含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法

1473 编辑：中冶有色技术网来源：紫金矿业集团股份有限公司

2022-02-24 14:59:27

权利要求

1.含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法，其特征在于分级沉沙闪速浮选加差异化给药：磨矿后分级成溢流d和沉砂c两种矿浆，形成两回路分别进行闪速浮和常规浮选：一路闪速浮选，向入单槽闪速浮选机的沉砂c矿浆添加高选择性捕收剂②、起泡剂③进行，优先选别获得铜精矿产品1和闪速浮选尾矿f，既可保证铜精矿产品1的精矿品位及回收率又能减少常规浮选给矿波动，提高生产过程稳定性，实现矿石中有用矿物的“能收早收”；另一路常规浮选，向溢流d矿浆添加氧化钙①、强捕收性捕收剂④、起泡剂③进行搅拌并进行常规浮选，使溢流d中的金、银、铜有价金属富集到铜精矿2h中，去除尾矿1。

2.如权利要求1所述的方法，其特征是具体工艺步骤与条件如下：

(1)磨矿：将原矿加入磨机进行常规磨矿，得磨矿产品b；

(2)分级：将磨矿产品b进行分级，分成溢流d和沉砂c两种矿浆，其中溢流d的磨矿细度为-0.074mm含量占60～70％，沉砂c的磨矿细度为-0.074mm含量占10～15％；

(3-1)闪速浮选：向入单槽闪速浮选机的沉砂c添加高选择性捕收剂②LY01、起泡剂③2#油进行闪速浮选，其中LY01用量为15～20g/t、2#油用量为10～15g/t，得产品闪速浮选铜精矿1和闪速浮选尾矿f；

(3-2-1)搅拌：向溢流d添加氧化钙①、强捕收性捕收剂④LY02、起泡剂③2#油进行搅拌，其中常规浮选氧化钙①用量为1000～1500g/t，LY02用量60～100g/t，2#油用量为10～15g/t，得常规浮选给矿g；

(3-2-2)常规浮选：将常规浮选给矿g沿用粗选、扫选、精选相结合工艺进行常规选浮选，得浮选铜精矿2和最终尾矿1。

3.如权利要求1或2所述的方法，其特征是所述高选择性捕收剂LY01是以O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯、黄原酸甲酸酯为组分，按质量比2:1混合而成。

4.如权利要求1或2所述的方法，其特征是强捕收性捕收剂LY02是以正-二丁基二硫代磷酸铵、戊黄药为组分，按质量比1:1混合而成。

5.如权利要求1或2所述的方法，其特征是将闪速浮选尾矿f返回步骤(2)磨矿进行再磨及其后续工序，以提高资源利用率。

说明书

技术领域

本发明涉及含辉铜矿型粗粒嵌布型硫化铜矿石的分步磨矿浮选方法，适于含辉铜矿型粗粒嵌布型硫化铜矿石的选矿应用。

背景技术

在硫化铜矿石中，铜以硫化铜矿物为主，主要有黄铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、斑铜矿以及铜蓝等，硫化铜矿石往往又是多种矿物共生，不仅含有多种有用的、可回收的硫化铜矿物，也含有大量的脉石矿物，因此为了获得纯度较高、直接用于冶炼的铜精矿，需要对矿石中的铜矿物进行富集，其中浮选便是较为常用的一种方法。经选矿科技人员的努力，针对硫化铜矿石的浮选，在浮选工艺、浮选药剂等方面的研究已经较为成熟，但对于某些高品位粗粒嵌布型的特殊硫化铜矿石，其铜矿物主要以辉铜矿、蓝辉铜矿和铜蓝等类型硫化铜矿石赋存的，由于自身矿石性质较脆，在碎磨过程中易解离，且因与脉石比重差异大，加上原矿含铜高，所以实践中此类高品位粗粒嵌布型的特殊硫化铜矿石浮选存在如下问题：一是许多已单体解离的粗粒矿物进入沉砂返回磨矿导致过度粉碎流失，浮选回收难度加大；二是浮选流程不合理引起的浮选时间不足，导致有用矿物跑尾严重；三是采用传统的选铜工艺及药剂无法解决这种类型硫化铜矿石中有用矿物的高效综合回收。

为此解决上述问题，申请人定下了对含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石进行分级沉砂闪速浮选+差异化给药浮选的研发思路，对“硫化铜选矿工艺”主题检索到中国专利3件：即CN201811131253公开了“一种利用带磁性疏水颗粒提高微细粒硫化铜矿浮选回收率的方法”，它是先将嵌布粒度较细的硫化铜矿粗磨，加入常规药剂进行浮选，然后将尾矿磨细，加入带有磁性的四氧化三铁和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合粒子浮选在常规浮选条件下难以回收的微细粒硫化铜矿物回收；CN201710322261公开了“一种提高微细粒硫化铜矿浮选指标的选矿方法”，它是通过将带电的表面活性剂配制成浓度为该表面活性剂临界胶束浓度的溶液，在搅拌桶中高速搅拌生成带电的微型泡沫，将微型泡沫引入微细粒硫化铜矿浮选体系，通过调控矿浆性质，使带电的微型泡沫通过静电作用选择性附着在硫化铜矿物表面，强化其表面疏水性，从而提高微细粒硫化铜矿的选矿回收率；CN201410393988公开了“一种硫化铜矿浮选分离方法”，它是将含Cu以质量计为0.25％～0.37％的含易泥化脉石矿物硫化铜矿，磨矿致粒细度小于0.074mm以质量计为65％～80％，调节矿浆的质量百分比浓度为25％～35％，在矿浆中添加800g/t～1500g/t的氧化钙为硫铁矿的抑制剂，在矿浆中添加150g/t～260g/t六偏磷酸钠和腐植酸钠组合调整剂，在矿浆中添加80g/t～120g/t由乙硫氨酯、甲基苄基硫氮酯、变压器油、萜烯醇组成的组合捕收剂，实现硫化铜与脉石矿物的浮选分离。对“铜+闪速浮选”主题检索到中国专利6件：即CN201810970721公开了“一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺”，包括：闪速浮选工艺、优先浮选工艺、分支浮选工艺、混合精矿再选工艺，该高效浮选工艺适用于高砷高碳难选金矿，特别是金品位为2-3g/t的高砷高碳微细粒蚀变岩型的难选金矿，浮选指标稳定，有效解决了高砷高碳难选金矿浮选指标较低的问题；CN201710587075公开“一种从吹炼渣中回收铜的选矿方法”，它包括：(1)吹炼渣经一段球磨机磨矿后进入一段旋流器分级，分级得到的一段分级沉砂经闪速浮选得到第一精矿和第一尾矿；(2)一段旋流器溢流产物经一次粗选得到第二精矿和一次粗选尾矿，一次粗选尾矿经二段旋流器分级得到二段分级沉砂，二段分级沉砂经二段球磨机磨矿后返回至二段旋流器分级；(3)二段旋流器溢流产物经二次粗选得到第一粗精矿和二次粗选尾矿，第一粗精矿经精选得到第三精矿和第二尾矿；(4)二次粗选尾矿经一次扫选和二次扫选，得到最终尾矿，最终尾矿经浓缩、过滤后得到脱水尾矿；(5)将第一、第二和第三精矿合并为最终精矿，最终精矿经浓缩、过滤后得到铜精矿产品；CN201710469328公开了“一种嵌布粒度微细的硫化铜矿选别工艺”，它是在粗磨过程中间添加捕收剂，使药剂充分作用于矿物的新鲜表面，提高药剂在矿物表面的作用效率，通过快速浮选获得已单体解离的部分铜矿物，粗精矿再经过两次低浓度中转速精选作业获得高品位铜精矿1、中矿1和中矿2，粗选尾矿经过三段扫选作业获得中矿3，中矿1、中矿2和中矿3合并进入超细磨作业，超细磨产品进行再磨精选Ⅰ、再磨精选Ⅱ作业，获得铜精矿2；CN201610406171公开了“一种漩涡炉水淬渣回收金、银及铜的方法”，它经过渣矿球磨、粒度分级和矿浆浮选工序完成；CN201510789291公开了“一种低品位硫化铜矿的选矿方法”，它包括磨矿、加水、石灰、丁铵黑药；闪速浮选，调节pH值，加MIBC；粗选Ⅰ与粗选Ⅱ，向闪速浮选尾矿加改性丁铵黑药、MIBC；再磨矿，将两次粗选精矿进行；精选Ⅰ，向再磨后的矿粒粉B矿浆加石灰调节pH值，加水玻璃；精选Ⅱ，不添加任何药剂；扫选Ⅰ，向粗选Ⅱ尾矿添加硫化钠、丁铵黑药、MIBC；扫选Ⅱ，向扫选Ⅰ尾矿添加丁铵黑药、MIBC，它具有目的矿物浮选效率高、可浮性好及已单体解离的矿物优先回收、可避免伴生贵金属在回路中的富集和过粉碎现象发生、矿物综合回收率高、浮选矿浆环境好、粗精矿产率高、已解离的矿物优先回收，有效回收难选铜矿物及连生体、伴生贵金属高效回收等优点，适于处理嵌布粒度不均匀的含贵金属的硫化铜矿物应用。对“硫化铜矿and分步浮选”主题检索得到相关文献六篇：即“高硫铜矿石分步优先浮选中矿再磨再选工艺研究及探讨”，它针对铜山铜矿原矿性质发生较大变化,含硫大幅度增高,现有选矿工艺流程已难以适应，根据试验结果,提出分步优先浮选、中矿再磨再选的工艺，该工艺特点是在适度碱性条件下,采取了优先浮选和等可浮浮选相结合的分步选别工艺,既防止了不同硫化铜矿物的过磨和欠磨,保证铜的早收多收,又避免了大量硫在选铜回路中反复循环,做到早丢快丢,较好地适应了原矿性质,取得较为满意的选别指标,实现了高硫铜矿石低药耗选别分离；(2)“某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究”，它针对某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高，原矿品位低，选别指标不理想，为了提高铜精矿指标，提出了分步优先浮选工艺，比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案，认为中矿浸出效果最好，该工艺的特点是采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜，又可防止过磨；铜精矿品位达26.35％，回收率达70％；(3)“西藏某难处理氧化铜矿石浮选试验”，针对西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76％,铜氧化率高达44.32％，采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选—混合精选流程进行了浮选试验，结果表明矿石在磨矿细度为-0.074mm占85％情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19％,铜回收率为78.74％的铜精矿；(4)“云南水源地区某氧化铜矿石选矿试验”，它针对云南水源某铜矿石铜品位为0.88％,56.6％的铜以硫化铜形式存在,43.4％的铜以氧化铜形式存在，矿石矿物组成复杂、泥化现象严重，进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验，结果表明,在磨矿细度为-200目占80％条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13％、回收率为72.81％，氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品。以上在先公开出版物技术方案均不能或难以解决高品位粗粒嵌布型的特殊硫化铜矿石浮选存在的问题。

为此研发一种含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法就显得尤为迫切。

发明内容

本发明的任务是为了克服现有技术的不足，提供一种含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法，既具操作简单、工艺畅通、易工业化又具回收率高、稳定性强、生产成本低。

本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：

一种含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法，在于分级沉沙闪速浮选加差异化给药：磨矿后分级成溢流d和沉砂c两种矿浆，形成两回路分别进行闪速浮和常规浮选：一路闪速浮选，向入单槽闪速浮选机的沉砂c矿浆添加高选择性捕收剂②、起泡剂③进行，优先选别获得铜精矿产品1和闪速浮选尾矿f，既可保证铜精矿产品1的精矿品位及回收率又能减少常规浮选给矿波动，提高生产过程稳定性，实现矿石中有用矿物的“能收早收”；另一路常规浮选，向溢流d矿浆添加氧化钙①、强捕收性捕收剂④、起泡剂③进行搅拌并进行常规浮选，使溢流d中的金、银、铜有价金属富集到铜精矿2h中，去除尾矿1。

本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：

(1)实现了解离的粗粒级硫化铜矿石“能收、早收”，保证铜精矿产品1的精矿品位及回收率。

(2)减少了常规浮选给矿波动，实现生产过程的稳定性，实现综合回收矿石中有用矿物。

(3)能将矿浆中的金、银及铜等有价金属富集到铜精矿中。

(4)操作简单、工艺畅通、易于工业化应用。

(5)回收率高、生产成本低、综合效益好。

附图说明

图1是根据本发明提出的一种含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法的工艺流程示意图。

图中各标识分别表示：

①氧化钙 ②高选择性捕收剂 ③起泡剂 ④强捕收性捕收剂

具体实施方式

本发明的一种含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法，在于分级沉沙闪速浮选加差异化给药：磨矿后分级成溢流d和沉砂c两种矿浆，形成两回路分别进行闪速浮和常规浮选：一路闪速浮选，向入单槽闪速浮选机的沉砂c矿浆添加高选择性捕收剂②、起泡剂③进行，优先选别获得铜精矿产品1和闪速浮选尾矿f，既可保证铜精矿产品1的精矿品位及回收率又能减少常规浮选给矿波动，提高生产过程稳定性，实现矿石中有用矿物的“能收早收”；另一路常规浮选，向溢流d矿浆添加氧化钙①、强捕收性捕收剂④、起泡剂③进行搅拌并进行常规浮选，使溢流d中的金、银、铜有价金属富集到铜精矿2h中，去除尾矿1。

本发明的工艺可以进一步是：

具体工艺步骤与条件如下：

(1)磨矿：将原矿加入磨机进行常规磨矿，得磨矿产品b；

(2)分级：将磨矿产品b进行分级，分成溢流d和沉砂c两种矿浆，其中溢流d的磨矿细度为-0.074mm含量占60～70％，沉砂c的磨矿细度为-0.074mm含量占10～15％；

(3-2-2)常规浮选：将常规浮选给矿g沿用粗选、扫选、精选相结合工艺进行常规选浮选，得浮选铜精矿2和最终尾矿1。

所述高选择性捕收剂LY01是以O-异丙基-N-乙基硫代氨基甲酸酯、黄原酸甲酸酯为组分，按质量比2:1混合而成。

强捕收性捕收剂LY02是以正-二丁基二硫代磷酸铵、戊黄药为组分，按质量比1:1混合而成。

将闪速浮选尾矿f返回步骤(2)磨矿进行再磨及其后续工序，以提高资源利用率。

下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。

所用的高品位硫化铜矿石主要化学成分：Cu 2.17％、TS 9.05％，矿样中铜矿物主要有蓝辉铜矿、辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿、黄铜矿、斑铜矿，均为可回收铜矿物。其它金属硫化物主要是黄铁矿，方铅矿、闪锌矿、辉钼矿等含量较少。针对同一铜矿石，采用本发明方法实施例与采用公知的其它方法进行对比试验。

实施例1

按每吨硫化铜矿石干重计，原矿添加1000g/t氧化钙，经球磨磨至排矿-74um约占25％进入分级系统，分级沉砂细度为-74um占15％，分级溢流细度为-74um占65％，分级沉砂直接进入闪速浮选系统，分级溢流进入常规浮选系统。添加高选择捕收剂LY01用量为15g/t、起泡剂2#油用量为10g/t，经过闪速浮选获得精矿1产率为1.75％，含铜品位为39.82％、硫品位为47.26％；分级溢流进入常规浮选作业，添加强捕收性捕收剂LY02用量为30g/t，起泡剂2#油用量为15g/t后进行选别，获得精矿2产率为5.08％，含铜品位为25.58％、硫品位为40.56％；综合精矿含铜品位为29.26％、硫品位为42.28％，铜回收率为91.86％。

实施例2

按每吨硫化铜矿石干重计，原矿添加1000g/t氧化钙，经球磨磨至排矿-74um约占25％进入分级系统，分级沉砂细度为-74um占15％，分级溢流细度为-74um占64％，分级沉砂直接进入闪速浮选系统，分级溢流进入常规浮选系统。添加高选择捕收剂LY01用量为13g/t、起泡剂2#油用量为12g/t，经过闪速浮选获得精矿1产率为1.73％，含铜品位为39.99％、硫品位为48.01％；分级溢流进入常规浮选作业，添加强捕收性捕收剂LY02用量为28g/t，起泡剂2#油用量为18g/t后进行选别，获得精矿2产率为4.83％，含铜品位为27.40％、硫品位为46.22％；综合精矿含铜品位为30.72％、硫品位为46.69％，铜回收率为91.52％。

实施例3

按每吨硫化铜矿石干重计，原矿添加1000g/t氧化钙，经球磨磨至排矿-74um约占25％进入分级系统，分级沉砂细度为-74um占15％，分级溢流细度为-74um占63％，分级沉砂直接进入闪速浮选系统，分级溢流进入常规浮选系统。添加高选择捕收剂LY01用量为15g/t、起泡剂2#油用量为12g/t，经过闪速浮选获得精矿1产率为1.93％，含铜品位为38.36％、硫品位为47.23％；分级溢流进入常规浮选作业，添加强捕收性捕收剂LY02用量为35g/t，起泡剂2#油用量为12g/t后进行选别，获得精矿2产率为5.06％，含铜品位为24.95％、硫品位为42.62％；综合精矿含铜品位为28.65％、硫品位为43.89％，铜回收率为91.12％。

对比例1

按每吨硫化铜矿石干重计，原矿添加1000g/t氧化钙，经球磨磨至排矿-74um约占25％进入分级系统，分级沉砂浓度约75％，细度为-74um约占15％，分级沉砂直接返回磨机。添加强捕收性捕收剂LY02用量为45g/t、起泡剂2#油用量为25g/t进行常规浮选，获得铜精矿产率为7.19％，含铜品位为28.20％、硫品位为44.20％，铜回收率为90.07％。

对比例2

按每吨硫化铜矿石干重计，原矿添加1000g/t氧化钙，经球磨磨至排矿-74um约占25％进入分级系统，分级沉砂浓度约75％，细度为-74um约占15％，分级沉砂直接返回磨机。添加高选择捕收剂LY01用量为45g/t、起泡剂2#油用量为25g/t进行常规浮选，获得铜精矿产率为6.42％，含铜品位为30.50％、硫品位为45.23％，铜回收率为87.83％。

表1实施例及对比例试验结果