一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺 |
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| 申请号 | CN202210636043.3 | 申请日 | 2022-06-07 | 公开(公告)号 | CN114950717B | 公开(公告)日 | 2024-03-08 |
| 申请人 | 厦门紫金矿冶技术有限公司; | 发明人 | 岳涛; 吴海祥; 吴维新; 梁治安; 魏转花; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种 铜 单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺，硫化钠具有调整矿浆pH和沉淀难免 金属离子 的调浆作用，可活化铜渣中 氧 化铜、铜单质的浮选。扫选中矿进行精选作业，可有效脱除低品位的脉石细泥，降低细泥在中矿闭路循环工艺中的负面影响，提高中矿返回的富集品位，有利于磨浮工艺产能的释放和指标的提升。通过 水 力 旋流器 分级脱泥作业，一方面回收粗粒级的贫连生体铜矿物，另一方面利用旋流器的反富集效应，回收细粒级比重较高的单质铜矿物进入沉砂中，沉砂与精选精矿作为综合中矿送至球磨进行强制性磨矿解离，从而实现降低 尾矿 铜损失的目的。可提前丢弃低品位脉石细泥，降低细泥在中矿闭路循环过程中的不利影响，提高入浮铜品位，加强对细粒单质铜矿物的回收，优化磨浮工艺指标。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺，其特征在于，包括如下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺。 背景技术[0002] 铜冶炼渣中的铜矿物主要以硫化铜为主，含一定量的单质铜和氧化铜，脉石矿物主要包括磁铁矿、铁橄榄石、钙铁铝硅酸盐相及玻璃相等。对于单质铜含量高的铜冶炼渣，往往伴随着嵌布粒度细的特征，导致铜渣浮选所需要的磨矿细度高、中矿细泥夹带多且循环量大，铜单质因为比重大易损失于尾矿中，导致铜精矿回收率不高。铜渣浮选工艺多采用细磨‑快速浮选‑粗扫选‑中矿集中或循环处置工艺，存在着工艺对铜渣性质适应性差的特点，尾矿铜损失较高。 发明内容[0003] 针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺。 [0004] 为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案： [0005] 一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺，包括如下步骤： [0006] (1)将铜渣原矿和水进行磨矿，得到矿浆一； [0007] (2)快速浮选作业:将矿浆一给入浮选机中，加入调整剂搅拌作用，再加入组合捕收剂和2#油搅拌作用，开始进行快速浮选作业，得到快浮精矿产品和剩余矿物； [0008] (3)扫选作业：将步骤(2)中快速浮选作业所得的剩余矿物进行多次扫选作业，每段扫选作业中先加入调整剂搅拌作用后再加入组合捕收剂和2#油继续搅拌作用，或仅加入组合捕收剂和2#油搅拌作用，然后开始扫选；每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，各段扫选作业的扫选中矿合并进入步骤(4)的精选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿一； [0009] (4)精选作业:加入调整剂搅拌作用后，再加入组合捕收剂和2#油继续搅拌作用，开始进行精选作业，得到精选精矿和精选尾矿； [0010] (5)将步骤(4)的精选尾矿给入水力旋流器进行分级脱泥作业，分级溢流作为尾矿二，将尾矿二与步骤(3)的尾矿一合并为综合尾矿，分级沉砂与步骤(4)的精选精矿合并作为综合中矿返回步骤(1)中直接进行磨矿。 [0011] 进一步地，步骤(1)中，磨矿细度为‑45μm占90％‑94％。 [0013] 进一步地，步骤(3)中，矿浆温度45℃～50℃。 [0014] 进一步地，步骤(4)中，控制矿浆温度45℃～50℃，矿浆质量浓度为浓度30％。 [0015] 进一步地，所述步骤(2)、(3)、(4)中的调整剂为硫化钠或九水合硫化钠。 [0016] 进一步地，所述步骤(2)、(3)、(4)中的组合捕收剂包括Z‑200和异戊基钠黄药，Z‑200和异戊基钠黄药的质量配比为3:1。 [0017] 进一步地，所述步骤(5)的水力旋流器分级作业中，矿浆的质量浓度为30～45％，分级溢流粒度为10～20μm。 [0018] 本发明的有益效果在于： [0019] (1)本发明采用硫化钠作为调整剂，硫化钠具有调整矿浆pH和沉淀难免金属离子的调浆作用，可活化铜渣中氧化铜、铜单质的浮选。 [0020] (2)本发明中，扫选中矿进行精选作业，可有效脱除低品位的脉石细泥，降低细泥在中矿闭路循环工艺中的负面影响，提高中矿返回的富集品位，有利于磨浮工艺产能的释放和指标的提升。 [0021] (3)细粒单质铜及其包裹/连生体具有比重大的特点，容易损失于中矿精选尾矿中，本发明通过水力旋流器分级脱泥作业，一方面回收粗粒级的贫连生体铜矿物，另一方面利用旋流器的反富集效应，回收细粒级比重较高的单质铜矿物进入沉砂中，从而实现降低尾矿铜损失的目的。 [0022] (4)本发明可提前丢弃低品位脉石细泥，降低细泥在中矿闭路循环过程中的不利影响，提高入浮铜品位，加强对细粒单质铜矿物的回收，优化磨浮工艺指标。 [0023] (5)常规的中矿返回工艺表现为中矿返至旋流器分级泵池，通过分级得到沉砂再进入磨机进行磨矿，存在分级效率达不到100％，中矿无法全部进入磨机磨矿的事实。本发明中，扫选中矿进行精选作业，精选尾矿进行水力旋流器分级，精选精矿与水力旋流器分级沉砂合并作为综合中矿直接返回进行磨矿，不返回至与球磨相匹配的分级泵池中，有别于常规磨矿分级系统中的中矿返回工艺，可显著提高中矿的磨矿效果。附图说明 [0024] 图1为本发明实施例1的方法流程示意图； [0025] 图2为本发明实施例2的方法流程示意图。 具体实施方式[0026] 以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。 [0027] 实施例1 [0028] 本实施例提供一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺的应用实例。某铜渣原矿含铜2.55％，单质铜含量占总铜42.67％，硫化物(冰铜)中的铜占总铜48.16％，氧化铜占总铜的0.89％。 [0029] 如图1所示，对铜渣原矿进行球磨磨矿得到矿浆一，磨矿的矿浆浓度为67％，磨矿细度为‑45μm占90％。磨矿后的铜矿物单体解离度为82.57％，富连生体含量为8.73％。在浮选矿浆温度50℃，浮选矿浆质量浓度40％的条件下，先加入硫化钠25g/t为调整剂搅拌作用2min，加入Z‑200 90g/t和异戊基钠黄药30g/t的选铜组合捕收剂(3:1质量比)以及2#油 20g/t的起泡剂搅拌作用3min，进行快速浮选作业4min，得到快浮精矿产品和剩余矿物。 [0030] 剩余矿物在矿浆温度45℃的条件下进行四段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，各段扫选作业的扫选中矿合并进入精选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿一。其中，扫选一作业加入调整剂硫化钠15g/t搅拌作用2min，再加入组合捕收剂Z‑200 45g/t和异戊基钠黄药15g/t以及起泡剂2#油10g/t搅拌作用3min，扫选3min；扫选二作业先加入调整剂硫化钠10g/t搅拌作业2min，再加入组合捕收剂Z‑200 24g/t和异戊基钠黄药8g/t以及起泡剂2#油5g/t搅拌作业3min，扫选3min；扫选三作业先加入调整剂硫化钠5g/t搅拌作业2min，再加入组合捕收剂Z‑200 12g/t和异戊基钠黄药4g/t以及起泡剂2#油5g/t搅拌作业3min，扫选3min；扫选四作业先加入调整剂硫化钠2.5g/t搅拌作用2min，再加入组合捕收剂Z‑200 6g/t和异戊基钠黄药2g/t以及起泡剂2#油2.5g/t搅拌作用3min，扫选2min。 [0031] 在矿浆温度45℃，矿浆质量浓度为浓度30％的条件下进行精选作业，精选作业中先加入调整剂硫化钠40g/t搅拌作用2min，再加入组合捕收剂Z‑200 18g/t和异戊基钠黄药6g/t以及起泡剂2#油5g/t搅拌作用3min，精选6min得到精选精矿和精选尾矿。将精选尾矿给入水力旋流器进行分级脱泥作业，分级溢流作为尾矿二，将尾矿二与尾矿一合并为综合尾矿，分级沉砂与精选精矿合并作为综合中矿返回磨矿作业。 [0032] 上述浮选工艺的结果如表1所示。 [0033] 表1 [0034] [0035] 结果表明，采用快速浮选‑扫选‑中矿精选‑旋流器分级脱泥闭路工艺，可丢弃尾矿含铜仅0.27％的细粒级尾矿(尾矿二)，综合尾矿铜品位相对尾矿一基本不变。 [0036] 实施例2 [0037] 本实施例提供一种铜单质含量高、嵌布粒度细的铜渣快速浮选工艺。铜渣原矿含铜2.06％，单质铜含量占总铜46.36％，硫化物(冰铜)中的铜占总铜43.24％，氧化铜占总铜的0.95％。 [0038] 如图2所示，铜渣原矿先依次进行粗碎、半自磨、直线筛分级、一段旋流器分级和二段旋流器分级，经过二段旋流器分级后得到细度‑45μm含量占94％的二段溢流直接进入快速浮选，二段沉砂经过球磨作业后返回一段旋流器分级作业中。在浮选矿浆温度50℃、入浮矿浆浓度40％的条件下，先加入硫化钠25g/t为调整剂搅拌作用一段时间，加入Z‑200 42g/t和异戊基钠黄药14g/t的选铜组合捕收剂以及2#油11g/t的起泡剂搅拌作用一段时间，进行快速浮选作业7.86min，得到快浮精矿产品和剩余矿物。 [0039] 剩余矿物在矿浆温度50℃的条件下进行四段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，各段扫选作业的扫选中矿合并进入精选作业，最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿一。其中，扫选一作业加入调整剂硫化钠15g/t搅拌作用一段时间，再加入组合捕收剂Z‑200 24g/t和异戊基钠黄药8g/t以及起泡剂2#油7g/t搅拌作用一段时间，扫选7.26min；扫选二作业加入组合捕收剂Z‑200 21g/t和异戊基钠黄药7g/t以及起泡剂2#油7g/t搅拌作业一段时间，扫选10.9mim；扫选三作业先加入调整剂硫化钠10g/t搅拌作业一段时间，再加入组合捕收剂Z‑200 18g/t和异戊基钠黄药6g/t以及起泡剂2#油4g/t搅拌作业一段时间，扫选14.53min；扫选四作业加入组合捕收剂Z‑200 18g/t和异戊基钠黄药6g/t以及起泡剂2#油4g/t搅拌作用一段时间，扫选16.63min。 [0040] 在矿浆温度50℃、矿浆质量浓度为浓度30％的条件下进行精选作业，精选作业中先加入调整剂硫化钠10g/t搅拌作用一段时间，再加入组合捕收剂Z‑200 18g/t和异戊基钠黄药6g/t以及起泡剂2#油4g/t搅拌作用一段时间，精选10min得到精选精矿和精选尾矿。将精选尾矿给入水力旋流器进行分级脱泥作业，分级溢流作为尾矿二，将尾矿二与尾矿一合并为综合尾矿，分级沉砂与精选精矿合并作为综合中矿直接返回磨矿作业，而不是返回至常规的磨矿分级泵池处。 [0041] 上述流程的浮选结果如表2所示。 [0042] 表2 [0043] [0044] 结果表明，采用快速浮选‑扫选‑中矿精选‑旋流器分级脱泥闭路工艺可丢弃尾矿含铜仅0.28％的细粒级尾矿(尾矿二)，综合尾矿铜品位相对尾矿一基本不变。本实施例中精选精矿与水力旋流器分级沉砂合并作为综合中矿直接返至球磨进行磨矿，不返回至与球磨相匹配的分级泵池中，有别于常规磨矿分级系统中的中矿返回工艺，可显著提高中矿的磨矿效果。 |
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