一种含磁性杂质的矿的选矿方法

申请号 CN201510130739.9 申请日 2015-03-24 公开(公告)号 CN104759341A 公开(公告)日 2015-07-08
申请人 湖南有色金属研究院; 发明人 陈代雄; 薛伟; 李晓东; 杨建文; 胡波; 董艳红; 祁忠旭; 曾惠明;
摘要 本 发明 涉及一种含 磁性 杂质的 氧 化 铜 矿的选矿方法。所述氧化铜矿先经易选氧化铜浮选,获得易选氧化铜精矿和易选氧化铜浮选 尾矿 ,易选氧化铜浮选尾矿再进行难选氧化铜浮选得到难选氧化铜浮选精矿;所述难选氧化铜浮选使用的捕收剂为组合捕收剂,所述组合捕收剂由戊黄药与4-二苯胺磺酸钠组成;对所述难选氧化铜浮选精矿依次进行弱 磁选 、高梯度磁选得到氧化铜磁选精矿;所述 弱磁选 的 磁场 强度为0.2~0.5T;高梯度磁选的背景磁场强度为0.7~1.2T。此氧化铜矿的选矿工艺流程简单,生产成本低,易于工业实施。
权利要求

1.一种含磁性杂质的矿的选矿方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)将原矿磨细至-0.074mm占55~90%;
(2)对磨细后的原矿进行易选氧化铜粗选,得到易选氧化铜粗选精矿和易选氧化铜粗选尾矿
(3)对所述易选氧化铜粗选精矿进行精选得到易选氧化铜精矿;对所述易选氧化铜粗选尾矿进行扫选,得到易选氧化铜扫选尾矿;
(4)对所述易选氧化铜扫选尾矿进行难选氧化铜浮选得到难选氧化铜浮选精矿;所述难选氧化铜浮选使用的捕收剂为组合捕收剂,该组合捕收剂由戊黄药与4-二苯胺磺酸钠组成;所述组合捕收剂的用量为每吨易选氧化铜扫选尾矿中添加戊黄药96~576g、4-二苯胺磺酸钠64~384g;
(5)对所述难选氧化铜浮选精矿依次进行弱磁选、高梯度磁选得到氧化铜磁选精矿;
所述弱磁选磁场强度为0.2~0.5T;高梯度磁选的背景磁场强度为0.7~1.2T。
2.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(5)中,对所述难选氧化铜浮选精矿进行1~3次高梯度磁选。
3.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(4)中,对所述易选氧化铜扫选尾矿进行2~4次难选氧化铜浮选。
4.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(3)中,对所述易选氧化铜粗选精矿进行三次精选。
5.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述难选氧化铜浮选中,按每吨易选氧化铜扫选尾矿,添加200~800g硫化钠作为硫化剂,10~40g聚醚醇作为起泡剂。

说明书全文

一种含磁性杂质的矿的选矿方法

技术领域

[0001] 本发明涉及一种含磁性杂质的氧化铜矿的选矿方法。

背景技术

[0002] 在我国的铜资源中,氧化铜矿约占四分之一。大多数铜矿床上部有氧化带,甚至有的已形成独立的大中型氧化铜矿床。为此,开发和利用氧化铜矿,对于我国铜工业的发展具有重要意义。
[0003] 氧化铜矿往往含泥量较高,粒度较细,在浮选过程中容易造成中矿量大、生产不稳定,浮选药剂消耗大、生成成本高等弊端,它的处理一直是国内外选矿领域的难题之一。大量试验研究结果表明,成分较为纯净的氧化铜矿物如:孔雀石、蓝铜矿等通过简单的硫化浮选法就能够获得较高品位和回收率的氧化铜精矿。但通过吸附或机械混入Fe、Ni、Co、Mn磁性杂质的氧化铜矿物的可浮性变差,常规浮选难以回收,往往需采用联合浮选流程,如离析-浮选法、浸-硫化沉淀浮选法、化学选矿法、细菌浸出法等回收,但这些方法普遍存在着工艺流程复杂、选矿成本高、环境污染严重等特点,难以工业实施。

发明内容

[0004] 本发明解决的是,含磁性杂质的难选氧化铜矿物选矿指标不高,选矿工艺复杂,选矿成本高等技术问题。
[0005] 本发明的技术方案是,提供一种含磁性杂质的氧化铜矿的选矿方法,包括以下步骤:
[0006] (1)将原矿磨细至-0.074mm占55~90%;
[0007] (2)对磨细后的原矿进行易选氧化铜粗选,得到易选氧化铜粗选精矿和易选氧化铜粗选尾矿
[0008] (3)对所述易选氧化铜粗选精矿进行精选得到易选氧化铜精矿;对所述易选氧化铜粗选尾矿进行扫选,得到易选氧化铜扫选尾矿;
[0009] (4)对所述易选氧化铜扫选尾矿进行难选氧化铜浮选得到难选氧化铜浮选精矿;所述难选氧化铜浮选使用的捕收剂为组合捕收剂,该组合捕收剂由戊黄药与4-二苯胺磺酸钠组成;所述组合捕收剂的用量为每吨易选氧化铜扫选尾矿中添加戊黄药96~576g、
4-二苯胺磺酸钠64~384g;
[0010] (5)对所述难选氧化铜浮选精矿依次进行弱磁选、高梯度磁选得到氧化铜磁选精矿;所述弱磁选磁场强度为0.2~0.5T;高梯度磁选的背景磁场强度为0.7~1.2T。
[0011] 进一步地,步骤(5)中,对所述难选氧化铜粗选精矿进行1~3次高梯度磁选。
[0012] 进一步地,步骤(4)中,对所述易选氧化铜扫选尾矿进行2~4次难选氧化铜浮选。
[0013] 进一步地,步骤(3)中,对所述易选氧化铜粗选精矿进行三次精选。
[0014] 进一步地,所述难选氧化铜浮选中,按每吨易选氧化铜扫选尾矿,添加200~800g硫化钠作为硫化剂,10~40g聚醚醇作为起泡剂。
[0015] 由于氧化铜矿物中混入的Fe、Mn、Co、Ni杂质具有磁性,使这部分氧化铜矿物的比磁化系数变大,磁性变强;同时,磁选工艺和磁选设备的进步,应用浮选-磁选联合工艺回收这部分难选氧化铜矿物成为可能。本发明特别适用含磁性杂质的难选氧化铜矿选矿,本发明使用选择性较好的浮选-磁选联合工艺,捕收能强的组合捕收剂,开路浮选含磁性杂质的难选氧化铜矿物,获得难选氧化铜粗选精矿,再采用弱磁选-强磁选相结合的工艺,最大限度的提高磁选氧化铜精矿的品位,从而达到提高氧化铜精矿品位和回收率的目的。
[0016] 本发明在采用现有的技术对易选氧化铜浮选之后,易选氧化铜的扫选尾矿中氧化铜矿物含量较低,这部分氧化铜矿物含有的磁性杂质,可浮性变差,给氧化铜浮选造成了很大的难度。本发明对易选氧化铜浮选尾矿进行难选氧化铜浮选(易选氧化铜浮选尾矿即难选氧化铜浮选给矿),得到的难选氧化铜浮选精矿进行弱磁选、高梯度磁选,从而得到氧化铜磁选精矿,用于冶金
[0017] 本发明所述选矿方法的的机理为:(1)组合捕收剂中的4-二苯胺磺酸钠分子上的2+
原子上未共用的独对电子作为配为体,提供独对电子与难选铜矿物表面的Cu 阳离子共享,以共价键形式结合为比较稳定的螯合物;同时,4-二苯胺磺酸钠分子上的磺酸根可以
2+ 3+ 2+ 2+ 4+
与氧化铜矿物表面的Cu 、Fe 、Ni 、Co 、Mn 等离子形成难溶性化合物,这两种方式同时作用于难选氧化铜矿物表面,使矿物表面疏可浮。(2)通过难选氧化铜浮选,预富集含、锰磁性杂质的难选氧化铜矿物,再通过弱磁选,进一步去除难选氧化铜粗精矿的部分比磁化系数较高、铜含量低的矿物,使弱磁选尾矿中的磁性矿物大部分为铜含量较高的难选氧化铜矿物,最后采用高梯度磁选,获得高品位氧化铜磁选精矿。
[0018] 本发明的优点在于:部分氧化铜矿物由于混入磁性杂质,而造成不同氧化铜矿物之间可浮性、比磁化系数有所差异,采用浮选-磁选联合工艺,充分发挥浮选和磁选各自的优势,克服了氧化铜浮选过程中矿量大、生产不稳定,浮选药剂消耗大、生产成本高的弊端,使氧化铜矿的选矿工艺流程简单,生产成本低,易于工业实施。通过本发明的选矿工艺,可以使某些难选氧化铜矿物得到回收利用,不仅有利于节省资源,而且对于缓解我国矿产资源的紧张局面具有重要意义。附图说明
[0019] 图1表示本发明提供的氧化铜矿的选矿工艺流程图

具体实施方式

[0020] 下面结合实施例和附图对本发明作进一步说明。
[0021] 实施例1
[0022] 原矿选自国外某种氧化铜矿,含铜2.98%,含铁5.17%,铜氧化率95%以上,铜矿物主要为孔雀石、孔雀石、铜铁硅氧结合物、水胆矾、蓝铜矿等,部分铜矿物吸附或机械混入铁、锰杂质。
[0023] 该矿选矿包括以下步骤:
[0024] (1)磨矿:原矿磨矿至细度-0.074mm占75%;
[0025] (2)易选氧化铜矿粗选:按每吨给矿计,硫化钠用量为1600g,搅拌2分钟,戊黄药120g,聚醚醇20g,搅拌1分钟,浮选时间3分钟;得到易选氧化铜粗选精矿和易选氧化铜粗选尾矿;
[0026] (3)易选氧化铜粗选尾矿经两次扫选得到易选氧化铜扫选尾矿,按每吨给矿计,其中扫选一过程中,硫化钠用量为300g,搅拌2分钟,戊黄药40g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟;扫选二过程中,硫化钠用量为200g,搅拌2分钟,戊黄药20g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟,获得易选氧化铜浮选尾矿;易选氧化铜粗精矿经过三次空白精选,获得易选氧化铜精矿;
[0027] (4)难选氧化铜浮选:步骤(3)得到易选氧化铜浮选尾矿即难选氧化铜浮选的给矿。将易选氧化铜浮选尾矿进行三次难选氧化铜浮选,按每吨给矿计,难选氧化铜浮选一中,硫化钠用量为1600g,搅拌2分钟,戊黄药160g,4-二苯胺磺酸钠107g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间3分钟;难选氧化铜浮选二中,硫化钠用量为1200g,搅拌2分钟,戊黄药120g,4-二苯胺磺酸钠80g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟;难选氧化铜浮选三中,硫化钠用量为800g,搅拌2分钟,戊黄药80g,4-二苯胺磺酸钠53g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟;三次难选氧化铜浮选后获得难选氧化铜浮选精矿和难选氧化铜浮选尾矿;
[0028] (5)弱磁选:对难选氧化铜浮选精矿进行一次弱磁选,磁场强度为0.3T,弱磁选精矿直接抛尾,弱磁选尾矿进行高梯度磁选;
[0029] (6)高梯度磁选:弱磁选尾矿进行两次高梯度磁选,背景磁场强度分别为0.8T和1T,获得氧化铜磁选精矿,磁选中矿、磁选尾矿与浮选尾矿合并作为尾矿。
[0030] 实施例1试验结果见表1。
[0031] 表1实施例1试验结果(%)
[0032]
[0033] 实施例1氧化铜磁选精矿CaO、MgO的含量分别为0.65%、0.81%,耗酸物质CaO、MgO的含量较低,可以为湿法冶金提供良好的原料。
[0034] 实施例2
[0035] 原矿选自西藏某地一种铁含量高、矿泥含量大的氧化铜矿,该矿含铜3.08%,含铁17.85%,铜氧化率97%左右,铜矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、铜铁矿、硅孔雀石、铜铁硅氧结合物等,大量铜矿物中以吸附或机械混入铁。
[0036] 该矿选矿包括以下步骤:
[0037] (1)磨矿:原矿磨矿至细度-0.074mm占80%;
[0038] (2)易选氧化铜矿粗选:按每吨给矿计,硫化钠用量为2400g,搅拌2分钟,戊黄药160g,聚醚醇30g,搅拌1分钟,浮选时间4分钟;得到易选氧化铜粗选精矿和易选氧化铜粗选尾矿;
[0039] (3)易选氧化铜粗选尾矿经两次扫选得到易选氧化铜扫选尾矿,按每吨给矿计,其中扫选一过程中,硫化钠用量为600g,搅拌2分钟,戊黄药60g,聚醚醇20g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟;扫选二过程中,硫化钠用量为400g,搅拌2分钟,戊黄药40g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟,获得易选氧化铜浮选尾矿;易选氧化铜粗精矿经过三次空白精选,获得易选氧化铜精矿;
[0040] (4)难选氧化铜浮选:步骤(3)得到易选氧化铜浮选尾矿即难选氧化铜浮选的给矿。将易选氧化铜浮选尾矿进行三次难选氧化铜浮选,按每吨给矿计,难选氧化铜浮选一中,硫化钠用量为1800g,搅拌2分钟,戊黄药120g,4-二苯胺磺酸钠80g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间3分钟;难选氧化铜浮选二中,硫化钠用量为1200g,搅拌2分钟,戊黄药
80g,4-二苯胺磺酸钠53g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟;难选氧化铜浮选三中,硫化钠用量为800g,搅拌2分钟,戊黄药60g,4-二苯胺磺酸钠40g,聚醚醇10g,搅拌1分钟,浮选时间2分钟;三次难选氧化铜浮选后获得难选氧化铜浮选精矿和难选氧化铜浮选尾矿;
[0041] (5)弱磁选:难选氧化铜粗精矿进行一次弱磁选,磁场强度为0.25T,磁选精矿直接抛尾,磁选尾矿进行高梯度磁选;
[0042] (6)高梯度磁选:弱磁选尾矿进行两次高梯度磁选,背景磁场强度分别为0.8T和0.9T,获得氧化铜磁选精矿,磁选中矿、磁选尾矿与浮选尾矿合并作为尾矿。
[0043] 实施例2试验结果见表2。
[0044] 表2实施例2试验结果(%)
[0045]
[0046] 实施例2中强磁选精矿CaO、MgO的含量分别为0.71%、0.92%。该矿铁含量高,常规硫化浮选精矿回收率低,通过磁选大幅提高了铜矿物的回收率。
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