镁硅酸盐脉石组合抑制剂、低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿高效选别的方法 |
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| 申请号 | CN202410073270.9 | 申请日 | 2024-01-18 | 公开(公告)号 | CN117900035A | 公开(公告)日 | 2024-04-19 |
| 申请人 | 中南大学; | 发明人 | 魏茜; 焦芬; 覃文庆; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种镁 硅 酸盐脉石组合 抑制剂 、低品位含镁 硅酸 盐型硫化 铜 矿高效选别的方法。所述组合抑制剂由焦 磷酸 钠、二己烯三胺五亚甲基膦酸与田菁胶按 质量 比20:(1～10):(0.5～2)组成。所述低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿高效选别的方法，包括：原矿粗磨—铜粗选—铜粗精矿预先筛分+再磨—铜精选—铜精选中矿单独选别。采用本发明方法浮选含镁硅酸盐型硫化铜矿，不需要预先脱泥，具有铜损失率低、药剂消耗量小、浮选流程稳定、浮选 泡沫 量少且清爽、对矿泥适应性好等优点，实现了该类难选矿的高效选别，当原矿铜品位为0.2％～0.8％时，获得总铜精矿中铜品位≥17％，铜回收率≥70％的良好指标，能显著提高铜资源利用率。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种镁硅酸盐脉石组合抑制剂HMD，其特征在于，所述HMD由焦磷酸钠、二己烯三胺五亚甲基膦酸与田菁胶按质量比20:(1～10):(0.5～2)组成； |
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| 说明书全文 | 镁硅酸盐脉石组合抑制剂、低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿高效选别的方法 技术领域[0001] 本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种镁硅酸盐脉石组合抑制剂、低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿高效选别的方法。 背景技术[0002] 铜是国民经济建设中非常重要的有色金属原材料。随着我国现代工业的快速发展，铜需求量逐年增加。我国铜金属矿产资源总量不少，但禀赋差、品位低、铜矿石组成复杂难处理、矿产资源综合利用率低，使得铜产量一直不能满足国内铜消费需求，超过70％的铜资源需要依赖进口。 [0003] 世界范围内90％以上的矿产铜来自硫化铜矿，成矿过程中，硫化矿体发生蚀变的同时，周边围岩也会发生蚀变，空气、水及硫化矿体浅层蚀变的共同作用导致脉石矿物发生绿泥石化、滑石化及硅化。橄榄石、辉石等造岩矿物蚀变形成镁硅酸盐脉石(主要为蛇纹石、滑石等)，与硫化铜矿紧密共生。含镁硅酸盐型硫化铜矿在我国分布十分广泛，例如河北承德小寺沟铜矿(蛇纹石/滑石相对含量约为42％)、安徽铜陵冬瓜山铜硫矿石(蛇纹石/滑石的相对含量约为16％)、新疆亚克斯铜镍矿(蛇纹石/滑石相对含量约为34％)、新疆滴水铜矿(蛇纹石/滑石相对含量约为15％)等均属于极为典型的含镁硅酸盐型硫化铜矿。这类矿石具有铜矿品位低、共伴生镁硅酸盐脉石含量高(相对含量为10％‑50％)、碎磨过程易泥化、铜嵌布粒度细等特点，属于难选硫化铜矿。滑石/蛇纹石质软易泥化，易发生矿泥罩盖，导致在选别过程中这类脉石矿物严重干扰硫化铜矿浮选等问题，严重制约了该类铜资源的高效利用。同时，滑石属于非极性层状矿物，天然疏水性好，易随泡沫进入精矿产品，使得铜精矿中氧化镁含量偏高。根据镍金属闪速熔炼技术要求，镍精矿中MgO含量需控制在6.8％以下，MgO含量过高会增加炉渣粘度，增高渣熔点，降低冶炼回收率。开展含镁硅酸盐型硫化铜矿的高效浮选分离研究对提高铜资源回收率具有重要的学术价值与实际意义。 [0004] 针对低品位含硅酸盐类硫化铜矿的选别，在浮选体系中添加镁硅酸盐类抑制剂是改善硫化铜矿浮选效果最直接和最有效的方法。现有技术CN 112495590A提供了一种含镁硅酸盐矿物的抑制剂为DH和六偏磷酸钠组合，其中DH由瓜尔胶、羧甲基纤维素、木质素组成；CN 112295728 B提供了一种滑石抑制剂由硫酸盐、多聚糖、铝盐和脱氢酶等组合；CN 103008113 B提供了一种滑石抑制剂由氯化铝、羧甲基淀粉组合；CN 116159680A提供了一种蛇纹石抑制剂为纳米纤维素。上述现有技术中镁硅酸盐抑制剂主要为分散型抑制剂和高分子有机抑制剂。虽然使用分散型抑制剂能够实现从硫化铜矿表面剥离镁硅酸盐矿物并将其分散，但是剥离后的镁硅酸盐矿物的可浮性已经大大增加，如不能及时捕获，还能自然浮起进入硫化铜精矿，导致铜精矿中氧化镁含量超标，同时，大量添加分散型抑制剂时，选矿废水呈稳定胶体分散状态，难沉降且回用困难；而高分子有机抑制剂极性基团为分子中大量的羟基，多以氢键形式与蛇纹石表面结合，缺少特征性吸附在蛇纹石表面的官能团，因此用量过大时选择性较差，导致铜精矿回收率低。目前这两类抑制剂均在高含量镁硅酸盐浮选体系中的抑制效果有限。由上可知，仅仅通过添加镁硅酸盐脉石矿物抑制剂来解决该类型矿选别问题，较难获得好的浮选指标。因此，亟待从工艺创新和高效镁硅酸盐脉石矿物抑制剂开发两个角度出发进行研究，提出针对该类矿石选别的新方法，实现该类铜矿资源的高效利用。 发明内容[0005] 本发明旨在针对含镁硅酸盐(主要为蛇纹石、滑石等)型硫化铜矿的选别难点，提供一种镁硅酸盐脉石组合抑制剂、低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿高效选别的方法，用于解决该类矿浮选体系，泥化脉石循环导致流程不稳定、铜精矿中氧化镁超标、铜精矿回收率低等难题。 [0006] 为了实现上述技术目的，本发明设计并提出原浆浮选工艺，包括：原矿粗磨—铜粗选—铜粗精矿预先筛分+再磨—铜精选—铜精选中矿单独选别，同时提供一种镁硅酸盐脉石组合抑制剂(HMD)，包括焦磷酸钠(TSPP)、二己烯三胺五亚甲基膦酸(BPMPA)、田菁胶(SG)。在新工艺及组合抑制剂协同作用下，实现了该类矿的高效选别，且保证了选别过程的稳定。 [0007] 本发明提供的这种镁硅酸盐脉石组合抑制剂，由焦磷酸钠、二己烯三胺五亚甲基膦酸与田菁胶按质量比20:(1～10):(0.5～2)组成。 [0008] 所述二己烯三胺五亚甲基膦酸的结构式为： [0009] [0010] 所述田菁胶由D‑半乳糖和D‑甘露糖两种单糖构成的高分子多糖类抑制剂，其分子量为20600～39100，结构式如下： [0011] [0012] 所述TSPP为分散剂，可以起到分散矿浆的作用。同时，BPMPA、TSPP分子中的膦酸基2+ 团、SG分子中的羟基均能与镁硅酸盐脉石矿物表面的Mg 选择性结合，使TSPP、BPMPA与SG吸附在镁硅酸盐脉石矿物表面，协同强化其表面亲水，从而产生强烈的抑制作用。另一方面， 2+ SG具有一定的絮凝作用，由于羟基与脉石矿物表面Mg 的强配位作用，提升了HMD对浮选矿浆环境中微细粒镁硅酸盐脉石矿物的捕获概率，SG通过桥连作用选择性吸附微细粒脉石矿物表面并形成聚团，使其颗粒尺寸变大，有利于被抑制。 [0013] 本发明还提供一种低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿高效选别的方法，包括以下步骤： [0016] 3)铜粗精矿预先筛分+再磨：对铜粗精矿进行预先筛分，得到+0.038mm粒级物料与‑0.038mm粒级物料；向+0.038mm粒级物料中同时加入CaO和HMD，进行再磨，再磨后物料与‑0.038mm粒级物料合并作为铜精选给矿； [0017] 4)铜精选：向铜精选给矿中加入CaO、HMD、Z‑200、MIBC，进行铜精选作业，得到铜精矿1和铜精选中矿1，其他铜中矿顺序返回； [0018] 5)铜精选中矿单独选别：向铜精选中矿1中加入CaO、HMD、Z‑200，进行单独选别作业，得到铜精矿2和尾矿2。 [0019] 优选的，所述步骤1)中，原矿粗磨的磨矿细度为‑0.074mm占50％～70％。 [0020] 优选的，所述步骤1)，还包括：将原矿破碎后，将其加入湿式球磨机中，然后加水，再同时添加500～2500g/t石灰和100～600g/t HMD，进行湿式球磨，得到入浮矿浆。 [0021] 优选的，步骤2)中，所述铜粗选作业为二次粗选二次扫选，具体为： [0022] 粗选一：向矿浆中先加入10～200g/t Z‑200，搅拌2～3分钟，再加入7～28g/t MIBC，搅拌1～2分钟，充气搅拌后刮泡2～4分钟，分别得到铜粗精矿1与铜粗选一槽内产品； [0023] 粗选二：向铜粗选一槽内产品中先加入50～300g/t HMD，搅拌2～3分钟，再加入5～50g/t Z‑200，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡2～3分钟，分别得到铜粗精矿2与铜粗选二槽内产品； [0024] 将铜粗精矿1与铜粗精矿2合并得到铜粗精矿，进入步骤3)中的预先筛分作业； [0025] 扫选一：向铜粗选二槽内产品中先加入25～150g/t HMD，搅拌2～3分钟，再加入2.5～25g/t Z‑200，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡1～3分钟，分别得到铜扫选一精矿(返回粗选二)与铜扫选一槽内产品； [0026] 扫选二：向铜扫选一槽内产品中加入1～12.5g/t Z‑200，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡1～2分钟，得到铜扫选一精矿(返回扫选一)，槽内产品为尾矿1。 [0027] 优选的，步骤3)中，所述CaO的添加量为500～2000g/t，HMD的添加量为50～300g/t。 [0028] 优选的，步骤3)中，所述再磨的磨矿细度为‑0.038mm占75％～95％。 [0029] 优选的，步骤4)中，所述铜精选作业为2～4次精选，具体为： [0030] 精选一：向铜精选给矿中先加入7～50g/tZ‑200，搅拌2～3分钟，再加入7～50g/t MIBC，搅拌1～2分钟，充气搅拌后刮泡2～3分钟，得到铜精选一精矿(精选二给矿)和铜精选中矿1(进入铜精选中矿单独选别作业)；精选二：先加入0～1000g/t CaO，搅拌1～2分钟，再加入0～300g/t HMD，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡2～3分钟，得到铜精选二精矿(精选三给矿)和铜精选中矿2(返回至精选一作业)；精选三：先加入0～500g/t CaO，搅拌1～2分钟，再加入0～150g/t HMD，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡1～3分钟，得到铜精选三精矿(精选四给矿)和铜精选中矿3(返回至精选二作业)；精选四：先加入0～250g/t CaO，搅拌1～2分钟，再加入0～100g/t HMD，搅拌2～3分钟，充气搅拌后浮选刮泡1～3分钟，得到铜精矿1和铜精选中矿4(返回至精选三作业)。 [0031] 优选的，步骤5)中，所述铜精选中矿单独选别作业为一次再选粗选，一～二次再选扫选，一～二次再选精选，具体为： [0032] 一次再选粗选：向铜精选中矿1中先加入0～1000g/t CaO，搅拌1～2分钟，再加入0～200g/t HMD，搅拌2～3分钟，然后再加入0～48g/t Z‑200，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡2～4分钟，获得中矿1再选粗精矿(进入再选精选作业)和中矿1再选尾矿(进入再选扫选作业)； [0033] 一～二次再选扫选：再选扫选一：向中矿1再选尾矿中先加入0～200g/t HMD，搅拌2～3分钟，再加入0～24g/tZ‑200，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡1～3分钟，获得再选扫选一精矿(返回至再选粗选作业)和再选扫选一尾矿(进入再选扫选二作业)；再选扫选二：向再选扫选一尾矿中先加入0～100g/t HMD，搅拌2～3分钟，再加入0～12g/t Z‑200，搅拌2～ 3分钟，充气搅拌后刮泡1～2分钟，获得再选扫选二精矿(返回至再选扫选一作业)和尾矿2； [0034] 一～二次再选精选：再选精选一：向中矿1再选粗精矿中先加入0～1000g/t CaO，搅拌1～2分钟，再加入0～200g/t HMD，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡2～3分钟，获得再选精选一精矿(进入再选精选二作业)和再选精选一中矿1(返回至再选粗选作业)；再选精选二：向再选精选一精矿中先加入0～500g/t CaO，搅拌1～2分钟，再加入0～200g/t HMD，搅拌2～3分钟，充气搅拌后刮泡1～3分钟，获得铜精矿2和再选精选二中矿2(返回至再选精选一作业)。 [0035] 优选的，所述步骤1)、3)、4)、5)中，添加石灰，调节矿浆pH至8.0～10.5。 [0036] 优选的，所述HMD的加入方式为：先将TSPP、BPMPA、SG分别配成水溶液，其中TSPP、BPMPA、SG三种水溶液的质量浓度分别为1.0％～5.0％、1.0％～5.0％、0.1％～0.5％，然后将三种水溶液一起加入矿浆中。 [0037] 本发明的原理 [0038] 针对低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿，选别过程存在以滑石和蛇纹石等为主的镁硅酸盐脉石矿物严重干扰硫化铜矿浮选等问题，现有技术通常采用粗细分选工艺，包括原矿预先筛分(抛除细粒级矿泥)—粗粒磨矿—铜粗选—铜粗精矿再磨—铜精选，预先抛除易磨镁硅酸盐脉石细泥虽然能减少其对硫化铜矿浮选的影响，但抛除的细泥中铜金属损失率大，导致铜精矿回收率低。为了最大程度地减弱泥质脉石对硫化铜矿浮选过程的影响，同时获得高品位和高回收率的铜精矿产品，本发明创新性提出原浆浮选工艺，包括原矿粗磨—铜粗选—铜粗精矿预先筛分+再磨—铜精选—铜精选中矿单独选别，该工艺中将精选一设计成开路浮选，精选一精矿进入到后面精选作业，产出铜精矿1，精选一的中矿单独选别，获得铜精矿2，还可以抛除铜含量较低的尾矿2(主要为泥质硅酸盐脉石)，由于抛除的这部分矿物没有返回至浮选体系中，就不会不断循环，也就不会影响硫化铜浮选，获得的铜精矿1和铜精矿2合并成最终铜精矿。除了工艺创新外，还添加了镁硅酸盐脉石的高效组合抑制剂HMD，HMD由焦磷酸钠(TSPP)、二己烯三胺五亚甲基膦酸(BPMPA)和田菁胶(SG)组成。TSPP是分散剂，可以起到分散矿浆的作用。BPMPA、TSPP分子中的特征官能团均是膦酸基团，膦酸基2+ 团与镁硅酸盐脉石矿物表面的Mg 选择性结合，从配位键合机制考虑，其反应是路易斯酸碱 2+ 反应。膦酸基团属于硬路易斯碱，易与硬路易斯酸配位，而镁硅酸盐脉石矿物表面的Mg 是 2+ 硬路易斯酸，硫化矿铜表面Cu 是较软的酸，因此，根据软硬酸碱理论，膦酸基更易与镁硅酸盐脉石矿物表面选择性配位，吸附密度大，使其表面亲水，从而产生强烈的抑制作用。 BPMPA、TSPP基本不吸附在硫化铜矿表面，从而不影响Z‑200在黄铜矿表面的吸附，黄铜矿表面保持强疏水，更有利于黄铜矿与脉石矿物的浮选分离。TSPP与BPMPA组合添加共吸附在镁硅酸盐脉石矿物表面，协同强化其表面亲水。SG分子链上有大量羟基官能团，羟基与镁硅酸 2+ 盐脉石矿物表面Mg 选择性配位，反应本质也是路易斯酸碱反应。即SG供电子作为路易斯 2+ 碱，镁硅酸盐脉石矿物表面Mg 得电子作为路易斯酸；SG与脉石表面羟基间脱水缩合，本质是布朗斯特酸(SG)与布朗斯特碱(脉石)的酸碱反应。从配位键合机制来讲，SG中羟基与镁 2+ 2+ 硅酸盐脉石表面Mg 的结合机制与BPMPA、TSPP分子中膦酸基和镁硅酸盐脉石表面Mg 的结合机制非常相似。因此，BPMPA、TSPP与SG组合对镁硅酸盐脉石矿物有较强的选择性抑制作 2+ 用。另一方面，SG具有一定的絮凝作用，由于羟基与脉石矿物表面Mg 的强配位作用，提升了HMD对浮选矿浆环境中微细粒镁硅酸盐脉石矿物的捕获概率，SG通过桥连作用选择性吸附微细粒脉石矿物表面并形成聚团，使其颗粒尺寸变大，有利于被抑制。 [0039] 综合可知，采用新工艺，通过铜精选中矿单独选别抛除铜品位低的泥化脉石矿物，避免其在铜浮选体系不断循环；同时采用与镁硅酸盐高效组合抑制剂HMD，选择性使镁硅酸盐脉石矿物表面亲水，能同时获得高Cu品位和高Cu回收率的铜精矿，且浮选过程较稳定。 [0040] 本发明的有益效果： [0041] 1、针对低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿的选别，本发明提供一种原浆浮选工艺，包括：原矿粗磨—铜粗选—铜粗精矿预先筛分+再磨—铜精选—铜精选中矿单独选别，同时采用HMD作为镁硅酸盐脉石组合抑制剂，能实现该类矿石的高效选别。当原矿铜品位为0.2％～0.8％，采用本发明提供的选别新方法，可获得总铜精矿(铜精矿1+铜精矿2)中铜品位≥17％，铜回收率≥70％的良好指标。 [0042] 2、本发明所提供的新型组合抑制剂HMD是由有机膦酸BPMPA、无机磷酸盐TSPP和有机高分子多糖类抑制剂SG组合而成，具有高选择性与抑制性能，且药剂配制简单，工业上易添加，同时BPMPA还是优良的水处理剂，能络合选矿废水中的重金属离子，大大降低废水回用的难度。附图说明 [0044] 图2为对比例9的浮选工艺流程图； [0045] 图3为实施例2的原则流程图； [0046] 图4为实施例2的浮选工艺流程图； [0047] 图5为对比例16的浮选工艺流程图。 具体实施方式[0048] 以下实施例与对比例中，所用药剂均可通过商业途径购买得到。 [0049] 实施例1 [0050] 获取河北某低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿，经原矿化学多元素分析得，原矿中主要元素铜品位0.55％，含Zn 0.056％，含Pb 0.040％，含Fe 5.50％，含Au0.89g/t，含Ag 13.25g/t，有价元素Pb、Zn、Au、Ag等含量较低，综合回收利用价值不大。矿石中通过选矿需要排除的主要脉石成分为SiO2、MgO和CaO，含量分别为43.36％、20.02％和16.38％。铜主要以硫化铜为主，占比为83.13％(原生硫化铜与次生硫化铜)。矿物组成分析表明，矿石中金属矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、斑铜矿和磁铁矿等；脉石矿物以滑石、蛇纹石及碳酸盐(方解石)为主，少量石英、长石、云母，其中易泥化含镁硅酸盐矿物(滑石/蛇纹石)的相对含量高达46％。铜矿物嵌布粒度细，且与其他矿物嵌布关系紧密。 [0051] 将该原矿经过破碎后进行湿式球磨，磨矿过程中同时添加CaO 1000g/t和HMD 200g/t，磨矿细度为‑0.074mm占65％，然后将磨细后的矿浆送入浮选槽中，进行浮选试验，浮选试验流程及药剂制度如图1，具体如下： [0052] 在本实施例中，HMD由TSPP、BPMPA和SG按质量比20:4:1组成。向矿浆中加入HMD前，先将TSPP配成质量浓度为5％的TSPP水溶液、将BPMPA配成质量浓度为2％的BPMPA水溶液，将SG配成质量浓度为0.5％的SG水溶液，然后将三种水溶液一起加入矿浆。MIBC按原液加入矿浆。 [0053] 1)铜粗选：将磨细后的矿浆进行二次粗选二次扫选，具体包括以下步骤： [0054] 二次粗选：粗选一：向矿浆中先加入48g/tZ‑200，搅拌2分钟，再加入14g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡3分钟，得到粗选一精矿(进入预先筛分作业)，槽内为粗选二的给矿；粗选二：向粗选一槽内产品中加入60g/t HMD，搅拌2分钟，再加入7g/tZ‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2.5分钟，得到粗选二精矿(进入预先筛分作业)，槽内为扫选一给矿； [0055] 二次扫选：扫选一：向粗选二槽内产品中先加入40g/t HMD，搅拌2分钟，再加入7g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到扫选一精矿(返回粗选二作业)，槽内为扫选二给矿；扫选二：向扫选一槽内产品中加入3.5g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1分钟，得到扫选二精矿(返回扫选一作业)，槽内为尾矿1。 [0056] 2)将粗选一精矿与粗选二精矿合并作为铜粗精矿，并对其进行预先筛分，得到+0.038mm粒级的粗精矿与‑0.038mm粒级的粗精矿；对+0.038mm粒级的粗精矿在再磨机中进行再磨，再磨前向再磨机中同时添加1000g/t CaO和60g/t HMD，再磨细度为‑0.038mm占 85％。再磨后的粗精矿与‑0.038mm粒级的粗精矿合并作为精选给矿； [0057] 3)对再磨后的粗精矿与‑0.038mm粒级的粗精矿进行四次精选，具体包括以下步骤： [0058] 四次精选：精选一：向所述粗精矿中先加入14g/t Z‑200，搅拌2分钟，再加入7g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到精选一精矿(精选二给矿)和铜精选中矿1(进入铜精选中矿单独选别作业)；精选二：先加入500g/t CaO，搅拌1分钟，再加入30g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到精选二精矿(精选三给矿)和精选中矿2(返回至精选一作业)；精选三：先加入250g/t CaO，搅拌1分钟，再加入15g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到精选三精矿(精选四给矿)和精选中矿3(返回至精选二作业)；精选四：先加入125g/t CaO，搅拌1分钟，再加入10g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到铜精矿1和精选中矿4(返回至精选三作业)。 [0059] 4)对铜精选中矿1进行一次再选粗选二次再选扫选二次再选精选，具体包括以下步骤： [0060] 一次再选粗选：向铜精选中矿1中先加入500g/t CaO，搅拌1分钟，再加入50g/t HMD，搅拌2分钟，然后再加入7g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2.5分钟，获得中矿1再选粗精矿(进入再选精选作业)和铜中矿1再选粗选尾矿(进入再选扫选作业)； [0061] 二次再选扫选：再选扫选一：向中矿1再选粗选尾矿中先加入50g/t HMD，搅拌2分钟，再加入4g/tZ‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，获得再选扫选一精矿(返回至再选粗选作业)和再选扫选一尾矿(进入再选扫选二作业)；再选扫选二：向再选扫选一尾矿中加入2g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1分钟，获得再选扫选二精矿(返回至再选扫选一作业)和尾矿2； [0062] 二次再选精选：再选精选一：向中矿1再选粗精矿中先加入500g/t CaO，搅拌1分钟，再加入50g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，获得再选精选一精矿(进入再选精选二作业)和再选精选一中矿1(返回至再选粗选作业)；再选精选二：向再选精选一精矿中先加入250g/t CaO，搅拌1分钟，再加入50g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，获得铜精矿2产品和再选精选二中矿2(返回至再选精选一作业)。 [0063] 上述三个浮选循环作业中的中矿全部顺序返回，浮选过程执行六次，达到平衡后，每次试验所获得的精矿和尾矿的质量和品位基本不变，将稳定后的精矿和尾矿取样送化学分析。闭路试验结果见表1。 [0064] 对比例1 [0065] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用常规抑制剂水玻璃，水玻璃用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0066] 对比例2 [0067] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用常规抑制剂羧甲基纤维素(CMC)，CMC用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0068] 对比例3 [0069] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用单一组份TSPP，TSPP用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0070] 对比例4 [0071] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用单一组份BPMPA，BPMPA用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0072] 对比例5 [0073] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用单一组份SG，SG用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0074] 对比例6 [0075] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用由TSPP与BPMPA按质量比4:1组成的组合药剂，组合药剂的用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0076] 对比例7 [0077] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用由TSPP与SG按质量比24:1组成的组合药剂，组合药剂的用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0078] 对比例8 [0079] 工艺流程和药剂制度基本与实施例1相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用由BPMPA与SG按质量比24:1组成的组合药剂，组合药剂的用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表1。 [0080] 对比例9 [0081] 采用生产现场的粗细分选工艺流程，该流程包括原矿预先筛分(细粒物料抛尾)—粗粒物料磨矿—铜粗选—铜粗精矿再磨—铜精选，针对实施例1中河北某低品位含镁硅酸盐型硫化铜矿进行选别，抑制剂HMD中三种组份的质量比与实施例1中保持相同，具体流程见图2所示。选别步骤具体如下： [0082] 1)原矿预选筛分与粗粒物料磨矿：将原矿进行预选筛分，得到+0.038mm粒级物料与‑0.038mm粒级的物料；向+0.038mm粒级物料中添加1000g/t石灰和200g/t HMD，进行湿式球磨，磨矿细度为‑0.074mm占65％，得到矿浆；‑0.038mm粒级的物料直接抛除。 [0083] 2)铜粗选：对矿浆进行二次粗选二次扫选，具体包括以下步骤： [0084] 二次粗选：粗选一：向矿浆中先加入50g/tZ‑200，搅拌2分钟，再加入14g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡3分钟，得到粗选一精矿(进入预先筛分作业)，槽内为粗选二给矿；粗选二：向粗选一槽内加入100g/t HMD，搅拌2分钟，加入7g/tZ‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到粗选二精矿(进入预先筛分作业)，槽内为扫选一给矿； [0085] 二次扫选：扫选一：向粗选二槽内加入80g/t HMD，搅拌2分钟，加入7g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到扫选一精矿(返回粗选二作业)，槽内为扫选二给矿；扫选二：向扫选一槽内加入3.5g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1分钟，得到扫选一精矿(返回扫选一作业)，槽内为尾矿。 [0086] 3)将粗选一精矿与粗选二精矿合并成铜粗精矿，并对其进行预先筛分，得到+0.038mm粒级粗精矿与‑0.038mm粒级粗精矿；对+0.038mm粒级粗精矿进行再磨，加入1000g/t CaO和100g/t HMD，两者同时添加，再磨细度为‑0.038mm占85％。再磨后产品与‑0.038mm粒级的粗精矿合并，为铜精选的给矿。 [0087] 4)对上述再磨后产品与‑0.038mm粒级的粗精矿采用四次精选工艺进行铜精选，具体包括以下步骤： [0088] 四次精选：精选一：向上述粗精矿中加入14g/tZ‑200，搅拌2分钟，加入7g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后浮选刮泡2分钟，得到精选一精矿(精选二给矿)和中矿1(返回至粗选二作业)；精选二：向精选一精矿中加入500g/t CaO，搅拌1分钟，加入60g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到精选二精矿(精选三给矿)和中矿2(返回至精选一作业)；精选三：加入250g/t CaO搅拌1分钟，加入30g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到精选三精矿(精选四给矿)和中矿3(返回至精选二作业)；精选四：加入125g/t CaO，搅拌1分钟，加入15g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到铜精矿产品和中矿4(返回至精选三作业)。闭路试验结果见表1。 [0089] 表1实施例1与对比例1～9闭路试验结果/％ [0090] [0091] [0092] 由表1可知，采用本发明提出的原浆浮选新工艺流程，同时添加组合抑制剂HMD(实施例1)，获得合并的总铜精矿中铜品位17.76％，铜回收率为72.03％；同样采用新工艺流程，添加常规抑制剂水玻璃(对比例1)、CMC(对比例2)、或者HMD三种组分中的其中一种TSPP(对比例3)、BPMPA(对比例4)、SG(对比例5)，由于泥质蛇纹石和滑石矿物对硫化铜浮选干扰，难以获得高品位铜精矿产品，且铜在尾矿中的损失大，获得铜精矿中铜品位和铜回收率均不高，总铜精矿中铜品位为7.65～13.52％，铜回收率为26.37～48.94％；当添加HMD三种组分中的其中任意两种组分，TSPP和BPMPA组合(对比例6)、TSPP和SG组合(对比例7)、BPMPA和SG组合(对比例8)，虽然抑制效果优于单一组分，但抑制效果仍然不佳，获得总铜精矿中铜品位为10.09～13.28％，铜回收率为55.71～62.38％；采用现场生产工艺流程，通过预先抛掉细粒泥质镁硅酸盐脉石时，同时添加脉石抑制剂HMD(对比例9)，很明显，铜精矿铜品位提高至17.42％，但是由于原矿直接脱泥，铜金属损失量大，脱泥产品中铜损失率高达25.05％，铜精矿中铜回收率就不高，仅仅为51.93％，相比实施例1，铜回收率降低20.1个百分点。 [0093] 综合以上结果，实施例1中新工艺中精选作业作开路选别，精选中矿单独选别抛除部分铜含量低的泥质蛇纹石和滑石等脉石矿物，避免泥质脉石不断在浮选体系中循环，避免其干扰硫化铜矿浮选，同时采用新型组合抑制剂HMD，可同时获得高品位和高回收率的铜精矿产品；采用新工艺，添加HMD中其中一种组份或者任意两种时，硫化铜矿与镁硅酸盐矿物的分离效果欠佳；同样采用组合抑制剂HMD，与现场生产采用的粗细分选工艺相比，本发明新工艺还能减少脱泥作业中铜的损失率。说明新工艺与高效镁硅酸盐脉石抑制剂HDM配合使用，能同时有效地保证铜精矿品位和回收率，获得较好的选别指标。由于新工艺中部分泥质脉石及时排除，整个浮选药剂消耗量正常，流程平稳易操作，泡沫矿化效果好，泡沫清爽夹带少，该工艺工业易实施。 [0094] 实施例2 [0095] 获取云南某低品位含镁硅酸盐型硫化铜镍矿，经化学多元素分析得，原矿中有价元素主要为铜和镍，铜品位0.41％，镍品位0.34％。原矿中还含硫0.85％，含铁9.49％，含硅7.89％，含镁4.41％，含钙3.11％，硫和铁可作为伴生有价金属综合回收。含铜矿物主要以黄铜矿为主，含镍矿物主要以镍黄铁矿为主。由矿物组成分析可知原矿中主要目的矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿，主要脉石矿物为蛇纹石、滑石等，该类脉石可浮性好，严重干扰铜、镍矿物的浮选过程。 [0096] 本实施例中采用优先浮铜再浮镍的原则流程，如图3所示。本发明重点考察铜的回收，故在实施例2中只考虑铜的回收，不考虑镍的回收。 [0097] 将该原矿首先破碎后进行球磨，磨矿过程中加入石灰500g/t和HMD 120g/t，两者同时添加，磨矿细度为‑0.074mm占63％，然后将磨细后的矿浆送入浮选槽中，进行浮选试验，试验流程及药剂制度如图4，具体如下: [0098] 在本实施例中，HMD由TSPP、BPMPA和SG按质量比20:6:1.5组成。向矿浆中加入HMD前，先将TSPP配成质量浓度为5％的TSPP水溶液、将BPMPA配成质量浓度为2％的BPMPA水溶液，将SG配成质量浓度为0.5％的SG水溶液，然后将三种水溶液一起加入矿浆。MIBC按原液加入矿浆。 [0099] 1)铜粗选：对上述矿浆进行二次粗选二次扫选，具体包括以下步骤： [0100] 二次粗选：粗选一：向矿浆中先加入35g/t Z‑200，搅拌2分钟，然后加入7g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡2.5分钟，得到粗选一精矿(进入预先筛分作业)，槽内为粗选二给矿；粗选二：向粗选一槽内先加入60g/t HMD，搅拌2分钟，然后再加入14g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到粗选二精矿(进入预先筛分作业)，槽内为扫选一给矿； [0101] 二次扫选：扫选一：向粗选二槽内先加入60g/t HMD，搅拌2分钟，再加入7g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后浮选刮泡1.5分钟，得到扫选一精矿(返回粗选二作业)，槽内为扫选二给矿；扫选二：向扫选一槽内产品中加入3.5g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡 1分钟，得到扫选二精矿(返回扫选一作业)，槽内为尾矿1； [0102] 2)将粗选一精矿与粗选二精矿合并作为铜粗精矿，并对其进行预先筛分，得到+0.038mm粒级的粗精矿与‑0.038mm粒级的粗精矿；对+0.038mm粒级的粗精矿进行再磨，加入 1000g/t CaO和50g/t HMD，两者同时添加，再磨细度为‑0.038mm占80％，再磨后的粗精矿与‑0.038mm粒级的铜粗精矿合并为精选给矿； [0103] 3)对再磨后的粗精矿与‑0.038mm粒级的粗精矿进行三次精选，具体包括以下步骤： [0104] 三次精选：精选一：向所述粗精矿中先加入14g/t Z‑200，搅拌2分钟，再加入7g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到精选一精矿(精选二给矿)和铜精选中矿1(进入铜精选中矿单独选别作业)；精选二：加入25g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到精选二精矿(精选三给矿)和中矿2(返回至精选一作业)；精选三：空白精选，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到铜精矿1和中矿3(返回至精选二作业)； [0105] 4)对铜精选中矿1进行一次再选粗选一次再选扫选二次再选精选，具体包括以下步骤： [0106] 一次再选粗选：向铜精选中矿1中先加入500g/t CaO，搅拌1分钟，再加入50g/t HMD，搅拌2分钟，然后再加入7g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后浮选刮泡2.5分钟，获得再选粗精矿(进入再选精选作业)和再选尾矿(进入再选扫选作业)； [0107] 一次再选扫选：向再选尾矿中先加入30g/t HMD，搅拌2分钟，再加入4g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，获得再选扫选一精矿(返回至再选粗选作业)和尾矿2； [0108] 二次再选精选：再选精选一：向再选粗精矿中加入250g/t CaO，搅拌1分钟，再加入40g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，获得再选精选一精矿(进入再选精选二作业)和再选中矿1(返回至再选粗选作业)；再选精选二：向再选精选一精矿中加入130g/t CaO，搅拌1分钟，再加入20g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，获得铜精矿2和再选中矿2(返回至再选精选一作业)。 [0109] 上述三个浮选循环中中矿全部顺序返回，浮选过程执行六次后，达到平衡后，每次试验所获得的浮选精矿和浮选尾矿的质量和品位基本不变，将稳定后的精矿和尾矿取样送化学分析。闭路试验结果见表2。 [0110] 对比例10 [0111] 工艺流程和药剂制度基本与实施例2相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用单一TSPP，TSPP用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表2。 [0112] 对比例11 [0113] 工艺流程和药剂制度基本与实施例2相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用单一BPMPA，BPMPA用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表2。 [0114] 对比例12 [0115] 工艺流程和药剂制度基本与实施例2相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用单一SG，SG用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表2。 [0116] 对比例13 [0117] 工艺流程和药剂制度基本与实施例2相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用由TSPP与SG按质量比为26:1.5组成的组合药剂，组合药剂用量与HMD用量相同，其他条件不变。闭路试验结果见表2。 [0118] 对比例14 [0119] 工艺流程和药剂制度基本与实施例2相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用由BPMPA与SG按质量比为26:1.5组成的组合药剂，组合药剂与HMD用量相同。闭路试验结果见表2。 [0120] 对比例15 [0121] 工艺流程和药剂制度基本与实施例2相同，只是含镁硅酸盐抑制剂采用由TSPP与BPMPA按质量比为4:1.5组成的组合药剂，组合药剂与HMD用量相同。闭路试验结果见表2。 [0122] 对比例16 [0123] 采用现场生产的铜直接浮选工艺流程包括原矿磨矿—铜粗选—铜粗精矿再磨—铜精选对与实施例2相同的云南某低品位含镁硅酸盐型硫化铜镍矿进行选别，具体流程图见图5。 [0124] 本对比例中，镁硅酸盐抑制剂HMD中三种组份的质量比与实施例2中的保持相同。 [0125] (1)将原矿破碎后进行湿式球磨，磨矿细度为‑0.074mm占63％，得到入浮矿浆。 [0126] (2)对矿浆采用二次粗选二次扫选三次精选的工艺流程进行铜粗选，具体如下： [0127] 二次粗选：粗选一：向矿浆中加入500g/t石灰，搅拌1分钟，再加入120g/t HMD，搅拌2分钟，然后加入35g/t Z‑200，搅拌2分钟，加入7g/tMIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡2.5分钟，得到粗选一精矿(进入再磨作业)，槽内为粗选二的给矿；粗选二：向粗选一槽内加入60g/t HMD，搅拌2分钟，然后加入14g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到粗选二精矿(进入再磨作业)，槽内为扫选一给矿； [0128] 二次扫选：扫选一：向粗选二槽内产品中加入60g/t HMD，搅拌2分钟，加入7g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后刮泡1.5分钟，得到扫选一精矿(返回粗选一作业)，槽内为扫选二给矿；扫选二：向扫选一槽内产品加入3.5g/t Z‑200，搅拌2分钟，充气搅拌后浮选刮泡1分钟，得到铜扫选一精矿(返回扫选一)，槽内为尾矿(镍黄铁矿浮选给矿)。 [0129] 铜粗精矿再磨：将粗选一精矿与粗选二精矿合并成铜粗精矿，并对其进行再磨，再磨细度为‑0.038mm占80％。 [0130] 三次精选：精选一：向再磨后的铜粗精矿产品中加入1000g/t CaO，搅拌1分钟，加入50g/t HMD，搅拌2分钟，加入14g/tZ‑200，搅拌2分钟，加入7g/t MIBC，搅拌1分钟，充气搅拌后刮泡2分钟，得到精矿一(精选二给矿)和中矿1(返回至粗选一作业)；精选二：先加入300g/t CaO，搅拌1分钟，再加入25g/t HMD，搅拌2分钟，充气搅拌后浮选刮泡2分钟，得到精矿二(精选三给矿)和铜中矿2(返回至精选一作业)；精选三：空白精选，充气搅拌后浮选刮泡1.5分钟，得到铜精矿和中矿3(返回至精选二作业)。闭路试验结果见表2。 [0131] 表2实施例2与对比例10～16闭路试验结果/％ [0132] [0133] [0134] 说明：表格2中实施例2与对比例10～15中的尾矿1和对比例16中的尾矿均指镍黄铁矿选别的给矿。 [0135] 由表2可知，采用本发明提出的原浆浮选新工艺流程，同时添加组合抑制剂HMD(实施例2)，获得合并的总铜精矿中铜品位17.33％，铜回收率为71.47％；当采用新工艺，添加HMD三种组分中的其中一种TSPP(对比例10)、BPMPA(对比例11)、SG(对比例12)，由于泥质蛇纹石和滑石对硫化铜浮选干扰，难以获得高品位铜精矿产品，且铜在尾矿中的损失大，获得铜精矿中铜品位和铜回收率均不高，总铜精矿中铜品位为9.37％～14.48％，铜回收率为39.10％～50.86％；当添加HMD三种组分中的其中任意两种组分(TSPP和BPMPA组合(对比例 15)、BPMPA和SG组合(对比例14)、TSPP和SG组合(对比例13))，虽然对泥质脉石的抑制效果优于单一组分，但对泥质蛇纹石和滑石的抑制效果仍然不佳，获得总铜精矿中铜品位为 11.12％～15.37％，铜回收率为53.39％～58.40％；采用现场生产铜直接浮选工艺和新抑制剂HMD(对比例16)，由于泥质镁硅酸盐脉石的严重干扰，获得铜精矿铜品位仅为9.33％，铜回收率仅为39.54％，与实施例2相比，铜精矿中铜品位降低8个百分点，铜回收率降低 31.93个百分点。 [0136] 综合以上结果，实施例2中新工艺中精选作业作开路选别，精选中矿单独选别抛除部分铜含量低的泥质蛇纹石和滑石等脉石矿物，避免泥质脉石不断在浮选体系中循环，避免其干扰硫化铜矿浮选，同时采用新型组合抑制剂HMD，可同时获得高品位和高回收率的铜精矿产品；采用新工艺，添加HMD中其中一种组份或者任意两种时，硫化铜矿与镁硅酸盐矿物的分离效果欠佳；同样采用组合抑制剂HMD，与现场生产采用的铜直接分选工艺相比，新工艺大大避免了直接浮选中泥质脉石循环对铜浮选带来的不利影响，铜精矿中品位和回收率明显提高。由于新工艺中部分泥质脉石及时排除，整个浮选药剂消耗量正常，流程平稳易操作，泡沫矿化效果好，泡沫清爽夹带少，该工艺工业易实施。 |
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