一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法 |
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| 申请号 | CN201510754395.9 | 申请日 | 2015-11-09 | 公开(公告)号 | CN105435952A | 公开(公告)日 | 2016-03-30 |
| 申请人 | 湖南有色金属研究院; | 发明人 | 陈代雄; 胡波; 杨建文; 李晓东; 薛伟; 肖骏; 董艳红; 其他发明人请求不公开姓名; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种高泥质 铁 质难处理 氧 化 铜 矿的选别方法，属于矿物加工技术领域。所述氧化铜矿原矿磨矿后先快速浮选，获得一个高品位铜精矿；然后分段浮选出难浮铜矿物，获得一个较低品位的铜精矿；最后采用高梯度 磁选 获得一个磁选精矿。所述方法比传统氧化铜浮选法回收率高15%～35%，且解决了泥质和铁质的干扰。该工艺流程稳定，适应性强，生产成本低，铜回收率高，已实现工业实施。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法技术领域[0001] 本发明涉及一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法，属于矿物加工技术领域。 背景技术[0002] 铜是国民经济发展应用最广泛的金属之一，在我国民经济中占有非常重要的地位。全国查明铜矿区1426处（其中有共伴生矿区187处），查明资源储量7157万吨。其基础储量2932万吨，资源量4225万吨。我国对铜资源市场需求巨大，而铜资源十分短缺，60%以上需要进口。在我国的铜资源中，氧化铜资源约占四分之一以上，资源量巨大。大多数铜矿床上部有氧化带，已有部分铜矿床形成独立的大中型氧化铜矿床。 [0003] 然而，氧化铜矿往往具有含泥量高、嵌布粒度细、亲水性强可浮性差，矿石性质非常复杂等特性，使氧化铜的选矿回收普遍存在着精矿品位低，选矿指标差等问题。我国的氧化铜选矿技术已有50多年的历史，在处理矿物种类繁多、矿石性质复杂的氧化铜矿方面，已积累了比较丰富的经验。对于矿石性质比较简单的氧化铜矿物孔雀石、蓝铜矿可采用常规的硫化浮选法回收，对于高泥质-铁质难处理氧化铜矿则效果不理想。 [0004] 此类氧化铜矿石储量丰富，广泛分布于西藏、新疆、云南等地，长期以来，该类资源的综合利用主要存在以下难题：（1）氧化矿全堆浸工艺，渗透性差，浸出率低。试生产过程中出现了较多问题，如：①矿石含泥含水高，碎矿筛分设备经常堵塞，生产流程不畅通；②全部矿石入堆，浸出渗透性差，浸出率低、筑堆高度低；③块矿入堆可以提高料堆高度，但出现块矿易泥化的情况；④料堆底部和溶液池出现渗漏情况。虽采取了多种措施解决各种问题，但效果不佳。（2）富氧化矿搅拌浸出工艺，主要表现在①搅浸耗酸高，中和耗石灰高，且沉降较差，经常因絮凝剂控制不好，造成萃取中出现絮状物。②搅浸碎磨处理能力远远大于搅浸萃取处理能力，造成碎磨经常间断性停机（3）浮选工艺，浮选受到大量泥质矿物的影响，致使稳定性和重现性差，金属回收率低。 发明内容[0006] 针对含高泥质铁质难处理氧化铜矿浮选回收率低，湿法浸出生产成本高，单一磁选对铜矿物回收率低的问题，本发明提供一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法，所述方法具有成本低，回收率高，适应性强等特点。 [0007] 本发明的技术方案是，提供一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法，包括以下步骤：（1）将原矿磨细至-0.074 mm占65%～95%； （2）对磨细后的原矿进行快速浮选，浮选时间为0.5-1.5min，获得一个高品位的铜精矿； （3）对所述快速浮选尾矿进行分段粗选，粗选段数为2-4次，每次粗选刮泡时间控制在 0.5-2min，每段粗选精矿合并； （4）对所述分段粗选的尾矿进行扫选，粗选精矿进行精选； （5）对所述扫选尾矿进行高梯度磁选得到磁选精矿和磁选尾矿。 [0008] 步骤（1）所述原矿全铁含量20%～42%，泥质矿物以高岭土为主，含量20%～45%，所述原矿铜矿物氧化率50%～95%。 [0009] 步骤（2）所述的快速浮选作业，添加500-2000g/t的铵盐和500-3000g/t的硫化钠作为硫化剂，50～200g捕收剂，20～60g起泡剂；步骤（3）中，所述分段粗选作业，每段粗选尾矿添加100-1000g/t的铵盐和500-3000g/t的硫化钠作为硫化剂，10～100g捕收剂，0～20g起泡剂；步骤（4）中，所述扫选作业，添加50-300g/t的铵盐和100-500g/t的硫化钠作为硫化剂，5～10g捕收剂。 [0010] 所述捕收剂为戊黄药、苯甲羟肟酸、丁黄药中的一种或几种；所述的起泡剂为松醇油或者MIBC。 [0011] 对所述分段粗选的尾矿进行1～3次扫选；对所述分段粗选的精矿进行1～3次精选。 [0013] 本发明的优点在于：（1）矿石含泥含铁高，对浮选干扰严重。矿泥具有质量小、比表面积大等特点，容易附着在粗粒矿物表面形成矿泥覆盖；同时矿泥具有较大的表面能具有较强的药剂吸附能力，致使浮选过程中浮选捕收剂的吸附选择性变差，细泥与泡沫接触及粘附效率降低，浮选过程往往消耗大量的选矿药剂也难以保证铜的回收和富集比；同时，矿泥易夹杂于浮选泡沫，循环于流程中难以脱除，降低精矿品位和回收率，使浮选难于进行。本发明的研发过程中发现在添加了胺类和硫化钠的条件下可以促进铜的浮选，大幅提高高泥质铜矿物的上浮速度，使铜矿可浮性优于矿泥、上浮速度快于矿泥，且有一部分铜矿上浮速度很快，依据的这些特性，本发明先通过快速浮选，获得一个高品位铜精矿；然后通过分段浮选，降低每一段的药剂用量和刮泡时间，在矿泥与捕收剂作用不充分的情况下进行铜的浮选，有效消除了泥质和铁质对浮选的影响，使浮选过程顺利进行。 [0014] （2）利用原矿含铁高的特点，部分铜矿以机械夹杂形式存在于铁矿物中，部分铜矿呈弱磁性的特点，对浮选尾矿进行磁选，回收了浮选难以回收的铜矿，磁选铜精矿品位虽然较低，但是矿泥质以及脉石含量低，可以采用浸出工艺进一步回收铜，较原矿直接浸出，工艺简单、流程通畅、成本大幅降低。 [0015] （3）整个解决了全堆浸工艺，渗透性差、生产流程不畅通、浸出率低；搅拌浸出工艺，耗酸高、中和耗石灰高、沉降差、萃取中出现絮状物等问题；传统浮选工艺受到大量泥质矿物的影响，稳定性和重现性差、金属回收率低等问题。 具体实施方式[0018] 下面结合实施例和附图对本发明作进一步说明。 [0019] 实施例1原矿选自西藏某高品位氧化铜矿，含铜4.40%，含铁20.76%，主要为褐铁矿，含有少量的赤铁矿，铜氧化率75%左右，铜矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、赤铜铁矿、蓝铜、锰铜矿，有一部分铜矿物则以吸附或机械混入铁矿物中。矿石中铜的赋存状态复杂，主要赋存在自由氧化铜和次生硫化铜中，分布率分别为41.50%、34.31%；其次以结合氧化铜的形式存在，分布率为27.83%。脉石矿物主要以粘土类矿物为主。 [0020] 该矿铜矿物回收包括以下步骤：（1）磨矿：原矿磨矿至细度-0.074 mm占84%； （2）对磨矿后的矿浆进行快速浮选，矿浆浓度为：27%，添加1000g/t的硫酸铵和3000g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌2 min；再添加30g/t苯甲羟肟酸和70g/t戊黄药作为捕收剂， 30g/t MIBC为起泡剂，搅拌1.5 min，之后进行刮泡，时间为1 min，获得一个含铜25.98%的铜精矿； （3）快速浮选后的尾矿进行三次粗选，粗选1添加500g/t的硫酸铵和1500g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加15g/t苯甲羟肟酸和35g/t戊黄药作为捕收剂，10g/t MIBC为起泡剂，搅拌1 min，然后刮泡1.5min，获得粗精矿1；粗选2添加150g/t的硫酸铵和500g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加5g/t苯甲羟肟酸和15g/t戊黄药作为捕收剂，5g/t MIBC为起泡剂，搅拌1 min，然后刮泡1min，获得粗精矿2；粗选3添加150g/t的硫酸铵和 500g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加5g/t苯甲羟肟酸和15g/t戊黄药作为捕收剂，5g/t MIBC为起泡剂，搅拌1 min，然后刮泡0.5min，获得粗精矿3。 [0021] （4）将粗精矿1、2、3合并进行两次精选，精选1添加50g/t的硫酸铵和150g/t的硫化钠，搅拌0.5min，刮泡3min，获得泡沫产品再进行一次空白精选，获得一个品位为18.65%的铜精矿。 [0022] （5）对步骤（3）三次粗选后的尾矿进行两次扫选作业，扫选作业添加100g/t的硫酸铵和300g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加5g/t苯甲羟肟酸和10g/t戊黄药作为捕收剂，搅拌1 min，然后刮泡1.5min；槽底产品为浮选尾矿。 [0023] （6）在闭路过程中步骤（4）中精选1的尾矿和步骤（5）中扫选1的精矿返回至粗选1，步骤（4）中精选2的尾矿返回至精选1；步骤（5）中扫选1的精矿返回至粗选2.（7）对浮选的尾矿进行了两次磁选作业，磁选1磁场强度为0.4T，磁选2磁场强度为0.8T，获得含铜3.63%的磁选精矿和磁选尾矿。 [0024] 选矿指标见表1。 [0025] 表1 选矿指标实施例2 云南某铜矿，原矿铁含量高、矿泥含量大，该矿含铜2.1%，含铁14.85%，高岭石含量 20.3%，铜氧化率78%左右，铜矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、赤铜铁矿、硅铜锰石，部分铜矿物则以吸附或机械混入褐铁矿和高岭石中，难以回收。矿石中铜的赋存状态复杂，主要赋存在硫化铜、自由氧化铜和结合氧化铜中，分布率分别为22%、57.31%、20.69%。脉石矿物主要以粘土类矿物高岭石等为主。 [0026] 该矿铜矿物回收包括以下步骤：（1）磨矿：原矿磨矿至细度-0.074 mm占80%； （2）对磨矿后的矿浆进行快速浮选，添加1200g/t的硫酸铵和2800g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌2 min；再添加20g/t苯甲羟肟酸和50g/t丁黄药作为捕收剂，20g/t MIBC为起泡剂，搅拌1.5 min，之后进行刮泡，时间为1 min，获得一个含铜25.45%的铜精矿； （3）快速浮选后的尾矿进行三次粗选，粗选1添加600g/t的硫酸铵和1600g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加12g/t苯甲羟肟酸和30g/t丁黄药作为捕收剂，10g/t MIBC为起泡剂，搅拌1 min，然后刮泡1.5min，获得粗精矿1；粗选2添加150g/t的硫酸铵和500g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加5g/t苯甲羟肟酸和12g/t丁黄药作为捕收剂，5g/t MIBC为起泡剂，搅拌1 min，然后刮泡1min，获得粗精矿2；粗选3添加120g/t的硫酸铵和 450g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加4g/t苯甲羟肟酸和10g/t丁黄药作为捕收剂，3g/t MIBC为起泡剂，搅拌1 min，然后刮泡0.5min，获得粗精矿3。 [0027] （4）将粗精矿1、2、3合并进行三次精选，精选1添加50g/t的硫酸铵和150g/t的硫化钠，搅拌0.5min，刮泡3min，获得泡沫产品再进行两次次空白精选，获得一个品位为18%的铜精矿。 [0028] （5）对步骤（3）三次粗选后的尾矿进行两次扫选作业，扫选作业添加100g/t的硫酸铵和300g/t的硫化钠作为硫化剂，搅拌1 min；再添加2g/t苯甲羟肟酸和5g/t戊黄药作为捕收剂，搅拌1 min，然后刮泡1.5min；槽底产品为浮选尾矿。 [0029] （6）在闭路过程中步骤（4）中精选1的尾矿和步骤（5）中扫选1的精矿返回至粗选1，步骤（4）中精选2的尾矿返回至精选1；步骤（5）中扫选1的精矿返回至粗选2。 [0030] （7）对浮选的尾矿进行了两次磁选作业，磁选1磁场强度为0.4T，磁选2磁场强度为0.8T，获得含铜4.2%的磁选精矿和磁选尾矿。 [0031] 选矿指标见表2。 [0032] 表2 选矿指标 |
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