高了铜硫资源的利用率,整个工艺过程无需额外加酸或碱调整pH值,具有良好的经济效益和环保效益。
附图说明
[0017]为了更清楚地说明本申请实施例的技术方案,下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍,应当理解,以下附图仅示出了本申请的某些实施例,因此不应被看作是对本申请范围的限定。
[0018]图1为实施例1提供的高硫型铜矿的选矿方法示意图。
具体实施方式
[0019]如本文所用之术语:
当量、浓度、或者其它值或参数以范围、优选范围、或一系列上限优选值和下限优选值限定的范围表示时,这应当被理解为具体公开了由任何范围上限或优选值与任何范围下限或优选值的任一配对所形成的所有范围,而不论该范围是否单独公开了。例如,当公开了范围“1~5”时,所描述的范围应被解释为包括范围“1~4”、“1~3”、“1~2”、“1~2和4~5”、“1~3和5”等。当数值范围在本文中被描述时,除非另外说明,否则该范围意图包括其端值和在该范围内的所有整数和分数。
[0020]在这些实施例中,除非另有指明,所述的份和百分比均按质量计。
[0021]“和/或”用于表示所说明的情况的一者或两者均可能发生,例如,A和/或B包括(A和B)和(A或B)。
[0022]高硫型铜矿的显著特点在于其极高的含硫量,硫铜比往往超过10,这一特性使得该类铜矿在资源回收过程中面临诸多挑战,具体而言,高硫型铜矿中的硫元素不仅含量丰富,而且多以复杂的硫化物形式存在,如黄铁矿(二硫化亚铁)和白铁矿(二硫化亚铁的另一种同质多象变体)等,而白铁矿作为一种硫矿物,其可浮性尤为优异,相较于其他硫化铁矿物,白铁矿在浮选过程中更难以被有效抑制,这一特性极大地增加了高硫型铜矿中铜与硫的有效分离难度,导致铜资源的回收效率低下。
[0023]基于此,本申请提供一种高硫型铜矿的选矿方法,包括:
将高硫型铜矿和水混合进行调浆得到原矿矿浆;
将所述原矿矿浆、组合抑制剂、捕收剂A、起泡剂混合进行铜粗选得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿;
将所述铜粗选精矿、所述组合抑制剂混合进行铜精选得到铜精矿;
将所述铜粗选尾矿、所述捕收剂A、所述起泡剂进行铜扫选得到铜扫选尾矿;
所述铜扫选尾矿、捕收剂B、所述起泡剂进行硫粗选得到硫粗选精矿;
所述硫粗选精矿进行硫精选得到硫精矿;
所述组合抑制剂的原料包括碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠;
需要注意的是,碳化三聚氰酸钠的分子中的氰尿酸根离子与黄铁矿表面的金属离子发生反应,形成难溶的化合物或络合物,从而抑制黄铁矿的浮选;硫代硫酸钠和亚硫酸钠作为还原性调整剂,在矿浆中主要以H2SO3、HSO3-和SO32-等形式存在,这些离子成分可以调节矿浆电位,使矿浆处于一种还原气氛,硫代硫酸钠可以通过解吸作用,使黄铁矿表面吸附的捕收剂发生解吸,从而阻碍了捕收剂的进一步吸附;氢氧化钠在矿浆中溶解后释放出OH-,在黄铁矿表面吸附形成Fe(OH)2和Fe(OH)3的亲水薄膜,从而使黄铁矿被亲水抑制,通过上述各组分的复配,使得组合抑制剂具有选择性好、抑制能力强等特点,粗选过程中用量较少即能达到较好的抑制效果,可替代石灰抑制剂,克服了石灰作为抑制剂存在的弊端。
[0024]所述捕收剂A包括Z-200、硫氮丙烯酯、硫代氨基甲酸酯和乙硫氮中的一种或多种;
需要注意的是,捕收剂A在中性或弱碱性条件下,能够保持对铜具有较高的捕收效率和选择性,能够选择性地吸附在铜矿物表面,而对硫矿物(如黄铁矿、白铁矿)的吸附能力较弱,确保铜矿物颗粒在浮选过程中被有效上浮,实现铜硫分离。
[0025]所述捕收剂B包括丁基黄药、Y89、戊基黄药中的一种或多种。需要注意的是,捕收剂B具有较强的捕收能力,能够与的硫铁矿表面发生强烈的双黄药吸附作用,从而实现硫铁矿与脉石矿物的有效分离。
[0026]在一些实施例中,所述碳化三聚氰酸钠、所述硫代硫酸钠、所述亚硫酸钠和所述氢氧化钠的质量比为(1-4):(1-4):(1-4):1;
可选的,碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠的质量比可以为1:1:1:1、2:2:1:1、3:2:1:1、4:2:3:1、1:2:1:1、1:3:1:1、1:4:1:1、1:1:2:1、4:1:3:1、4:1:4:1、2:2:2:1、3:3:3:1、4:4:4:1或者(1-4):(1-4):(1-4):1之间的任意值。
[0027]需要注意的是,当碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠的质量比为(1-4):(1-4):(1-4):1时,四种抑制剂在该比例下协同工作,有效抑制非目标矿物,提高目标矿物回收率和品位,同时可通过调整比例实现对不同矿物的选择性抑制,优化浮选过程,此比例设置不仅降低了药剂使用量,节约成本,还显著提升了回收率与精矿品位,改善了浮选条件,提高了生产效率。
[0028]在一些实施例中,所述起泡剂包括辛醇和/或异辛醇。
[0029]需要注意的是,起泡剂能够迅速在气液界面形成大量细小的气泡,这些气泡分布均匀且稳定性好,有助于矿物颗粒的有效附着和分离。
[0030]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述原矿矿浆的细度为-0.074mm的占55%-85%;
可选的,硫化铜原矿的细度-0.074 mm的可以占55%、58%、64%、72%、78%、82%、85%或者55%-85%之间的任意值;
B.所述原矿矿浆的质量浓度为30%-45%;
可选的,原矿矿浆的质量浓度可以为30%、38%、42%、45%或者30%-45%之间的任意值;
C.所述铜精选还得到铜精选尾矿;
所述铜精选尾矿返回上级进行选别。
[0031]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜粗选的次数大于等于1次;
可选的,铜粗选的次数可以为1次、2次、4次、5次、10次或者大于等于1次的任意值。
[0032]B.所述铜粗选过程中所述组合抑制剂的用量为50 g/t原矿-500g/t原矿;
可选的,铜粗选过程中组合抑制剂的用量可以为50g/t原矿、80g/t原矿、120g/t原矿、180g/t原矿、280g/t原矿、320g/t原矿、380g/t原矿、420g/t原矿、480g/t原矿、500g/t原矿或者50g/t原矿-500g/t原矿之间的任意值;
C.所述铜粗选过程中所述捕收剂A的用量为30 g/t原矿-150g/t原矿;
可选的,铜粗选过程中捕收剂A的用量可以为30g/t原矿、40g/t原矿、80g/t原矿、120g/t原矿、150g/t原矿或者30g/t原矿-150g/t原矿之间的任意值;
D.所述铜粗选过程中所述起泡剂的用量为5g/t原矿-50g/t原矿。
[0033]可选的,铜粗选过程中起泡剂的用量可以为5g/t原矿、8g/t原矿、18g/t原矿、28g/t原矿、38g/t原矿、48g/t原矿、50g/t原矿或者5g/t原矿-50g/t原矿之间的任意值。
[0034]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜精选的次数大于等于3次;
可选的,铜精选的次数可以为3次、4次、5次、10次或者大于等于3次的任意值;
B.所述铜精选过程中所述组合抑制剂的用量为10g/t原矿-100g/t原矿。
[0035]可选的,铜精选过程中组合抑制剂的用量可以为10g/t原矿、22g/t原矿、32g/t原矿、42g/t原矿、52g/t原矿、62g/t原矿、72g/t原矿、82g/t原矿、92g/t原矿、100g/t原矿或者10g/t原矿-100g/t原矿之间的任意值。
[0036]需要注意的是,组合抑制剂的用量为10g/t原矿-100g/t原矿范围内,当用量过大时,抑制能力过强,不仅抑制硫矿物,同时过量的抑制剂也抑制铜,铜回收率降低;当用量过小时,抑制能力不足,难以有效抑制硫矿物,造成铜精矿含硫矿物过高,铜精矿品位不足。
[0037]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述铜扫选的次数大于等于2次;
可选的,铜扫选的次数可以为2次、3次、4次、5次、10次或者大于等于2次的任意值;
B.单次所述铜扫选过程中所述捕收剂A的用量为5g/t原矿-30g/t原矿;
可选的,单次铜扫选过程中捕收剂A的用量可以为5g/t原矿、8g/t原矿、18g/t原矿、28g/t原矿、30g/t原矿或者5g/t原矿-30g/t原矿之间的任意值;
C.单次所述铜扫选过程中所述起泡剂的用量为1g/t原矿-10g/t原矿。
[0038]可选的,单次铜扫选过程中起泡剂的用量可以为1g/t原矿、2g/t原矿、4g/t原矿、6g/t原矿、8g/t原矿、10g/t原矿或者1g/t原矿-10g/t原矿之间的任意值。
[0039]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫粗选的次数大于等于1次;
可选的,硫粗选的次数可以为1次、2次、3次、4次、5次、10次或者大于等于1次的任意值;
B.所述硫精选的次数大于等于2次;
可选的,硫精选的次数可以为2次、3次、4次、5次、10次或者大于等于2次的任意值;
C.所述硫粗选过程中所述捕收剂B的用量为50g/t原矿-300g/t原矿;
可选的,硫粗选过程中捕收剂B的用量可以为50g/t原矿、120g/t原矿、180g/t原矿、220g/t原矿、280g/t原矿、300g/t原矿或者50g/t原矿-300g/t原矿之间的任意值;
D.所述硫粗选过程中所述起泡剂的用量为20g/t原矿-100g/t原矿。
[0040]可选的,硫粗选过程中起泡剂的用量可以为20g/t原矿、32g/t原矿、42g/t原矿、52g/t原矿、62g/t原矿、72g/t原矿、82g/t原矿、92g/t原矿、100g/t原矿或者20g/t原矿-100g/t原矿之间的任意值。
[0041]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫粗选还得到硫粗选尾矿;
将所述硫粗选尾矿、所述捕收剂B、所述起泡剂进行硫扫选,得到硫扫选中矿;
所述硫扫选中矿返回上级进行选别;
B.所述铜扫选还得到铜扫选中矿;
所述铜扫选中矿返回上级进行选别。
[0042]在一些实施例中,所述的高硫型铜矿的选矿方法满足以下条件中的至少一个:
A.所述硫扫选的次数大于等于2次;
可选的,硫扫选的次数2次、3次、4次、5次、10次或者大于等于2次的任意值;
B.单次所述硫扫选过程中所述捕收剂B的用量为10g/t原矿-50g/t原矿;
可选的,单次硫扫选过程中捕收剂B的用量可以为10g/t原矿、22g/t原矿、32g/t原矿、42g/t原矿、50g/t原矿或者10g/t原矿-50g/t原矿之间的任意值;
C.单次所述硫扫选过程中所述起泡剂的用量为1g/t原矿-10g/t原矿。
[0043]可选的,单次硫扫选过程中起泡剂的用量可以为1g/t原矿、3g/t原矿、5g/t原矿、7g/t原矿、9g/t原矿、10g/t原矿或者1g/t原矿-10g/t原矿之间的任意值。
[0044]下面将结合具体实施例对本申请的实施方案进行详细描述,但是本领域技术人员将会理解,下列实施例仅用于说明本申请,而不应视为限制本申请的范围。实施例中未注明具体条件者,按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者,均为可以通过市售购买获得的常规产品。
[0045]实施例1
本实施例提供一种高硫型铜矿的选矿方法,对某高硫型铜原矿(Cu含量为0.78%,S含量为10.51%)进行浮选作业,原矿经磨矿后采用铜浮选+硫浮选工艺处理,铜浮选采用一粗两扫三精浮选流程,其中铜精选Ⅰ和铜扫选Ⅰ得到的中矿返回铜粗选,铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ所得中矿依次返回前一精选作业,铜扫选Ⅱ所得的中矿返回铜扫选Ⅰ;硫浮选采用一粗两扫两精浮选流程,其中硫精选Ⅰ和硫扫选Ⅰ得到的中矿返回硫粗选,硫精选Ⅱ所得中矿依次返回硫精选Ⅰ作业,硫扫选Ⅱ所得的中矿返回硫扫选Ⅰ,该浮选方法的流程步骤如图1所示,具体步骤如下:
S1:对高硫型铜原矿进行磨矿,磨至细度-0.074 mm占65%后,制成质量浓度为35%的原矿矿浆;
S2:向原矿矿浆中加入组合抑制剂200g/t原矿,捕收剂A(Z-200)80g/t原矿,起泡剂异辛醇30g/t原矿,进行一次铜粗选,得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿;
S3:铜粗选精矿加入组合抑制剂进行三次精选作业,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ中分别都加入组合抑制剂60g/t原矿、30g/t原矿和10g/t原矿,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ得到的中矿返回前一作业进行选别,精选完成后得到铜精矿;
S4:铜粗选尾矿加入捕收剂A、起泡剂进行两次铜扫选,铜扫选Ⅰ和铜扫选Ⅱ过程中捕收剂A(Z-200)的用量分别为20g/t原矿和10g/t原矿,起泡剂异辛醇用量分别为5g/t原矿和3g/t原矿,得到铜扫选中矿Ⅰ、铜扫选尾矿和铜扫选中矿Ⅱ,将铜扫选后得到的中矿循序返回前一作业进行选别;
S5:铜扫选尾矿加入捕收剂B丁基黄药200g/t原矿、起泡剂异辛醇 60g/t原矿,进行一次硫粗选,得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿;
S6:硫粗选精矿进行两次空白精选作业,硫精选完成后得到硫精矿;
S7:硫粗选尾矿加入捕收剂B丁基黄药、起泡剂异辛醇进行两次硫扫选,硫扫选Ⅰ和硫扫选Ⅱ过程中捕收剂B丁基黄药的用量分别为60g/t原矿和30g/t原矿,起泡剂异辛醇的用量分别为10g/t原矿和6g/t原矿,将硫扫选后得到的硫扫选中矿Ⅰ、硫扫选中矿Ⅱ循序返回前一作业进行选别;
其中,组合抑制剂由质量比2:2:4:1的碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠混合而成。
[0046]实施例2
本实施例提供一种高硫型铜矿的选矿方法,对某高硫型铜原矿(Cu含量为0.71%,S含量为9.39%)进行浮选作业,具体步骤如下:
S1:对高硫型铜原矿进行磨矿,磨至细度-0.074 mm占70%后,制成质量浓度为38%的原矿矿浆;
S2:向原矿矿浆中加入组合抑制剂200g/t原矿,捕收剂A硫氮丙烯酯80g/t原矿,起泡剂异辛醇 30g/t原矿,进行一次铜粗选,得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿;
S3:铜粗选精矿加入组合抑制剂进行三次精选作业,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ中分别都加入组合抑制剂60g/t原矿、30g/t原矿和10g/t原矿,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ得到的中矿返回前一作业进行选别,精选完成后得到铜精矿;
S4:铜粗选尾矿加入捕收剂A、起泡剂进行两次铜扫选,铜扫选Ⅰ和铜扫选Ⅱ过程中捕收剂A硫氮丙烯酯的用量分别为20g/t原矿和10g/t原矿,起泡剂异辛醇用量分别为5g/t原矿和3g/t原矿,得到铜扫选中矿Ⅰ、铜扫选尾矿和铜扫选中矿Ⅱ,将铜扫选后得到的中矿循序返回前一作业进行选别;
S5:铜扫选尾矿加入捕收剂B戊基黄药200g/t原矿、起泡剂异辛醇 60g/t原矿,进行一次硫粗选,得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿;
S6:硫粗选精矿进行两次空白精选作业,硫精选完成后得到硫精矿;
S7:硫粗选尾矿加入捕收剂B、起泡剂进行两次硫扫选,硫扫选Ⅰ和硫扫选Ⅱ过程中捕收剂B戊基黄药的用量分别为60g/t原矿和30g/t原矿,起泡剂异辛醇的用量分别为10g/t原矿和6g/t原矿,将硫扫选后得到的硫扫选中矿Ⅰ、硫扫选中矿Ⅱ循序返回前一作业进行选别;
其中,组合抑制剂由质量比2:3:4:1的碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠混合而成。
[0047]实施例3
本实施例提供一种高硫型铜矿的选矿方法,对某高硫型铜原矿(Cu含量为0.82%,S含量为12.42%)进行浮选作业,具体步骤如下:
S1:对高硫型铜原矿进行磨矿,磨至细度-0.074 mm占65%后,制成质量浓度为40%的原矿矿浆;
S2:向原矿矿浆中加入组合抑制剂200g/t原矿,捕收剂A(Z-200)80g/t原矿,起泡剂异辛醇 25g/t原矿,进行一次铜粗选,得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿;
S3:铜粗选精矿加入组合抑制剂进行三次精选作业,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ中分别都加入组合抑制剂60g/t原矿、40g/t原矿和20g/t原矿,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ得到的中矿返回前一作业进行选别,精选完成后得到铜精矿;
S4:铜粗选尾矿加入捕收剂A、起泡剂进行两次铜扫选,铜扫选Ⅰ和铜扫选Ⅱ过程中捕收剂A(Z-200)的用量分别为15g/t原矿和8g/t原矿,起泡剂异辛醇用量分别为4g/t原矿和2g/t原矿,得到铜扫选中矿Ⅰ、铜扫选尾矿和铜扫选中矿Ⅱ,将铜扫选后得到的中矿循序返回前一作业进行选别;
S5:铜扫选尾矿加入捕收剂B丁基黄药250g/t原矿、起泡剂异辛醇 70g/t原矿,进行一次硫粗选,得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿;
S6:硫粗选精矿进行两次空白精选作业,硫精选完成后得到硫精矿;
S7:硫粗选尾矿加入捕收剂B丁基黄药、起泡剂异辛醇进行两次硫扫选,硫扫选Ⅰ和硫扫选Ⅱ过程中捕收剂B丁基黄药的用量分别为60g/t原矿和40g/t原矿,起泡剂异辛醇的用量分别为12g/t原矿和8g/t原矿,将硫扫选后得到的硫扫选中矿Ⅰ、硫扫选中矿Ⅱ循序返回前一作业进行选别;
其中,组合抑制剂由质量比3:2:3:1的碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠混合而成。
[0048]对比例1
本对比例与实施例1的区别为:本对比例将实施例1中的组合抑制剂替换为石灰,铜粗选过程中石灰的用量为3000g/t原矿,采用传统的石灰高碱选铜浮选方法处理,具体步骤为:
S1:对高硫型铜原矿进行磨矿,磨至细度-0.074 mm占65%后,制成质量浓度为35%的原矿矿浆;
S2:向原矿矿浆中加入石灰3000g/t原矿,捕收剂A(Z-200)80g/t原矿,起泡剂异辛醇30g/t原矿,进行一次铜粗选,得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿;
S3:铜粗选精矿加入组合抑制剂进行三次精选作业,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ中分别都加入石灰600g/t原矿、300g/t原矿和100g/t原矿,精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ得到的中矿返回前一作业进行选别,精选完成后得到铜精矿;
S4:铜粗选尾矿加入捕收剂A、起泡剂进行两次铜扫选,铜扫选Ⅰ和铜扫选Ⅱ过程中捕收剂A(Z-200)的用量分别为20g/t原矿和10g/t原矿,起泡剂异辛醇用量分别为5g/t原矿和3g/t原矿,得到铜扫选中矿Ⅰ、铜扫选尾矿和铜扫选中矿Ⅱ,将铜扫选后得到的中矿循序返回前一作业进行选别;
S5:铜扫选尾矿加入捕收剂B丁基黄药200g/t原矿、起泡剂异辛醇 60g/t原矿,进行一次硫粗选,得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿;
S6:硫粗选精矿进行两次空白精选作业,硫精选完成后得到硫精矿;
S7:硫粗选尾矿加入捕收剂B丁基黄药、起泡剂异辛醇进行两次硫扫选,硫扫选Ⅰ和硫扫选Ⅱ过程中捕收剂B丁基黄药的用量分别为60g/t原矿和30g/t原矿,起泡剂异辛醇的用量分别为10g/t原矿和6g/t原矿,将硫扫选后得到的硫扫选中矿Ⅰ、硫扫选中矿Ⅱ循序返回前一作业进行选别。
[0049]对比例2
本对比例与对比例1的区别为:铜扫选尾矿在进行硫粗选前添加了1500g/t原矿的硫酸。
[0050]对比例3
本对比例与实施例1的区别为:组合抑制剂不包含碳化三聚氰酸钠。
[0051]对比例4
本对比例与实施例1的区别为:组合抑制剂不包含硫代硫酸钠。
[0052]对比例5
本对比例与实施例1的区别为:组合抑制剂不包含亚硫酸钠。
[0053]对比例6
本对比例与实施例1的区别为:组合抑制剂不包含氢氧化钠。
[0054]对比例7
本对比例与实施例1的区别为:捕收剂A为乙基黄药。
[0055]对比例8
本对比例与实施例1的区别为:捕收剂B为丁铵黑药。
[0056]对比例9
本对比例与实施例1的区别为:捕收剂B用于铜浮选,捕收剂A用于硫浮选。
[0057]将上述实施例和对比例制备得到的产品进行含量检测,具体结果如表1所示。
[0058]表1产品含量检测
[0059]通过表1的数据可知,采用本申请提供的高硫型铜矿的选矿方法处理铜硫矿原矿,通过浮选试剂组合抑制剂、起泡剂、捕收剂A的选择与浮选流程的配合,实现了在近乎中性pH值条件下对硫的有效抑制,促进铜矿物的有效浮选,产出合格铜精矿;同时由于铜扫选尾矿是中性pH值,无需添加酸或活化剂活化,添加捕收剂B和起泡剂后直接浮选硫,产出高品位硫精矿,实现了铜硫矿资源在近乎中性pH值条件下的高效回收,该方法简化了操作步骤,提高了铜硫资源的利用率,整个工艺过程无需额外加酸或碱调整pH值,具有良好的经济效益和环保效益。
[0060]实施例1-3可知,铜精矿中铜品位≥23.17%,铜回收率≥89.78%,硫精矿中硫品位≥48.77%,硫回收率≥82.68%。
[0061]通过实施例1与对比例1-6比较可知,相比常规石灰抑制剂,所述抑制剂采用碳化三聚氰酸钠、硫代硫酸钠、亚硫酸钠和氢氧化钠的组合,经过浮选得到的铜精矿中铜回收率都有所提高,硫精矿中硫回收率都有所提高。当去掉其中某一组分或者某一组分被其它药剂代替后,铜精矿中铜品位或铜回收率下降,硫精矿中硫品位或硫回收率下降。
[0062]通过实施例1与对比例7-9比较可知,相比常规捕收剂,捕收剂A采用Z-200、硫氮丙烯酯、硫代氨基甲酸酯和乙硫氮,经过浮选得到的铜精矿中铜回收率都有所提高,硫精矿中硫回收率都有所提高。捕收剂B采用乙基黄药、丁铵黑药或捕收剂A,经过浮选得到的铜精矿中铜回收率都接近,但硫精矿中硫品位或硫回收率下降。
[0063]最后应说明的是:以上各实施例仅用以说明本申请的技术方案,而非对其限制;尽管参照前述各实施例对本申请进行了详细的说明,本领域的普通技术人员应当理解:其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换;而这些修改或者替换,并不使相应技术方案的本质脱离本申请各实施例技术方案的范围。
[0064]此外,本领域的技术人员能够理解,尽管在此的一些实施例包括其它实施例中所包括的某些特征而不是其它特征,但是不同实施例的特征的组合意味着处于本申请的范围之内并且形成不同的实施例。例如,在上面的权利要求书中,所要求保护的实施例的任意之一都可以以任意的组合方式来使用。公开于该背景技术部分的信息仅仅旨在加深对本申请的总体背景技术的理解,而不应当被视为承认或以任何形式暗示该信息构成已为本领域技术人员所公知的现有技术。
说明书附图(1)
声明:
“高硫型铜矿的选矿方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究,如用于商业用途,请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)