一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法 |
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| 申请号 | CN201510894226.5 | 申请日 | 2015-12-08 | 公开(公告)号 | CN105344494A | 公开(公告)日 | 2016-02-24 |
| 申请人 | 中南大学; | 发明人 | 孙伟; 王丽; 胡岳华; 陈宇枫; 田梦洁; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种低 碱 度下低品位硫化 铜 矿的选矿方法，该方法是将低品位硫化铜矿磨矿、调浆，得到矿浆；在矿浆中依次加入石灰调浆，加入 水 玻璃和六偏 磷酸 钠混合药剂调浆，加入强 氧 化剂调浆，加入胶类 抑制剂 调浆，最后加入Z200和黑药的混合捕收剂，浮选分离，得粗精铜矿；该方法通过添加适当的 氧化剂 、胶类抑制剂等，可以强烈抑制黄 铁 矿的浮选，实现了 黄铜 矿与黄铁矿的有效的分离，显著提高铜精矿中铜的品位和回收率，可以获得铜品位为18％～23％，回收率为78％～85％的铜精矿。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，其特征在于：包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法技术领域背景技术[0002] 在黄铜矿和黄铁矿浮选分离时，一般采用大量的石灰在pH为12～13的高碱度下进行，从而产生了一系列的问题，例如石灰必须制乳，增加了工序，同时石灰容易结钙，容易堵塞管道；高碱度条件下，捕收剂用量增大，选矿成本高且环境污染严重。此外，矿石中石英、高岭石、蒙脱石等微细粒脉石矿物含量较高且泥化程度较高时，石灰用量较高会使矿浆粘度增高，恶化浮选分离过程。 发明内容[0004] 本发明提供了一种低碱度下低品位硫化铜矿的选矿方法，该方法包括以下步骤： [0005] (a)将低品位硫化铜矿磨矿、调浆，得到矿浆； [0007] (b)在矿浆中加入石灰，调浆，调整矿浆pH值为9.0～9.5； [0010] (e)在矿浆中加入胶类抑制剂，调浆； [0011] (f)在矿浆中加入Z200和黑药的混合捕收剂，浮选分离，得粗精铜矿；所述的混合捕收剂中Z200和黑药的质量比为3～4:1～2。 [0012] 优选的方案中，低品位硫化铜矿磨矿至粒度满足-0.074mm的颗粒质量百分比含量占92％～95％。 [0013] 优选的方案中，(a)中所述的矿浆质量百分比浓度为25％～30％。 [0014] 优选的方案中，(b)中石灰的相对低品位硫化铜矿的加入量为1000g/t～2000g/t。 [0015] 优选的方案中，(c)中混合药剂相对低品位硫化铜矿的加入量为2000g/t～3000g/t。 [0016] 优选的方案中，(d)中的强氧化剂相对低品位硫化铜矿的加入量为500g/t～1000g/t。 [0017] 优选的方案中，(e)中胶类抑制剂相对低品位硫化铜矿的加入量为500g/t～1000g/t。 [0018] 优选的方案中，(f)中混合捕收剂相对低品位硫化铜矿的加入量为50g/t～150g/t。 [0020] 较优选的方案中，胶类抑制剂为田菁胶、黄原胶、卫兰胶和卡拉胶中的至少一种。 [0022] 优选的方案中，(c)中的调浆时间为5～8分钟。 [0023] 优选的方案中，(d)中的调浆时间为3～5分钟。 [0024] 优选的方案中，(e)中的调浆时间为3～5分钟。 [0025] 优选的方案中，(f)得到的粗精铜矿可以进一步进行精选获得高品位精铜矿。 [0026] 本发明的技术方案中采用的硫化铜矿主要脉石矿物包括石英、云母、蒙脱石及高岭石等硅酸盐矿物，且含泥量较高，铜品位在0.4％～0.7％，铁品位在3.5％～8.5％，硫品位在3.5％～9.8％。 [0027] 相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术效果在于： [0028] (1)现有技术中一般采用石灰做黄铁矿抑制剂，而石灰用量一般是6000g/t以上才会对黄铁矿有较明显的抑制效果，而石灰用量过多则会产生一系列技术问题，如捕收剂耗量高、石灰容易结钙。而通过本发明的工艺，可以显著降低石灰的用量，使得粗选中石灰用量降低到1kg/t-2kg/t，矿浆环境也变得相对较温和，pH在弱碱环境； [0029] (2)采用的胶类抑制剂无毒，环境污染小，且对黄铁矿的抑制效果好。 [0030] (3)本发明的工艺对硫化铜矿选择性较好，富集比高，药剂用量较少，工艺流程简单，一般经过一次粗选、一次精选、两次扫选或者三次扫选流程就可以获得良好的指标。 具体实施方式[0032] 实施例1 [0033] 采用本方法对新疆某低品位硫化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.66％，铁品位约为5％，脉石矿物主要是石英、云母、蒙脱石、长石、黄铁矿，泥质含量很高。 [0034] 将矿石磨矿至-0.074mm占93.5％，加水调浆至质量浓度为28％；先后在矿浆中加入1500g/t的石灰，调浆6分钟；2000g/t水玻璃和400g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；800g/t次氯酸钙，调浆5分钟；500g/t卫兰胶和300g/t田菁胶的混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿 1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入500g/t水玻璃、200g/t次氯酸钙、100g/t卫兰胶进行铜精选；经过一次粗选、一次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为21.36％的铜精矿，闭路铜总回收率达到78.24％。 [0035] 对比实施例1 [0036] 采用实施例1中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占93.5％，加水调浆至质量浓度为28％；先后在矿浆中加入1500g/t的石灰，调浆6分钟；2000g/t水玻璃和400g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入500g/t水玻璃、500g/t石灰进行铜精选；经过一次粗选、三次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为16.54％的铜精矿，闭路铜总回收率达到71.33％。 [0037] 实施例2 [0038] 采用本方法对江西某低品位硫化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.58％，铁品位约为5％，脉石矿物主要是石英、云母、长石、黄铁矿，泥化较高。 [0039] 将矿石磨矿至-0.074mm占93.2％，加水调浆至质量浓度为28.4％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1500g/t水玻璃和500g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；1000g/t双氧水，调浆5分钟；500g/t卫兰胶和500g/t田菁胶的混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2和铜中矿3。铜精矿1中分别加入200g/t水玻璃、150g/t次氯酸钙、80g/t卫兰胶进行铜精选；经过一次粗选、一次精选、三次扫选流程，最终得到铜品位为18.67％的铜精矿，闭路铜总回收率达到80.10％。 [0040] 对比实施例2 [0041] 采用实施例2中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占93.2％，加水调浆至质量浓度为28.4％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1500g/t水玻璃和500g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2和铜中矿3。铜精矿1中分别加入200g/t水玻璃、500g/t石灰进行铜精选；经过一次粗选、三次精选、三次扫选流程，最终得到铜品位为18.15％的铜精矿，闭路铜总回收率仅为66.36％。 [0042] 实施例3 [0043] 采用本方法对四川某低品位硫化铜矿进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.70％，铁品位约为5％，脉石矿物主要是绿泥石、石英、云母、方解石、黄铁矿，泥质含量很高。 [0044] 将矿石磨矿至-0.074mm占96.3％，加水调浆至质量浓度为29.6％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1200g/t水玻璃和600g/t六偏磷酸钠混合物，调浆5分钟；1000g/t次氯酸钙，调浆5分钟；800g/t卫兰胶和200g/t黄原胶的混合物，调浆5分钟；80g/tZ200和20g/t黑药作为黄铜矿捕收剂。在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜粗精矿1。在矿浆中继续加入上述药剂，药剂用量减半，调浆时间也减半，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜中矿1，同样得到铜中矿2。铜精矿1中分别加入600g/t水玻璃、150g/t次氯酸钙、100g/t卫兰胶进行铜精选；经过一次粗选、一次精选、两次扫选流程，最终得到铜品位为19.55％的铜精矿，铜总回收率达到84.59％以上。 [0045] 对比实施例3 [0046] 采用实施例3中的矿样，将矿石磨矿至-0.074mm占96.3％，加水调浆至质量浓度为29.6％；先后在矿浆中加入1800g/t的石灰，调浆6分钟；1200g/t水玻璃和600g/t六偏 |
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