一种回收铜尾矿中贫连生体的方法 |
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| 申请号 | CN202311794571.2 | 申请日 | 2023-12-25 | 公开(公告)号 | CN117531609A | 公开(公告)日 | 2024-02-09 |
| 申请人 | 云南迪庆有色金属有限责任公司; | 发明人 | 田小松; 冯兴隆; 梁泽跃; 杨朝义; 张军; 蒋丛国; 许思红; 郦超; 姜美光; 杨斌; 普登有; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种回收 铜 尾矿 中贫连生体的方法，属于铜尾矿回收技术领域，本发明在现有铜浮选工艺上使用浅槽式浮选机对铜尾矿浮选，选择以铜尾矿中粗颗粒作为铜回收对象，并结合浮选药剂的优化、以及尾矿浮选精矿的流程设计，克服了铜尾矿粗颗粒难粘附在气泡上、粘附上的矿物 稳定性 差，容易脱落、再选产率低、 泡沫 较薄，泡沫稳定性差、选浮选时间要求长的问题，实现了+0.074mm粗粒级尾矿中铜的回收，提高了铜资源化利用率，为铜尾矿中贫连生体的回收里利用提供了可工业化应用并回收的新方法。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种回收铜尾矿中贫连生体的方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种回收铜尾矿中贫连生体的方法技术领域[0001] 本发明属于铜尾矿回收技术领域，具体的说，涉及一种回收铜尾矿中贫连生体的方法。 背景技术[0003] 目前，铜尾矿的回收方法较多，例如：利用水力旋流器和流化床分选机进行尾矿中铜的回收(如专利CN218742469U)、利用超声波处理进行尾矿中铜的回收(如专利CN107185725A)、利用空气能加热浸出进行尾矿中铜的回收(如专利CN105274331A)、利用螺旋溜槽、离心选矿机、膏体浓缩机、摇床、球磨机和沉淀池组成的系统进行尾矿中的铜的回收(如专利CN206965908U)。但目前的铜尾矿回收方法不仅系统结构及流程复杂、能耗大，且多处于实验室试验阶段，工业化应用困难或无法成功获得工业应用。即便是在实验室的精细化操作下，对铜尾矿中处理效率也很低，很难实现尾矿中铜的回收。 发明内容[0004] 针对背景技术中存在的问题，发明人对铜尾矿进行粒度筛析，发现矿样中铜矿物主要富集在+0.074mm粒级以及‑0.025mm粒级。 [0005] 表1矿样粒度筛析结果表 [0006] 粒级，mm 产率，％ Cu品位，％ Cu分布率，％+0.125 25.29 0.10 37.14 ‑0.125+0.074 13.87 0.070 14.26 ‑0.074+0.045 15.99 0.037 8.69 ‑0.045+0.038 2.69 0.033 1.30 ‑0.038+0.025 5.06 0.028 2.08 ‑0.025 37.10 0.067 36.53 给矿 100.00 0.068 100.00 [0007] 通过对铜尾矿工艺矿物学镜下鉴定(附图1)，对矿样中的主要矿物种类、主要矿物的嵌布特征进行了分析。结果表明，尾矿中的主要金属矿物为黄铜矿及黄铁矿，但黄铜矿嵌布粒度极细，单体解离度小于5％，且主要以包裹体或贫连生体的形式与脉石矿物紧密连生。尾矿嵌布特征分析结果表明，黄铜矿主要以包裹体或贫连生体的形式与脉石矿物紧密连生，单体解离度小于5％，其粒度多数都小于0.045mm，多数黄铜矿分布在0.005‑0.035mm之间。黄铁矿的单体解离度约为75％，黄铁矿粒度最大为0.1mm，多数分布在0.01‑0.06mm之间。针对尾矿的情况，本发明选择以+0.074mm粒级为主要回收目标。 [0008] 通过对+0.074mm粗颗粒矿物的粒径、嵌布特征分析，得出:+0.074mm粒级尾矿的回收主要存在以下问题：(1)解离度低，难于粘附在气泡上；(2)粘附上的矿物稳定性差，容易脱落；(3)再选产率低、难以形成厚泡沫层，泡沫稳定性差；(4)浮选时间要求长。 [0009] 为克服上述四个问题，实现+0.074mm粗粒级尾矿中铜的回收，本发明通过大量研究得出了一种回收铜尾矿中贫连生体的方法，通过浮选药剂的使用结合铜原矿浮选工艺的改进，实现铜尾矿中铜的回收，将铜回收率明显提高。 [0010] 为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的： [0011] 所述的回收铜尾矿中贫连生体的方法包括以下步骤： [0012] (1)将铜原矿半自磨、筛分； [0013] (2)进行一次旋流分级，得一次分级细粒矿浆和一次分级粗粒矿浆； [0014] (3)一次分级粗粒矿浆球磨并返回一次旋流分级；一次分级细粒矿浆混合粗选； [0015] (4)混合粗选精矿进行二次旋流分级，得二次分级细粒矿浆和二次分级粗粒矿浆；混合粗选的尾矿扫选； [0016] (5)二次分级细粒矿浆进行精选，二次分级粗粒矿浆粗粒矿浆返回立磨； [0017] (6)步骤(4)的扫选尾矿加入浮选药剂用浮选机浮选；扫选精矿返回步骤(3)的混合粗选； [0018] (7)步骤(5)的精选尾矿返回步骤(3)的混合粗选； [0019] 步骤(6)的浮选药剂为Z200、丁基黄药、CaO和松醇油。 [0020] 进一步的，步骤(6)的扫选尾矿用浮选机浮选后得泡沫产品，所得泡沫产品返回步骤(3)的球磨或步骤(5)的立磨。 [0021] 进一步的，步骤(2)中，一次分级细粒矿浆粒度为‑200目为68％‑73％ [0022] 进一步的，步骤(6)的浮选药剂，Z200用量为7‑18g/t给矿、丁基黄药用量为5‑20g/t给矿、CaO用量为200‑750g/t给矿、松醇油用量为3‑20g/t给矿。 [0023] 进一步的，步骤(6)所用的浮选机为浅槽式浮选机；所用的浅槽式浮选机包括槽体、搅拌轴、与搅拌轴同心固定的定子圈、循环筒和开设有通孔的底板；所述底板与槽体的槽底之间设有支撑杆，使底板与槽底之间形成循环通道；循环筒设置在底板和定子圈之间；所述定子圈、循环筒和底板同心固定；所述的定子圈由定子绕搅拌轴周向固定形成，定子圈设置在槽体的中部；槽体内部设有泡沫收集槽，所述泡沫收集槽为环形槽，槽体上连接有穿过槽体的将泡沫产品导出浮选机外的泡沫导出管。 [0024] 进一步的，所述的浅槽式浮选机前设置中间箱，浮选所需的药剂通过管道添加进中间箱内与矿浆充分混合后再加入浅槽式浮选机。 [0025] 本发明的有益效果： [0026] (1)本发明对浮选铜尾矿进行分级再磨强化回收，通过浮选剂的选择，实现了尾矿中粗颗粒含铜贫连生体的回收，并将回收后的铜贫连生体再磨浮选，解决了粗粒级尾矿解离度差，难以粘附在气泡上、稳定性差、易脱落的问题，实现了铜浮选尾矿中含铜贫连生体被有效浮选回收，提高了铜回收率。 [0027] (2)本发明所采用的浮选药剂，使粗粒贫连生体被气泡粘附并有效回收，增加泡沫层厚度和稳定性。 [0028] (3)采用浅槽式浮选机为尾矿进行回收，设备台数少、占地面积小、操控和维护简单，且浅槽式浮选机结合浮选机的优化，缩短了浮选时间，可获得厚度达180‑350mm的泡沫层。 [0029] (4)本发明可采用灵活切换流程，使尾矿中易流失的粗颗粒矿物得到有效回收。 [0030] (5)本发明浅槽式浮选机的使用、浮选药剂的改进、结合流程的改进，使尾矿中易流失的粗颗粒矿物得到有效回收，铜回收率有效提高。 [0031] (6)本发明可在现有铜矿浮选装置现场进行改进后直接产业化使用，不需要改变原有铜浮选流程，有效提高了铜收率，提高了铜资源化利用率，为铜尾矿中贫连生体的回收里利用提供了可工业化应用并回收的新方法。 [0032] (7)浅槽式浮选机能够为粗粒贫连生体难回收矿物颗粒提供了足够的浮选时间和较短的运输距离、增加泡沫层的稳定性。 附图说明[0033] 图1是铜尾矿工艺矿物学镜下鉴定图； [0034] 图2是本发明的泡沫产品返回粗选前球磨阶段的工艺流程简图； [0035] 图3是本发明的泡沫产品返回精选前立磨阶段的工艺流程简图。 [0036] 图4是本发明的浅槽式浮选机的结构示意图； [0037] 图5是本发明的浅槽式浮选机内物流循环路径图； [0038] 图6是本发明泡沫向泡沫收集槽内流动路径示意图； [0040] 图中，1‑槽体、2‑搅拌轴、3‑定子圈、4‑循环筒、5‑底板、6‑通孔、7‑支撑杆、8‑泡沫收集槽、9‑泡沫导出管、10‑搅拌轴驱动电机、11‑搅拌轴减速机、12‑短路循环孔、13‑内推泡锥。 具体实施方式[0041] 为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的技术方案进行详细的说明，显然，所描述的实施例仅是本发明的一部分实施例，而不是全部实施例。基于本发明的实施例，本领域技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的其他实施例，都属于本发明保护的范围。 [0042] 实施例1 [0043] 铜尾矿浮选药剂的选择 [0044] 粒度筛析及镜下鉴定结果表明，普朗铜矿尾矿矿样中的铜矿物主要为粗粒连生体以及部分可浮性较差的黄铜矿，因此选择合适的捕收剂对铜尾矿浮选尤为重要。 [0045] 所采用的流程为： [0046] (1)将铜原矿半自磨、筛分； [0047] (2)进行一次旋流分级，得粒度为‑200目为68％‑73％的一次分级细粒矿浆和一次分级粗粒矿浆； [0048] (3)一次分级粗粒矿浆球磨并返回一次旋流分级；一次分级细粒矿浆混合粗选； [0049] (4)混合粗选精矿进行二次旋流分级，得二次分级细粒矿浆和二次分级粗粒矿浆；混合粗选的尾矿扫选； [0050] (5)二次分级细粒矿浆进行精选，二次分级粗粒矿浆粗粒矿浆返回立磨； [0051] (6)步骤(4)的扫选尾矿加入浮选药剂用浅槽式浮选机浮选，扫选精矿返回步骤(3)的混合粗选； [0052] (7)步骤(5)的精选尾矿返回步骤(3)的混合粗选； [0053] (8)步骤(6)浮选泡沫产品返回步骤(5)的立磨。 [0054] 本实施例，其他药剂制度仍使用增加尾矿浮选(没有步骤(6)和步骤(8)的流程，且步骤(4)的扫选尾矿为最终铜尾矿)前的药剂制度，只考察步骤(6)的铜尾矿浮选的药剂，考察结果如下： [0055] 选用CaO作为调整剂，起泡剂使用松醇油，分别以戊黄药、丁基黄药、Z‑200、Z‑200加丁基黄药、Z‑200和戊黄药为捕收剂进行试验，结果如表2。 [0056] 表2粗选捕收剂种类试验结果 [0057] [0058] [0059] 采用组合捕收剂时，尾矿再选铜作业回收率相对较高。其中，Z‑200与丁基黄药组合使用时，浮选指标较佳，粗精矿铜品位为0.58％，铜作业回收率约为21.5％，选用Z‑200与丁基黄药作为粗选捕收剂。 [0060] 起泡剂的选择，在CaO用量、捕收剂Z‑200、丁基黄药用量固定的条件下，分别采用MIBC、BK204、松醇油作为起泡剂，考察了不同起泡剂对铜浮选的影响，实验结果见3。试验结果表明，采用2号油(松醇油)作为起泡剂时，铜作业回收率最高，BK204次之，MIBC最差，选用2号油作为起泡剂。 [0061] 表3起泡剂种类试验结果 [0062] [0063] 在捕收剂Z‑200用量、丁基黄药用量、起泡剂松醇油用量固定的条件下，开展了粗选调整剂种类试验，实验结果见表。试验结果表明，以CaO为调整剂，铜作业回收率最高，约21.4％；添加少量硫化钠可改善浮选泡沫现象，但粗精矿铜品位下降明显；添加少量水玻璃，粗精矿中铜品位略有提高，但铜作业回收率下降明显，综合考虑，选择CaO作为粗选调整剂。 [0064] 表4调整剂种类试验结果 [0065] [0066] 通过对铜尾矿浮选的泡沫产品进行粒度分析，结合泡沫产品的溢流量等生成数据的收集、分析，浮选泡沫层可将铜尾矿中+82.97％以上的0.074mm尾矿回收，对铜尾矿的回收有重要意义。本发明的铜尾矿药剂制度不仅实现了低解离度的+0.074mm粒级尾矿粘度在泡沫上，且粘附后不易脱落，实现了+0.074mm粒级尾矿的回收。 [0067] 实施例2 [0068] 普朗铜矿，原矿品位0.35％，采用用以下步骤进行浮选： [0069] (1)将铜原矿半自磨、筛分。 [0070] (2)进行一次旋流分级，得粒度为‑200目为68％‑73％的一次分级细粒矿浆和一次分级粗粒矿浆。 [0071] (3)一次分级粗粒矿浆球磨并返回一次旋流分级；一次分级细粒矿浆混合粗选。 [0072] (4)混合粗选精矿进行二次旋流分级，得二次分级细粒矿浆和二次分级粗粒矿浆；混合粗选的尾矿扫选。 [0073] (5)二次分级细粒矿浆进行精选，二次分级粗粒矿浆粗粒矿浆返回立磨。 [0074] (6)步骤(4)的扫选尾矿加入浮选药剂用浅槽式浮选机浮选，扫选精矿返回步骤(3)的混合粗选。 [0075] (7)步骤(5)的精选尾矿返回步骤(3)的混合粗选。 [0076] (8)步骤(6)浮选泡沫产品返回步骤(5)的立磨。 [0077] 步骤(6)的浮选药剂为Z2007g/t给矿、丁基黄药5g/t给矿、CaO200g/t给矿和松醇油4g/t给矿。 [0078] 得到铜精矿品位20.16％，铜收率82.68％，尾矿中铜含量0.055％。相比于现有铜浮选工艺，在药剂制度、操作条件等不变的情况下，在原矿品位高时(≥0.30％)时，系统回收率提高3个百分点以上(见表5)。 [0079] 表5增加步骤(6)和(8)前后对比 [0080] [0081] 备注：步骤(6)和(8)为增加流程。 [0082] 实施例3 [0083] 某铜矿，原矿品位0.25％，采用用以下步骤进行浮选： [0084] (1)将铜原矿半自磨、筛分； [0085] (2)进行一次旋流分级，得粒度为‑200目为68％‑73％的一次分级细粒矿浆和一次分级粗粒矿浆； [0086] (3)一次分级粗粒矿浆球磨并返回一次旋流分级；一次分级细粒矿浆混合粗选； [0087] (4)混合粗选精矿进行二次旋流分级，得二次分级细粒矿浆和二次分级粗粒矿浆；混合粗选的尾矿扫选； [0088] (5)二次分级细粒矿浆进行精选，二次分级粗粒矿浆粗粒矿浆返回立磨； [0089] (6)步骤(4)的扫选尾矿加入浮选药剂用浅槽式浮选机浮选，扫选精矿返回步骤(3)的混合粗选； [0090] (7)步骤(5)的精选尾矿返回步骤(3)的混合粗选； [0091] (8)步骤(6)浮选泡沫产品返回步骤(5)的立磨。 [0092] 步骤(6)的浮选药剂为Z20018g/t给矿、丁基黄药20g/t给矿、CaO700g/t给矿和松醇油18g/t给矿。 [0093] 得到铜精矿品位18.39％，铜回收率79.42％，尾矿中铜含量0.053％。相比于现有铜浮选工艺，在药剂制度、操作条件等不变的情况下，铜回收率提高了0.44个百分点。 [0094] 表6增加步骤(6)和(8)前后对比 [0095] [0096] [0097] 备注：步骤(6)和(8)为增加流程。 [0098] 实施例4 [0099] 本实施例主要对本发明的浅槽式浮选机的结构进行说明，本发明所用的浅槽式浮选机采用中置叶轮结构，包括槽体1、搅拌轴2、与搅拌轴2同心固定的定子圈3、循环筒4和开设有通孔6的底板5。底板5与槽体1的槽底之间设有支撑杆7，使底板与槽底之间形成物料循环通道；循环筒4设置在底板5和定子圈3之间，且底部设计为扩大的锥筒结构，且锥筒结构的底部设有短路循环孔12。定子圈3、循环筒4和底板5同心固定。定子圈3由定子绕搅拌轴2周向固定形成，定子圈3设置在槽体的中部，形成一个中置叶轮结构。槽体1设有内置的泡沫收集槽8，泡沫收集槽8为环形槽，与搅拌轴2同心布置，泡沫收集槽8的槽体上连接有穿过槽体的泡沫导出管9，泡沫收集槽8向泡沫导出管9倾斜向下设置。针对尾矿浮选泡沫产率低、泡沫稳定性差的问题，槽体1上部采用缩口形式，同时在泡沫收集槽8的内环、绕搅拌轴2外周，设置一个上大下小的筒状内推泡锥13，内置的泡沫槽收集槽8与内推泡锥13以及槽体1上部的缩口相配合，有效减小泡沫区面积，增加泡沫稳定性的同时，助推泡沫向泡沫收集槽8流动(如附图6)，本发明的泡沫产品稳定进出时，泡沫层厚度可达180‑350mm。 [0100] 循环筒4替代传动空气分配器，出气孔更大、更少，出口位置更靠定子圈3上侧，充入的空气喷出后主要集中在定子圈3上部区域，不会弥漫在整个定子圈3片区，降低了因空气进入对矿浆循环能力的影响，且出气孔较大不易被粗粒矿石堵塞。循环筒4下部采用锥形结构，能够对此处通过的矿浆起到导流作用，同时减少循环矿浆对循环筒4的磨损冲击。 [0101] 为避免物料在浮选机底部发生沉积，在底板5和槽体的循环通道内有足够流速不致矿物颗粒沉积。依据典型矿物颗粒的沉降速度(1mm颗粒2.65t/m3水中沉降速度0.084m/s；2.3mm颗粒2.65t/m3水中沉降速度为0.167m/s；压力管道输送速度2.65t/m3，30％浓度，沉降速度为1.0‑1.6m/s)，在底板5上开通孔6的基础上，在循环筒4的下部的锥体段，设计了短路循环孔12，短路循环孔12局部调整了浮选机中部区域矿浆循环路径，增强了该区域的扰动，减弱颗粒沉积的的风险。对于已经发生沉积或带负荷停车后的启动的工况，底板5上通孔6、短路循环孔12等形成的矿浆多循环通道，可以保证浮选机自行恢复悬浮矿浆的能力。揭示了中置叶轮浮选机流态。与底置叶轮有显著的不同，下循环作用范围大，导流筒4内部的流速大，形成闭式循环系统，粗粒运输高度缩短。 [0102] 浅槽式浮选机，在浮选过程，保障矿化气泡在较短路径下上浮回收，降低已粘附矿物颗粒在上浮过程中的脱落发生。 [0103] 最后说明的是，以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。 |
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