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一种低品位赤铜矿的选矿方法
申请号	CN201510894023.6	申请日	2015-12-08	公开(公告)号	CN105363562A	公开(公告)日	2016-03-02
申请人	中南大学;			发明人	孙伟; 王丽; 胡岳华; 张烨;
摘要	本发明公开了一种低品位赤铜矿的选矿方法，该方法是将低品位赤铜矿磨矿后，加水调浆，得到矿浆；在矿浆中依次加入矿浆分散剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿I；再在矿浆中依次加入硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜中矿；最后在浆料中依次加入氧化剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿II。该方法适用于赤铜矿型铜矿的浮选，可以充分回收铜矿中的各种含铜矿物，特别适用于难选的赤铜矿浮选，可获得铜品位为18％～21％铜精矿，铜回收率达到78％～85％，显著提高了铜的回收率，降低了生产成本，提高经济效益。
权利要求	1.一种低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：包括以下步骤： (1)将低品位赤铜矿磨矿后，加水调浆，得到矿浆；所述的低品位赤铜矿中铜品位为0.6％～0.9％，脉石成分包括方解石、白云石、石英、赤铜矿和孔雀石，主要铜矿物为赤铜矿； (2)在所得矿浆中依次加入矿浆分散剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿I； (3)在(2)浮选后的矿浆中依次加入硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜中矿； (4)在(3)浮选后的矿浆中依次加入氧化剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿II。 2.根据权利要求1所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的低品位赤铜矿磨矿至粒度满足-0.074mm粒级的质量百分比含量为95％～98％。 3.根据权利要求1所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：(1)中的矿浆质量百分比浓度为28％～30％。 4.根据权利要求1所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：(2)中矿浆分散剂相对低品位赤铜矿的加入量为1kg/t～1.5kg/t，硫化剂相对低品位赤铜矿的加入量为 1.5kg/t～2kg/t，铜矿捕收剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.5kg/t～1.5kg/t，起泡剂相对低品位赤铜矿的加入量为20g/t～50g/t。 5.根据权利要求1所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：(3)中硫化剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.5kg/t～1kg/t，铜矿捕收剂相对低品位赤铜矿的加入量为 0.2kg/t～0.5kg/t，起泡剂相对低品位赤铜矿的加入量为10g/t～20g/t。 6.根据权利要求1所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：(4)中氧化剂相对低品位赤铜矿的加入量为2kg/t～3kg/t，硫化剂相对低品位赤铜矿的加入量为1.0kg/t～ 1.5kg/t，铜矿捕收剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.2kg/t～0.4kg/t，起泡剂相对低品位赤铜矿的加入量为10g/t～20g/t。 7.根据权利要求4所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的分散剂为水玻璃、硫酸铵和六偏磷酸钠中至少一种。 8.根据权利要求4～7任一项所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的硫化剂为硫化钠和/或硫代碳酸钠；所述的铜矿捕收剂为丁基黄药、戊基黄药、丁基黑药和苯甲羟肟酸中至少一种。 9.根据权利要求7所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于：所述的氧化剂为过氧化氢、高锰酸钾、次氯酸钠、次氯酸钙和重铬酸钾中的至少一种。 10.根据权利要求1所述的低品位赤铜矿的选矿方法，其特征在于： (2)中向矿浆中依次加入矿浆分散剂，调浆5～8分钟；加入硫化剂，调浆20～30分钟；加入铜矿捕收剂，调浆3～5分钟；加入起泡剂，调浆2～3分钟； (3)中向矿浆中依次加入硫化剂，调浆5～10分钟；加入铜矿捕收剂，调浆3～6分钟；加入起泡剂，调浆1～2分钟； (4)中向矿浆中依次加入氧化剂，调浆20～30分钟；加入硫化剂，调浆5～10分钟；加入铜矿捕收剂，调浆3～6分钟；加入起泡剂，调浆1～2分钟。
说明书全文	一种低品位赤铜矿的选矿方法技术领域 [0001] 本发明涉及一种低品位赤铜矿的选矿方法，特别涉及一种通过分步浮选法，优先浮选氧化铜矿，难选的氧化亚铜矿经过强氧化后再硫化浮选的方法，实现低品位赤铜矿的综合回收，属于铜矿浮选技术领域。背景技术 [0002] 氧化铜矿和混合铜矿占目前世界铜矿资源的10％～15％，约占铜金属量的25％。矿石中铜物相种复杂，影响选别的主要因素为：矿样的氧化率在85％左右，有的高达90％，铜矿物含有氧化铜、孔雀石、氧化亚铜(赤铜矿)，其中的赤铜矿属于难选铜矿。国内外针对这种类型铜矿的选矿工艺研究报道甚少，主要采用硫化浮选的方法回收铜矿物，但是这种常规的浮选并不能有效的回收赤铜矿，导致铜浮选回收率较低。发明内容 [0003] 针对现有的硫化浮选法处理低品位赤铜矿存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种从低品位赤铜矿中获得高品位铜矿物，且铜回收率高的选矿方法，该方法操作简单、成本低，且实现了低品位高氧化率铜矿的综合回收。 [0004] 为了实现上述技术目的，本发明提供了一种低品位赤铜矿的选矿方法，该方法包括以下步骤： [0005] (1)将低品位赤铜矿磨矿后，加水调浆，得到矿浆； [0006] 所述的低品位赤铜矿中铜品位为0.6％～0.9％，脉石成分包括方解石、白云石、石英、赤铜矿和孔雀石，主要铜矿物为赤铜矿； [0007] (2)在所得矿浆中依次加入矿浆分散剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿I； [0008] (3)在(2)浮选后的矿浆中依次加入硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜中矿； [0009] (4)在(3)浮选后的矿浆中依次加入氧化剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿II。 [0010] 本发明的技术方案采用分步硫化浮选结合强氧化硫化浮选的方法处理低品位赤铜矿，将易选的氧化铜矿优选通过硫化浮选分离，而矿石中剩余难选的铜矿物在强氧化后再通过硫化浮选分离。该方法解决了现有的硫化浮选方法难以处理低品位赤铜矿的技术瓶颈，大大提高了铜精矿的品位和铜的回收率。 [0011] 优选的方案中，低品位赤铜矿磨矿至粒度满足-0.074mm粒级的质量百分比含量为95％～98％。 [0012] 优选的方案中，(1)中的矿浆质量百分比浓度为28％～30％。 [0013] 优选的方案中，(2)中矿浆分散剂相对低品位赤铜矿的加入量为1kg/t～1.5kg/t，硫化剂相对低品位赤铜矿的加入量为1.5kg/t～2kg/t，铜矿捕收剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.5kg/t～1.5kg/t，起泡剂相对低品位赤铜矿的加入量为20g/t～50g/t。 [0014] 优选的方案中，(3)中硫化剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.5kg/t～1kg/t，铜矿捕收剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.2kg/t～0.5kg/t，起泡剂相对低品位赤铜矿的加入量为10g/t～20g/t。 [0015] 优选的方案中，(4)中氧化剂相对低品位赤铜矿的加入量为2kg/t～3kg/t，硫化剂相对低品位赤铜矿的加入量为1.0kg/t～1.5kg/t，铜矿捕收剂相对低品位赤铜矿的加入量为0.2kg/t～0.4kg/t，起泡剂相对低品位赤铜矿的加入量为10g/t～20g/t。 [0016] 较优选的方案中，分散剂为水玻璃、硫酸铵和六偏磷酸钠中至少一种。 [0017] 较优选的方案中，硫化剂为硫化钠和/或硫代碳酸钠。 [0018] 较优选的方案中，铜矿捕收剂为丁基黄药、戊基黄药、丁基黑药和苯甲羟肟酸中至少一种。 [0019] 较优选的方案中，氧化剂为过氧化氢、高锰酸钾、次氯酸钠、次氯酸钙和重铬酸钾中的至少一种。 [0020] 优选的方案中，(2)中向矿浆中依次加入矿浆分散剂，调浆5～8分钟；加入硫化剂，调浆20～30分钟；加入铜矿捕收剂，调浆3～5分钟；加入起泡剂，调浆2～3分钟。 [0021] 优选的方案中，(3)中向矿浆中依次加入硫化剂，调浆5～10分钟；加入铜矿捕收剂，调浆3～6分钟；加入起泡剂，调浆1～2分钟。 [0022] 优选的方案中，(4)中向矿浆中依次加入氧化剂，调浆20～30分钟；加入硫化剂，调浆5～10分钟；加入铜矿捕收剂，调浆3～6分钟；加入起泡剂，调浆1～2分钟。 [0023] 本发明的低品位赤铜矿主要成分为方解石、白云石、石英、赤铜矿、孔雀石等，且含泥量较高；其中，铜品位在0.6％～0.9％，主要以赤铜矿的形式存在。 [0024] 相对现有技术，本发明的技术带来的有益技术效果在于： [0025] 1、本发明的技术方案采用分步硫化浮选及矿浆强氧化后硫化浮选等方法，实现了低品位高氧化率铜矿中各种铜矿物的综合回收，特别是难选的赤铜矿，获得铜精矿铜品位为18％～21％，回收率达到78％～85％； [0026] 2、本发明的技术方案操作简单、成本低，满足工业生产应用要求。具体实施方式 [0027] 以下实施例旨在进一步说明本发明内容，而不是限制本发明权利要求的保护范围。 [0028] 实施例1 [0029] 采用本方法对新疆某低品位氧化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.85％，脉石矿物主要是石英、方解石和白云石，铜主要以赤铜矿的形式存在。 [0030] 将矿石磨矿至-0.074mm占96％，加水调浆至质量浓度为30％；加入1.5kg/t的水玻璃，调浆8分钟，后加入2kg/t的硫化钠，调浆20分钟，而后加入800g/t戊黄药和300g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入20g/t的松醇油，调浆2分钟。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿I；在矿浆中继续加入500g/t的硫化钠，调浆5分钟，而后加入150g/t戊黄药和50g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿。在矿浆中继续加入2kg/t的高锰酸钾，调浆30分钟，而后加入1kg/t的硫化钠，调浆10分钟，继续加入300g/t戊黄药和100g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿II。最后，经过两次精选，最终得到铜品位为20.36％的铜精矿，闭路铜总回收率达到81.34％。 [0031] 对比实施例1 [0032] 采用实施例1中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占96％，加水调浆至质量浓度为30％；加入1.5kg/t的水玻璃，调浆8分钟，后加入2kg/t的硫化钠，调浆20分钟，而后加入 800g/t戊黄药和300g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入20g/t的松醇油，调浆2分钟。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿I；在矿浆中继续加入500g/t的硫化钠，调浆5分钟，而后加入150g/t戊黄药和50g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入 10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿I。在矿浆中继续入500g/t的硫化钠，调浆5分钟，而后加入150g/t戊黄药和50g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿II。最后，经过两次精选，最终得到铜品位为18.58％的铜精矿，闭路铜总回收率仅为67.85％。 [0033] 实施例2 [0034] 采用本方法对四川某低品位氧化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.68％，脉石矿物主要是石英、云母、方解石和白云石，铜主要以赤铜矿的形式存在。 [0035] 将矿石磨矿至-0.074mm占97.5％，加水调浆至质量浓度为28.5％；加入1300g/t的水玻璃，调浆8分钟，后加入2kg/t的硫化钠，调浆20分钟，而后加入1kg/t戊黄药和400g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入20g/t的松醇油，调浆2分钟。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿I；在矿浆中继续加入800g/t的硫化钠，调浆5分钟，而后加入250g/t戊黄药和80g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿。在矿浆中继续加入2.5kg/t的高锰酸钾，调浆30分钟，而后加入1000g/t的硫化钠，调浆10分钟，继续加入200g/t戊黄药和50g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿II。最后，经过两次精选，最终得到铜品位为18.33％的铜精矿,闭路铜总回收率达到82.32％。 [0036] 对比实施例2 [0037] 采用实施例2中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占97.5％，加水调浆至质量浓度为28.5％；加入1300g/t的水玻璃，调浆8分钟，后加入2kg/t的硫化钠，调浆20分钟，而后加入1kg/t戊黄药和400g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入20g/t的松醇油，调浆2分钟。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿I；在矿浆中继续加入800g/t的硫化钠，调浆5分钟，而后加入250g/t戊黄药和80g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿I。在矿浆中继续加入800g/t的硫化钠，调浆5分钟，而后加入250g/t戊黄药和80g/t的苯甲羟肟酸，调浆5分钟，最后加入10g/t的松醇油，调浆1分钟，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿II。最后，经过两次精选，最终得到铜品位为16.56％的铜精矿，闭路铜总回收率达到71.02％。

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