高硫铜金银矿选矿方法 |
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| 申请号 | CN202111143732.2 | 申请日 | 2021-09-28 | 公开(公告)号 | CN113856911B | 公开(公告)日 | 2023-06-23 |
| 申请人 | 中国恩菲工程技术有限公司; | 发明人 | 于传兵; 刘志国; 邓朝安; 王传龙; 尤腾胜; 王亚运; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种高硫 铜 金 银 矿选矿方法。所述方法包括：在再磨矿时，添加石灰和 抑制剂 ，磨矿至细度为‑0.043mm占70～95％，控制矿浆pH为9～11.0，调节矿浆 质量 浓度为15～45％；其中，所述抑制剂为含有HSO5‑的可溶性盐和/或含有FeO42‑的可溶性盐，所述抑制剂加入量与矿浆重量比为(0.02～0.6):1000。本发明可以有效分离铜金与硫矿物，可大幅降低石灰用量、提高铜精矿品位，提高金回收率；本发明具有分离效果好、操作使用简单、适应能 力 强、技术指标良好且稳定、药剂绿色环保等特点。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高硫铜金银矿选矿方法，其特征在于，所述方法包括： |
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| 说明书全文 | 高硫铜金银矿选矿方法技术领域背景技术[0002] 铜金矿资源作为重要战略资源，在世界矿产资源中占有重要地位。铜金硫共生是硫化铜石中常见的矿石类型，而此类矿石有时硫铁矿的含量较高，兼顾金矿物、硫铁矿(包括黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿等)的回收，使得铜硫分离变得更加困难。虽然近年来在高硫铜金银矿石选矿技术上有一定的发展，但其适应性较差，选矿技术指标参差不齐，存在诸多的弊端。 [0003] 该类矿石选矿的难点是铜金银矿物与硫矿的分离，铜金银与硫分离过程中涉及到铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝等。金矿物主要为银铜金矿、碲金矿(AuTe2)、碲金银矿(Ag 3AuTe2)、针碲金矿以及载金矿物黄铜矿、黄铁矿等。硫矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿等。目前生产中最为常见的浮选工艺就是“抑硫浮铜”工艺和“铜硫混浮‑铜硫分离”工艺。现有技术中，常在强碱条件下把石灰作为抑制剂，石灰用量一般为几公斤至十几公斤(对原矿)；石灰用量过大时，对金银矿物有明显的抑制作用，对铜矿物也有一定程度的抑制，并且随着石灰用量的增大，出现管道堵塞、结垢、腐蚀设备，选矿废水pH值过高等；还会对选硫工序造成很大的困难，往往需要添加大量的硫酸活化硫矿物；石灰用量大导致选矿废水对环境影响也很大。 发明内容[0005] 本发明的目的在于提供一种高硫铜金银矿选矿方法，以克服因为大量硫矿物的存在，导致铜金与硫矿物分离困难，石灰用量大、铜精矿品位低，金回收率低等问题，该方法具有分离效果好、操作使用简单、适应能力强、技术指标良好且稳定、药剂绿色环保等特点。 [0006] 本发明的上述目的是通过以下技术方案实现的： [0007] 根据本发明的一个方面，本发明提供的一种高硫铜金银矿选矿方法，所述方法包括：在再磨矿时，添加石灰和抑制剂，磨矿至细度为‑0.043mm占70～90％，控制矿浆pH为9～11.0，调节矿浆质量浓度为15～45％；其中，所述抑制剂加入量与矿浆重量比为(0.02～‑ 2‑ 0.6):1000。所述抑制剂为含有HSO5的可溶性盐和/或含有FeO4 的可溶性盐。 [0009] 优选地，所述抑制剂为含有HSO5‑的可溶性盐和含有FeO42‑的可溶性盐。 [0010] 优选地，所述抑制剂中，含有HSO5‑的可溶性盐和含有FeO42‑的可溶性盐两者的质量比为(10～90)：(90～10)。更优选地，两者的质量比为(40～70)：(60～30)。 [0011] 可选地，所述方法，在再磨矿的步骤之前，还包括： [0013] 将磨矿后的矿浆加入铜捕收剂和起泡剂搅拌，浮选； [0014] 将浮选泡沫产品进行至少一次空白精选，得到铜硫混合精矿和空白精选中矿，其中，所述铜硫混合精矿进行再磨矿处理，所述空白精选中矿返回粗选作业。 [0015] 可选地，所述方法，在再磨矿的步骤之后，还包括：将再磨后的矿浆搅拌反应后，进行分离精选和精扫选，得到铜金精矿和硫精矿。 [0016] 进一步地，进行分离精选时，添加石灰50～800g/t，搅拌3～10min，浮选4～6min。 [0017] 可选地，再磨矿时，石灰的加入量例如可以为100～500g/t矿浆。 [0018] 可选地，当所述抑制剂为混合物时，所述方法还包括：将含有HSO5‑的可溶性盐和/2‑ 或含有FeO4 的可溶性盐，按质量配比混合，在常温常压下搅拌，混匀30～60min制备得到所述抑制剂。 [0019] 与现有技术相比，本发明高硫铜金银矿选矿方法实现了高硫铜金银矿的铜金与硫矿物的高效分离，且大幅度降低了石灰使用量，提高了铜精矿品位和金的回收率；本发明具有分离效果好、操作使用简单、易于现场操作管理、适应能力强、技术指标良好且稳定、药剂消耗量少、药剂绿色清洁环保等优点，适于推广应用。其中，针对高硫铜金银矿石，采用石灰和抑制剂的组合使用方式，通过抑制剂EF1309D对硫铁矿表面的氧化作用、提高矿浆电位的作用，促使硫铁矿物表面生成亲水物质，以达到低碱度下抑制硫铁矿物的作用，获得较好的技术指标的目的。附图说明 [0020] 图1是本发明对比例中所采用的选矿方法的原则流程图； [0021] 图2是本发明实施例中高硫铜金银矿选矿方法的工艺流程图。 具体实施方式[0022] 下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。以下对至少一个示例性实施例的描述实际上仅仅是说明性的，决不作为对本发明及其应用或使用的任何限制。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。 [0023] 本发明提供的一种高硫铜金银矿选矿方法，可以包括破碎后磨矿，调浆，粗扫选，粗选精矿空白精选，混合精矿再磨，铜硫分离精选和扫选等步骤。图2示意性地示出了本发明实施例中一种高硫铜金银矿选矿方法的工艺流程。如图2所示，本发明提供的一种高硫铜金银矿选矿方法，可以包括以下步骤： [0024] (1)、将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物较好单体解离，磨矿至粒度‑0.074mm占50～95％，优选磨矿至粒度‑0.074mm占70～90％；将磨矿后的矿石进行调浆至质量浓度为15％～45％，矿浆的pH值为6～9.0。其中，该铜硫矿中硫化铜矿物主要为黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿，黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿的质量百分数分别在0.5～6％、0.2～4％、0.1～1.5％之间，另外含有质量百分数为0.2～5g/t的金矿物；硫铁矿矿物为黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿，其中含硫矿物的质量百分数在15～60％之间。 [0025] (2)、往步骤(1)磨矿后的矿浆中按20～100g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2‑3min；按10～80g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2‑3min，进行第一次铜硫混合粗选，粗选时间为4‑8min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿； [0026] (3)、往步骤(2)得到的粗选尾矿中按10～100g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2‑3min；按5～30g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2‑3min，进行第二次铜硫混合粗选，粗选时间为4‑6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿； [0027] (4)、往步骤(3)得到的粗选尾矿中按5～20g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2‑3min，进行第三次铜硫混合粗选，粗选时间为2‑4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿； [0028] (5)、将步骤(2)、(3)、(4)中得到的铜硫混合粗精矿(Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ)进行1‑2次空白精选，得到铜硫混合精矿。本申请通过该空白精选步骤可以抛弃夹杂的脉石，提高混合精矿中铜硫品位(或混合精矿的纯度)。 [0029] (6)将步骤(5)得到的铜硫混合精矿分级，分级粒度为0.038mm，‑0.038mm直接进入铜硫分离作业，+0.038mm进入球磨机再磨，再磨时添加石灰100～500g/t、抑制剂EF1309D 30～600g/t(当然不限于此，抑制剂加入量与矿浆重量比为(0.02～0.6):1000即可)，搅拌 3‑20min，控制矿浆pH值为9～11.0；再磨至‑0.043mm占70～90％(如图2所示的再磨至‑ 0.038mm占70～90％)，旋流器溢流调浆至矿浆质量浓度为15～45％，例如可以调至矿浆质量浓度为25～30％。 [0030] 其中，所述抑制剂EF1309D为含有HSO5‑的可溶性盐和含有FeO42‑的可溶性盐中的一‑种或两种。所述可溶性盐例如可以钾盐、钙盐、钠盐、铵盐等。优选地，含有HSO5的可溶性盐 2‑ 可以为过硫酸氢钾、过硫酸氢钙、过硫酸铵和过硫酸氢钠等中一种或多种；含有FeO4 的可溶性盐可以为高铁酸钾和高铁酸钠等中一种或多种。优选地，所述抑制剂采用两种可溶性‑ 2‑ 盐混合，即所述抑制剂含有HSO5的可溶性盐和含有FeO4 的可溶性盐。且当为两者混合时，‑ 2‑ 含有HSO5的可溶性盐可以为一种或几种混合，含有FeO4 的可溶性盐也可以为一种或几种‑ 2‑ 混合。进一步地，所述抑制剂采用两种可溶性盐混合时，含有HSO5的可溶性盐和含有FeO4的可溶性盐两者的质量比为(10～90)：(90～10)。更优选地，两者的质量比为(40～70)：(60～30)。所述抑制剂可以通过按上述配比混合，在常温常压下搅拌、混匀30‑60min制取得到。 [0031] (7)、将步骤(6)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业；按5～30g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2‑3min分钟，进行浮选，浮选时间为6‑8min，获得铜硫分离粗一次精矿和铜硫分离粗选尾矿； [0032] (8)、将步骤(7)中的所述铜硫分离粗一次精矿进行铜硫分离精选，添加石灰50～800g/t，搅拌3‑10min，进行浮选，浮选时间为4‑6min，获得铜金精矿和精选中矿；所述铜硫分离粗选尾矿按5～20g/t添加捕收剂丁基黄药，搅拌2‑3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和硫精矿； [0033] (9)、将步骤(8)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业(即再磨后进行铜硫分离作业的步骤)，形成闭路循环。 [0034] 下面对本发明中抑制剂作用机理进行如下说明： [0035] 本发明中，石灰能调节提高矿浆的pH值，造成硫铁矿的可浮性迅速下降，另外，Ca2++和[CaOH]能选择地吸附于硫矿物表面，改变其表面电性和增强亲水性，从而可浮性降低。 [0036] 本发明中，所述抑制剂中的含有HSO5‑的可溶性盐和含有FeO42‑的可溶性盐，在矿浆中与水发生如下反应： [0037] 过硫酸氢钾等发生如下反应： [0038] 2HSO‑5→2SO‑4·+H2O2 [0039] SO‑4·+H2O→SO2‑4+H++HO· [0040] 过硫酸氢钾等与水反应生成的H2O2以及SO4‑·和HO·是强氧化剂，一方面通过氧化作用调节矿浆的电位，使硫铁矿物表面在氧化作用下生成亲水物质，以达到抑制硫铁矿2+ 3+ 物的作用；另一方面，将硫铁矿表面的Fe 氧化成Fe ，在碱性矿浆中更容易生Fe(OH)3亲水物，从而消除硫矿物的可浮性。 [0041] 高铁酸钾等发生如下反应： [0042] 高铁酸钾等是含有FeO42‑的一种化合物，其中心原子Fe以六价存在，在酸性条件下和碱性条件下的标准电极电势分别为2.20V、0.72V，因此，无论在酸性条件，还是碱性条件下高铁酸盐都具有极强的氧化性，作用原理和过硫酸氢钾相同。 [0043] 本发明中，所采用的抑制剂中，各组分在浮选过程中，既发挥自身的优势又互相协同作用，强化了对硫铁矿的抑制作用；本发明所采用的抑制剂EF1309D处理高硫铜金银的硫化铜矿物，可在较低的矿浆pH值下抑制黄硫铁矿，实现了高硫铜金银矿低碱度清洁选矿工艺，为硫化铜金矿物选矿指标的提高提供了很好的技术支撑，这一创造性的思想和组合使用的各种药剂及成套技术形成一种适应能力强、回收指标高、环保清洁的高硫铜金银矿低碱度清洁选矿新方法。 [0044] 下面结合具体实施例对本发明技术方案进行详细说明： [0045] 实施例一 [0046] 原矿品位为Cu 0.56％、S 25.12％，Au 0.6g/t，金属矿物有黄铜矿、铜蓝、辉铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。脉石矿物以石英为主，其次为高岭石、云母、钾长岩、绿泥石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿和脉石连生，其嵌布粒度较细，单体解离度差。 [0047] 工艺流程的具体步骤为： [0048] 1)将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物单体解离，磨矿至‑0.074mm占65％；加水调浆至矿浆质量浓度为33％，矿浆的pH值为8.3。 [0049] 2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基黄药45g/t和起泡剂甲基异丁基甲醇45g/t，进行三次铜硫混合粗选获得铜硫混合粗精矿和全流程浮选尾矿。 [0050] 3)将步骤2)中得到的铜硫混合粗精矿进行一次空白精选，得到铜硫混合精矿和空白精选中矿，空白精选中矿返回粗选作业。 [0051] 4)将步骤3)中得到的铜硫混合精矿进行再磨，再磨时添加抑制剂EF1309D 300g/t，石灰600g/t，再磨至‑0.038mm占89％，加水调降至矿浆质量浓度为25％。其中，所述抑制剂EF1309D为过硫酸氢钾和高铁酸钠两者的混合物，两者质量比为60：40，用量分别为180g/t、120g/t。 [0052] 5)步骤4)再磨后进入铜硫分离作业，矿浆pH值为10.9，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药10g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和铜硫分离粗选尾矿； [0053] 6)将步骤5)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂石灰200g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药为15g/t、甲基异丁基甲醇5g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和硫精矿； [0054] 7)将步骤6)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。 [0055] 对比例一 [0056] 与实施例一主要区别在于：磨矿阶段需添加石灰和辅助抑制剂；在磨矿阶段需要添加石灰和辅助抑制剂；硫浮选阶段还需添加硫活化剂；具体药剂和用量如表1所示。对比例一的具体操作流程如图1所示，粗选后，粗选精矿进行再磨添加石灰、辅助抑制剂和捕收剂进行铜精选；粗选尾矿添加捕收剂和起泡剂进行扫选两次，扫选后添加硫活化剂捕收剂和起泡剂进行硫浮选得到硫精矿和尾矿；所述操作流程中的捕收剂和起泡剂等试剂，浮选时间，闭路循环等操作与实施例一类似。 [0057] 实施例一与对比例一选矿指标见表1。 [0058] 表1实施例一与对比例一选矿指标 [0059] [0060] [0061] 由表1可知，实施例一石灰用量减少88.6％；铜品位提高2个百分点，金回收率提高17个百分点，尾矿水pH值降低至8.5，且无需采用危险化学品硫酸，对环境友好。 [0062] 实施例二 [0063] 原矿品位为Cu 0.90％、S 12.6％，Au 0.4g/t，。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有黄铜矿、辉铜矿、黄铁矿、白铁矿等。脉石矿物以石英、石榴石为主。 [0064] 工艺流程的具体步骤为： [0065] 1)将原矿破碎、磨矿，磨矿至矿石粒度‑0.074mm占75％；加水调浆至矿浆质量浓度为33％。 [0066] 2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基黄药为60g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇40g/t，搅拌2min，进行三次铜硫混合粗选，浮选时间分为6min、4min、4min，获得铜硫混合粗精矿和全流程浮选尾矿； [0067] 3)将步骤2)中得到的铜硫粗选混合精矿进行两次空白精选，得到铜硫混合精矿和空白精选中矿，空白精选中矿返回粗选； [0068] 4)将步骤3)中得到的铜硫混合精矿合并进行再磨，再磨时加入石灰600g/t，EF1309D 450g/t。再磨至‑0.038mm占85％，加水调降至矿浆质量浓度为25％。其中，所述抑制剂EF1309D为过硫酸氢钠和高铁酸钠两者的混合物，两者质量比为50：50，两者用量分别为225g/t、225g/t。 [0069] 5)将步骤5)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，矿浆pH值为10.8，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药10g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和铜硫分离粗选尾矿； [0070] 6)将步骤5)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂石灰300，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药为15g/t，起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和硫精矿； [0071] 7)将步骤6)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。 [0072] 对比例二 [0073] 与实施例二主要区别在于：磨矿阶段需添加石灰和辅助抑制剂；在磨矿阶段需要添加石灰和辅助抑制剂；硫浮选阶段还需添加硫活化剂；具体药剂和用量如表1所示。对比例二的具体操作流程如图1所示，粗选后，粗选精矿进行再磨添加石灰、辅助抑制剂和捕收剂进行铜精选，得到铜金精矿；粗选尾矿添加捕收剂和起泡剂进行扫选两次，扫选后添加硫活化剂捕收剂和起泡剂进行硫浮选，得到硫精矿；所述操作流程中的捕收剂和起泡剂等试剂，浮选时间，闭路循环等操作与实施例二类似。 [0074] 实施例二与对比例二选矿指标见表2。 [0075] 表2实施例二与对比例二选矿指标 [0076] [0077] [0078] 由表2可知，实施例一石灰用量减少85％；铜品位提高2.5个百分点，金回收率提高17个百分点，尾矿水pH值降低至8.5，且无需采用危险化学品硫酸，对环境友好。 [0079] 综上所述，本申请选矿方法具有以下优点： [0080] 1、本申请大幅度降低了石灰的用量。石灰的用量减少75％以上，甚至减少85％以上，降低了选矿废水的pH值，选矿废水pH值由传统工艺的11.0降低至9.0以下。 [0081] 2、本申请提高了铜硫分离的技术指标。铜品位可提高2个百分点以上，铜回收率可提高2个百分点以上。 [0082] 3、本申请有利于矿石中金银的综合回收。高碱度下进行铜硫分离，金银的矿物受到明显的抑制，而本申请选矿方法，金的回收率可提高10个百分点以上。 [0083] 4、本申请抑制剂环境友好。本工艺取消传统工艺的危险化学品硫酸，EF1309D抑制剂无毒、环保，对环境几乎无不利影响，易降解。 [0084] 本发明的描述是为了示例和描述起见而给出的，而并不是无遗漏的或者将本发明限于所公开的形式。很多修改和变化对于本领域的普通技术人员而言是显然的。选择和描述实施例是为了更好说明本发明的原理和实际应用，并且使本领域的普通技术人员能够理解本发明从而设计适于特定用途的带有各种修改的各种实施例。 |
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