一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法 |
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| 申请号 | CN202210577151.8 | 申请日 | 2022-05-25 | 公开(公告)号 | CN117160663A | 公开(公告)日 | 2023-12-05 |
| 申请人 | 核工业北京化工冶金研究院; | 发明人 | 李广; 刘志超; 李春风; 田宇晖; 强录德; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及选矿技术领域，尤其涉及一种从含 碳 铜 矿石 中浮选分离碳和铜的方法。所述方法包括以下步骤：将铜矿石磨矿后，调整矿浆浓度，添加石灰调整矿浆pH值；再加入碳质物捕收剂搅拌；将处理后的矿浆进行浮选，碳质物粘附到气泡上上浮至矿 浆液 面形成 泡沫 ，泡沫刮出后进行若干次精选，得到碳物质粗精矿；粗选 尾矿 进行若干次扫选；对碳质物粗精矿进行过滤， 滤饼 添加巯基乙酸钠再磨后进行浮选，浮选分离得到碳质物精矿和第一部分铜精矿。再在碳浮选后得到的矿浆中，加入铜捕收剂，进行浮选，泡沫为铜粗精矿，铜粗精矿再进行若干次精选，得到第二部分铜精矿；铜粗选尾矿进行若干次扫选得到最终铜尾矿。本发明，铜精矿品位高，铜损失小。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法。 背景技术[0002] 我国的铜资源种类较多，不同种类铜矿的选矿流程也不相同。比如难选氧化铜矿可浮性差，精矿品位和回收率一般都不太高，主要是采用硫化—浮选的方法。而含难处理杂质的硫化铜矿由于杂质的可浮性与铜矿物的可浮性相差不大，易造成分离困难。其中含碳的硫化铜矿是一类比较典型的铜矿石，矿石中的碳通常是颗粒极细的煤或者石墨等易浮矿物，矿石中的铜矿物一般是黄铜矿和/或辉铜矿等可浮性较好的铜矿物，在浮选过程中铜矿物和碳质物都易于形成泡沫上浮至精矿中，从而造成铜精矿品位不高。而浮选过程中如果想要提高铜精矿品位则必须使碳质物与铜矿物较好地分开，由于矿石中的碳质物颗粒极细，对铜矿物有吸附包裹作用，细粒铜矿物与碳易于一同上浮或者一同抑制，当得到高品位铜精矿时回收率下降，而铜回收率高时铜精矿品位不高。 [0003] 现有的铜碳分离技术可分为抑制碳矿物浮选铜矿物的抑碳浮铜技术和先浮选碳矿物再浮铜的脱碳浮铜技术。抑碳浮铜技术主要是通过添加碳质物抑制剂在浮选过程中抑制碳质物的上浮，然后添加常规硫化矿捕收剂作铜矿物的捕收剂进行抑碳浮铜分选。脱碳#浮选技术主要采用煤油作碳质物的捕收剂、用2 油或高级醇作起泡剂浮选脱除碳质物，然后从脱除碳质物后的矿浆中浮选铜矿物。 [0004] 现有的资料中采用抑碳浮铜技术较多，但是对于特定的矿石，需要特定的选矿工艺，比如有些含碳质物特别高的矿石，抑制碳的效果不好，就可以采用脱碳后浮选铜矿物的工艺。闫森等人的专利申请中用煤油作碳质物的捕收剂、用2#油作起泡剂浮选脱除碳质物后，用BK320+Z‑200组合捕收剂浮选铜，用2#油作起泡剂，采用二粗一精一扫、中矿顺序返回的流程，三个实施例的选铜作业技术指标分别为铜精矿品位18.23％、回收率83.10％；铜精矿品位20.34％、回收率84.73％；铜精矿品位22.91％、回收率82.93％。余新文等针对四川某地难选铜矿石进行了选冶工艺试验研究，用煤油作碳质物的捕收剂、用2#油作起泡剂浮选脱除碳质物后再浮选铜可得到一部分合格铜精矿，中矿及尾矿应用湿法冶金方法回收铜。 [0005] 虽然脱碳后的铜浮选作业技术指标还算较高，但是脱碳作业铜的损失未做说明。按上述文献所述，脱碳作业铜的损失一般2‑3个百分点。另外，现有的专利及论文等文献资料中脱碳浮选所用的捕收剂都是煤油，由于煤油在矿浆中的分散性较差，捕收效果一般。 发明内容[0006] 本发明要解决的技术问题是：提供一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法，铜精矿品位高，铜损失小。 [0007] 本发明提供了一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法，包括以下步骤： [0008] 步骤S1：将铜矿石磨矿后，调整矿浆浓度，添加石灰调整矿浆pH值；再加入碳质物捕收剂搅拌，使其与矿浆充分作用；所述碳质物捕收剂为煤油和硫单甘酯； [0009] 步骤S2：将处理后的矿浆进行浮选，碳质物粘附到气泡上上浮至矿浆液面形成泡沫，泡沫刮出后进行若干次精选，得到碳质物粗精矿；粗选尾矿产品进行若干次扫选，泡沫顺序返回上一作业； [0010] 步骤S3：对碳质物粗精矿进行过滤，滤饼添加巯基乙酸钠再磨后进行浮选，浮选分离得到碳质物精矿和第一部分铜精矿； [0011] 步骤S4：在步骤S2扫选后得到的矿浆中，加入铜矿物捕收剂，进行浮选，泡沫为铜粗精矿，铜粗精矿再进行若干次精选，得到第二部分铜精矿；粗选尾矿进行若干次扫选得到最终铜尾矿，泡沫顺序返回上一作业。 [0012] 优选地，所述步骤S3中，浮选分离得到的碳质物精矿再进行若干次浮选，得到纯度更高的碳精矿； [0013] 浮选分离得到的槽内产品，再经过若干次扫选，得到第一部分铜精矿。 [0014] 优选地，所述步骤S3中，所述浮选分离得到的碳质物精矿再进行1～5次浮选，得到纯度更高的碳精矿。 [0015] 优选地，所述步骤S1中，所述碳质物捕收剂的添加量为0.1～5000g/t原矿。 [0016] 优选地，所述步骤S1中，所述煤油和硫单甘酯的质量比为(0～10)：(1～10)。 [0017] 优选地，所述步骤S2中，浮选的温度为10～40℃。 [0018] 优选地，所述步骤S2中，进行2～5次精选，精选产生的中矿，循序返回上一作业； [0019] 扫选的泡沫产品顺序返回上一作业。 [0020] 优选地，所述步骤S3中，巯基乙酸钠用量0.1～10kg/t原矿。 [0021] 优选地，所述步骤S4中，所述铜捕收剂为丁铵黑药和Z‑200，所述铜捕收剂的用量为20～600g/t原矿。 [0022] 优选地，所述步骤S1中，所述矿石磨矿至细度‑0.074mm占40％～90％； [0023] 矿浆固体质量浓度为10％～50％；矿浆pH为7.5～13.5。 [0024] 与现有技术相比，本发明的从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法，先通过浮选将碳质物浮出，得到碳质物粗精矿，再通过过滤—再磨—分离浮选使碳质物和夹杂的铜矿物分离，可以使碳质物精矿中铜的损失降低。脱碳后的矿浆再添加铜矿物捕收剂浮选铜，可得到高品位和高回收率的铜精矿。同时，由于采用分段过滤分选，既可以避免流程中药剂的交叉影响，改善浮选技术指标，又可以使过滤水中的残余药剂得到利用，同时达到节约药剂、减少环境污染的目的。如能使碳质物作为煤粉进行销售，又可增加一项附加产值。实验结果表明，本发明的方法可以使碳质物精矿中铜的损失降低到1％以下。脱碳后的矿浆再添加铜矿物捕收剂浮选铜，可得到铜品位22.96％、回收率88.29％的精矿。附图说明 [0025] 图1表示实施例1的从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法流程图。 具体实施方式[0026] 为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明的实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本发明的特征和优点，而不是对本发明的限制。 [0027] 本发明方法针对含碳质物及铜的矿石，主要含碳矿物为煤质物和碳酸盐矿物，其中碳酸盐矿物属无机碳，可浮性差，可不考虑其影响，文中提到的碳质物特指煤质物，由于煤质物属有机物，可浮性好，在铜矿物浮选过程中易进入铜精矿中，从而造成铜精矿品位较低。 [0028] 本发明的实施例公开了一种从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法，包括以下步骤： [0029] 步骤S1：将铜矿石磨矿后，调整矿浆浓度，添加石灰调整矿浆pH值；再加入碳质物捕收剂搅拌，使其与矿浆充分作用；所述捕收剂为煤油和硫单甘酯； [0030] 步骤S2：将处理后的矿浆进行浮选，碳质物粘附到气泡上上浮至矿浆液面形成泡沫，泡沫刮出后进行若干次精选，得到碳质物粗精矿；粗选尾矿产品进行若干次扫选，泡沫顺序返回上一作业； [0031] 步骤S3：对碳质物粗精矿进行过滤，滤饼添加巯基乙酸钠再磨后进行浮选，浮选分离得到碳质物精矿和第一部分铜精矿； [0032] 步骤S4：在步骤S2扫选后得到的矿浆中，加入铜矿物捕收剂，进行浮选，泡沫为铜粗精矿，铜粗精矿再进行若干次精选，得到第二部分铜精矿；粗选尾矿进行若干次扫选得到最终铜尾矿，泡沫顺序返回上一作业。 [0033] 本发明在原矿磨矿到一定细度后添加碳质物捕收剂，通过浮选得到纯度较高的碳质物粗精矿，碳质物粗精矿过滤后添加铜矿物的抑制剂，再磨再选，得到铜含量较低的碳精矿，同时回收夹杂的铜矿物，减少铜在碳质物精矿中的损失；除碳后的矿浆再添加铜矿物捕收剂浮选铜。实现了在铜矿物浮选富集过程中同时去除碳质物，提高铜精矿品位。 [0034] 以下按照步骤详细说明本发明的方法： [0035] 步骤S1：磨矿调浆。 [0036] 将铜矿石磨矿后，调整矿浆浓度，添加石灰作脉石矿物及抑制剂同时调整矿浆pH值；再加入碳质物捕收剂搅拌，使其与矿浆充分作用；所述碳质物捕收剂为煤油和硫单甘酯； [0037] 原矿磨矿可使目的矿物铜矿物和碳质物与其他脉石矿物相互解离；碳质物粗精矿再磨可使碳质物和夹杂的铜矿物间彻底单体解离，再浮选时可得到较好地分离。 [0038] 调浆可造成有利于浮选的矿浆环境，使目的矿物能够更完全地浮选，同时脉石矿物受到更好地抑制。 [0039] 具体地，将矿石磨矿至细度‑0.074mm占40％～90％，以使铜矿物及碳质物较完全地解离。调整矿浆固体质量浓度为10％～50％，添加石灰作pH调整剂和脉石矿物抑制剂，调整矿浆pH为7.5～13.5；再加入碳质物捕收剂搅拌，碳质物捕收剂的添加量为0.1～5000g/t原矿，使其与矿浆充分作用； [0040] 所述煤油和硫单甘酯的质量比优选为(0～10)：(1～10)，更优选为(1～8)：(2～8)。 [0041] 步骤S2：浮选碳质物。 [0042] 具体地，将处理后的矿浆进行浮选，碳质物粘附到气泡上上浮至矿浆液面形成泡沫，泡沫刮出后进行若干次精选，得到碳物质粗精矿；粗选尾矿产品进行若干次扫选，泡沫顺序返回上一作业。 [0043] 碳质物捕收剂与矿浆充分反应后，即为处理后的矿浆，处理后的矿浆进行浮选，温度控制在10～40摄氏度，浮选机充气后碳质物物粘附到气泡上上浮至矿浆液面形成泡沫，用刮泡装置将泡沫刮出，这一操作称为粗选。粗选分离出泡沫产品和尾矿。尾矿再选称为扫选，扫选可进行若干次，以最大程度地浮起目的矿物，减少在尾矿中的损失。 [0044] 泡沫产品再选称为精选，可多精选几次，得到纯度高的碳质物的粗精矿。 [0045] 进行2～5次精选，精选产生的中矿，循序返回上一作业； [0046] 扫选的泡沫产品顺序返回上一作业。 [0047] 步骤S3：碳质物粗精矿过滤再磨。 [0048] 具体地，对碳质物粗精矿进行过滤，滤饼添加巯基乙酸钠再磨后进行浮选，浮选分离得到碳质物精矿和第一部分铜精矿； [0049] 过滤可使含浮选药剂的水返回流程，既可以避免流程中药剂的交叉影响，改善浮选技术指标，又可以使过滤水中的残余药剂得到利用，达到节约药剂、同时减少环境污染的目的。浮选可选择性地浮出目的矿物，同时使脉石矿物受到抑制停留在浮选机内。 [0050] 步骤S4：在步骤S2扫选后得到的矿浆中，加入铜矿物捕收剂，进行浮选，泡沫为铜粗精矿，铜粗精矿再进行若干次精选，得到第二部分铜精矿；粗选尾矿产品进行若干次扫选得到最终铜尾矿。所述铜捕收剂为丁铵黑药和Z‑200(O‑异丙基‑N‑乙基硫逐氨基甲酸酯)，两者的质量比优选为1：1；所述铜捕收剂的用量为20～600g/t原矿。 [0051] 为较少排放，保护环境，使含药剂的选矿水循环利用。将碳质物浮选得到的碳质物粗精矿进行过滤，过滤清水可以返回上一工序进行循环利用，含水率较低的滤饼即添加铜抑制剂巯基乙酸钠再磨后进行浮选，，巯基乙酸钠用量0.1～10kg/t原矿。 [0052] 浮选分离得到碳质物精矿和第一部分铜精矿。 [0053] 为了使碳质物精矿更纯，优选地，浮选分离得到的碳质物精矿再进行若干次浮选，如可进行1～5次浮选，得到纯度更高的碳精矿； [0054] 浮选分离得到的槽内产品，再经过若干次扫选，如可进行1～5次扫选，得到第一部分铜精矿。 [0055] 为了进一步理解本发明，下面结合实施例对本发明提供的从含碳铜矿石中浮选分离碳和铜的方法进行详细说明，本发明的保护范围不受以下实施例的限制。 [0056] 实施例1 [0057] 四川某含碳铜矿石中的铜矿物主要是黄铜矿、斑铜矿，主要含碳矿物为煤质物和碳酸盐矿物，其中碳酸盐矿物属无机碳，可浮性差，可不考虑其影响，文中提到的碳质物特指煤质物，由于煤质物属有机物，可浮性好，在铜矿物浮选过程中易进入铜精矿中，从而造成铜精矿品位较低。 [0058] 如图1所示， [0059] 步骤一：磨矿调浆 [0060] 将矿石磨矿至细度‑0.074mm占40％～90％，以使铜矿物及碳质物较完全地解离。调整矿浆固体质量浓度为30％，添加石灰作pH调整剂和脉石矿物抑制剂，调整矿浆pH为10； 添加煤油和硫单甘酯，二者用量比例1：1，用量在500g/t原矿，搅拌5min，使药剂与矿浆充分作用。 [0061] 步骤二：浮选碳质物 [0062] 药剂与矿浆充分作用后进行浮选，温度控制在30℃，浮选机充气后碳质物物粘附到气泡上上浮至矿浆液面形成泡沫，用刮泡装置将泡沫刮出，这一操作称为粗选。泡沫产品再选称为精选，精选2次，得到纯度高的碳质物的粗精矿。精选的槽内产品为中矿，顺序返回上一个作业。粗选的槽内产品称为尾矿，尾矿再选称为扫选，扫选2次。扫选的泡沫产品为中矿，顺序返回上一个作业。 [0063] 步骤三：碳质物粗精矿过滤再磨：将碳质物浮选得到的碳质物粗精矿进行过滤，过滤清水可以返回上一工序进行循环利用，含水率较低的滤饼添加铜矿物抑制剂巯基乙酸钠再磨后进行浮选，巯基乙酸钠用量1kg/t原矿，浮选出的泡沫再进行一次浮选分离，得到碳质物精矿。 [0064] 浮选槽内产品主要是铜矿物，再经过一次扫选，作为第一部分铜精矿处理。 [0065] 步骤四：铜矿物浮选：浮选脱碳后的矿浆中有用矿物为铜矿物，添加铜矿物捕收剂丁铵黑药和Z‑200浮选，丁铵黑药和Z‑200的用量分别为100和300g/t原矿，铜矿物上浮至矿浆液面形成泡沫，用刮泡装置将泡沫刮出，得到铜粗精矿，铜粗精矿泡沫产品再精选2次，得到铜矿物的第二部分精矿；铜粗选槽内产品再扫选2次得到的最终槽内产品为最终铜尾矿。精选尾矿和扫选精矿为中矿，顺序返回上一个作业。第一部分铜精矿和第二部分铜精矿合并为最终铜精矿。 [0066] 表1铜浮选试验结果/％ [0067] [0068] 从表1可以看出，碳质物浮选可以得到产率2.79％的碳粗精矿；碳粗精矿再磨后浮选分离出铜精矿1和碳精矿，铜精矿1中铜品位16.53％，铜回收率15.39％；浮选脱碳后的矿浆再浮选铜矿物得到铜精矿2，铜精矿2中含铜25.02％，铜回收率72.90％。两个铜精矿合并后的最终铜精矿铜品位22.96％，铜回收率88.29％。碳精矿中铜的损失不到1％。 [0069] 以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以对本发明进行若干改进和修饰，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。 [0070] 对所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。 |
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