一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法与流程

文档序号:21642435发布日期:2020-07-29 02:54阅读:562来源:国知局
一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法与流程

本发明涉及选矿领域,涉及一种硫化铜矿物的选矿方法,特别是用于一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石选别方法。



背景技术:

铜是人类最早使用的金属,早在史前时代,人们就开始采掘露天铜矿,并用获取的铜制造武器、式具和其他器皿,铜的使用对早期人类文明的进步影响深远,在现代工业体系中,铜被广泛地应用于电气、国防工业、机械制造、轻工、医疗器械等领域。

铜是一种存在于地壳和海洋中的金属,在地壳中的含量约为0.01%,按氧化铜和硫化铜比例分为三个自然类型,即硫化铜矿石(氧化铜含量小于10%)、氧化铜矿石(氧化铜含量大于30%)、混合矿石(氧化铜含量10%~30%),受矿石成因的影响,部分硫化铜矿石于滑石-蛇纹岩共生或伴生,滑石、蛇纹石天然疏水性强,可浮性极好,且易泥化,若果采用常规浮选工艺对含铜滑石-蛇纹岩矿石进行浮选选铜,滑石、蛇纹石随铜大量上浮,导致粗选产率大,铜精矿品位难以保证,同时易泥化的滑石、蛇纹石吸附在硫化铜矿物表面,形成矿泥罩盖,一方面易泥化的滑石、蛇纹石消耗大量浮选药剂,并挤占铜矿物的上浮空间,另一方面,硫化铜矿物表面由于矿泥罩盖,难以与捕收剂作用,其浮游性变差,导致选铜回收率降低。

目前针对易泥化、易浮脉石铜矿物的选别工艺主要为两种:(1)在常规工艺中添加大量的高分子抑制剂,如羧甲基纤维素(cmc)、瓜尔胶、淀粉等,如中国专利cn104874484a公开了一种在硫化铜镍矿浮选中降低精矿氧化镁含量的方法,原矿在磨矿之后、浮选之前首先添加络合剂草酸、柠檬酸、酒石酸、乙二胺、edta,进行调浆处理;然后再添加一定量的抑制剂六偏磷酸钠、cmc、改性淀粉或水玻璃其中之一和抑制剂木质素磺酸盐或壳聚糖其中之一;接着再添加调整剂、捕收剂和起泡剂进行浮选,但大量高分子抑制剂或淀粉、纤维类的改性产品在应用过程中还具有明显的弊端,一方面抑制效果不甚理想;使用浓度高,产生高cod的废水污染环境;另一方面大量高分子抑制剂不仅恶化浮选矿浆环境,对铜矿物的有效回收产生不利影响,降低企业经济效益;此外,大分子抑制剂溶液配制过程中易形成肿块、溶胀速度慢,易造成物料浪费,堵塞管道或泵体等;(2)预先脱泥,脱泥之后再按常规浮选流程进行铜矿物的选别回收,脱泥浮选工艺又根据对脱泥泡沫的处理方式分为两种,一种是控制脱泥量,脱泥泡沫作为尾矿直接抛弃,这种工艺脱泥量难以把握,铜损失量较大;另一种对脱泥产品进行单独处理,在脱泥产品中加入如羧甲基纤维素(cmc)、瓜尔胶、淀粉等高分子抑制剂进行选别,如中国发明专利公开号cn109201320a公开的一种含易浮脉石铜钴矿的选矿方法,对含易浮脉石铜钴矿进行磨矿后预先脱泥,在预先脱泥产品中加入用羧甲基纤维素、瓜尔胶、淀粉中的至少一种,得到铜钴粗精矿,并与脱泥后矿浆粗选得到的铜钴粗精矿合并进行铜钴精选得到铜钴精矿。



技术实现要素:

为了解决现有含铜滑石-蛇纹岩矿石选矿方法中易浮滑石蛇纹石影响浮选效果,使用大量高分子抑制剂恶化浮选矿浆环境,对铜矿物的有效回收产生不利影响、羧甲基纤维素等高分子抑制剂水溶性差,现场难以配制等技术问题,本发明提供了一种易泥化易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法,反其道而行之,创新式的提出预先脱泥泡沫首先进行抑铜浮泥,再进行铜矿物活化并分选富集的技术思路,从而实现铜矿物的高效回收,提高企业经济效益。

本发明的技术方案是:一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法,它包括以下步骤:

(1)、磨矿:对易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石进行磨矿,从而得到原矿矿浆;

(2)预先脱泥浮选:向原矿矿浆中加入起泡剂,进行泥化易浮脉石预浮选,从而得到预先脱泥泡沫和预脱泥后矿浆;

(3)预先脱泥泡沫单独浮选:向步骤(2)所得预先脱泥泡沫中加入铜矿物抑制剂,搅拌5分钟,进行脱泥反浮选,得到反浮选脱泥泡沫及脱泥后含铜脉石矿浆,反浮选脱泥泡沫为最终尾矿;向脱泥后含铜脉石矿浆中加入石灰调浆,控制ph值8~9,再加入10~30g/t的硫酸铜活化剂,搅拌3分钟后,加入选铜捕收剂和起泡剂,搅拌3分钟后,进行含铜脉石粗选,得到粗选精矿-和粗选尾矿-向粗选精矿-中加入铜离子去除剂,并加石灰,控制ph值12.4±0.2,进行一次精选,得到铜精矿-和精尾-,精尾-合并到粗选尾矿-,形成闭路循环;向铜精矿-中加入石灰,控制ph值12.4±0.2,进行二次精选,得到铜精矿-与精尾-,铜精矿-作为最终精矿,精尾-与脱泥后含铜脉石矿浆合并,进行含铜脉石粗选,形成闭路循环;向精尾-和粗选尾矿-合并矿浆中加入选铜捕收剂和起泡剂,搅拌2分钟后,进行一次扫选作业,得到泡沫产品-与一扫尾矿-,泡沫产品-合并到粗选尾矿-,形成闭路循环;向一扫尾矿-中加入选铜捕收剂和起泡剂,进行二次扫选,得到泡沫产品-与二扫尾矿-,泡沫产品-顺序返回与精尾-、粗选尾矿-合并,形成闭路循环,二扫尾-矿为最终尾矿;

(4)预脱泥后矿浆单独浮选:向步骤(2)所得预脱泥后矿浆中加入石灰调浆,控制ph值11.5~11.8,加入捕收剂和起泡剂,进行预脱泥后矿浆粗选和扫选,得到粗精矿-和尾矿3;向粗精矿-中加入石灰调浆,控制ph值12.4±0.2,进行精选作业,得到铜精矿

上述方案中所述铜矿物抑制剂为碳酸钠、过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸的混合物,其中碳酸钠用量为500~2000g/t,过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸总用量为300~1500g/t。

上述方案中所述过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸使用时的质量比例为:(6~8):(1~3):1。

上述方案中所述铜矿物抑制剂加药顺序为:先加入碳酸钠,再同时添加或混合添加过硫酸钠、亚铁氰化钾和巯基乙酸。

上述方案中所述起泡剂为甲基异丁基甲醇、丁基醚醇中的任意一种,且用量为1~10g/t。

上述方案中所述步骤(3)中含铜脉石矿浆粗选、扫选捕收剂为丁基黄原酸丙腈脂,且其用量为10~60g/t。

上述方案中所述铜离子去除剂为硫化钠,用量10~30g/t。

上述方案中所述步骤(1)中磨矿细度为-0.074mm粒级含量为70~80%。

上述方案中所述步骤(3)中脱泥反浮选、含铜脉石矿浆粗选、精选为柱浮选。

上述方案中所述步骤(4)中捕收剂为硫氮腈脂、硫氨酯、乙硫氮、丁基黄药、戊基黄药的至少一种,起泡剂为松醇油、甲基异丁基甲醇、丁基醚醇中的任意一种。

本发明的有益效果是先通过对原矿矿浆进行预先脱泥,使滑石、蛇纹石等易泥化、易浮脉石矿物被率先脱除,优化了预脱泥后矿浆的浮选环境,有效解决了易泥化、易浮滑石、蛇纹石等脉石与铜矿物同步浮选时铜精矿品质差、铜矿物损失率高、精矿铜与含泥易浮矿物分离时抑制剂大量使用而造成的中矿循环量大、含泥矿物罩盖引起的浮选环境恶化等难题。同时,本发明通过对预先脱泥后的泥泡沫产品进行单独浮选,有效提高了铜矿物的回收,实现了资源最大化回收;此外,针对脱泥产品粒度细、含铜低的特性,创造性地提出先抑铜浮泥,反浮选脱泥后矿浆再活化铜浮选富集的技术方案,避免大量含泥脉石对预先脱泥泡沫中铜富集时的影响,从而大幅度减少药剂用量,从而为提高铜精矿品质提供了有力保障。

与现有技术相比,本发明的优点在于:首先,对原矿矿浆进行预先脱泥,大幅度减轻了易泥、易浮滑石、蛇纹石等易浮矿物对主系统选铜带来的不利影响,为提高铜精矿品质及回收率奠定了基础;其次,对脱泥泡沫单独浮选,实现了资源最大化回收;第三,对预先脱泥泡沫进行抑铜浮泥,有效减轻大量含泥易浮脉石对后续铜浮选的影响;第四,预先脱泥泡沫抑铜浮泥技术方案,避免抑泥浮铜时添加大量高分子抑制剂、淀粉、纤维类的改性产品在应用过程中产生的高cod的废水污染环境、恶化浮选矿浆环境、大分子抑制剂溶液配制过程中易形成肿块、溶胀速度慢,易造成物料浪费,堵塞管道或泵体等弊端;第五,预先脱泥泡沫抑铜浮泥后,有效降低了铜富集时的药剂消耗,降低了选矿成本,增加了企业效益;第六,对预先脱泥泡沫进行抑铜浮泥,打破了硫化铜矿物抑制泥矿物,浮选铜矿物的常规技术路线,根据脉石可浮性,创造性地提出了抑铜浮泥的技术方案,同时选用铜抑制剂均为无毒药剂,避免了选矿水污染环境的问题;第七,针对脱泥时泥矿夹带目的矿物的情况,本发明选用起泡剂为泡沫粘度小的甲基异丁基甲醇(mibc)、丁基醚醇中的任意一种;第八,预先脱泥泡沫抑铜浮泥后矿浆粗选采用弱起泡性和高选择性的丁基黄原酸丙腈脂,且粗、精选均采用柱分选,为提高铜精矿品质提供了有力保障。

附图说明

图1是本发明一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法的流程示意图;

图2是本发明一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法的浮选原则流程图;

图3是含铜滑石-蛇纹岩矿石优先浮铜的浮选原则流程图;

图4是含铜滑石-蛇纹岩矿石预先脱泥后优先浮铜的浮选原则流程图。

具体实施方式

下面结合附图,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。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所有其他实施例,都属于本发明的保护范围。

实施例1:如图1和图2所示,一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法,按以下步骤进行:

(1)、磨矿:对易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石进行磨矿,磨矿细度为-0.074mm粒级含量为75%,从而得到原矿矿浆;

(2)预先脱泥浮选:向原矿矿浆中加入起泡剂丁基醚醇,用量2g/t,进行泥化易浮脉石预浮选,从而得到预先脱泥泡沫和预脱泥后矿浆;

(3)预先脱泥泡沫单独浮选:向步骤(2)所得预先脱泥泡沫中加入铜矿物抑制剂,搅拌5分钟,进行脱泥反浮选,得到反浮选泥泡沫及脱泥后含铜脉石矿浆,反浮选脱泥泡沫为最终尾矿;向脱泥后含铜脉石矿浆中加入石灰调浆,控制ph值8~9,再加入硫酸铜活化剂,药剂用量20g/t,搅拌3分钟后,加入选铜捕收剂丁基黄原酸丙腈脂和起泡剂丁基醚醇,用量分别为30g/t、4g/t搅拌3分钟后,进行含铜脉石粗选,得到粗选精矿-和粗选尾矿-向粗精矿-中加入硫化钠,用量20g/t,并加石灰,控制ph值12.4±0.2,进行一次精选,得到铜精矿-和精尾-,精尾合并到粗选尾矿-,形成闭路循环;向铜精矿-中加入石灰,控制ph值12.4±0.2,进行二次精选,得到铜精矿-与精尾-,铜精矿-作为最终精矿,精尾-与脱泥后含铜脉石矿浆合并,进行含铜脉石粗选,形成闭路循环;向精尾-和粗选尾矿-合并矿浆中加入选铜捕收剂丁基黄原酸丙腈脂和起泡剂丁基醚醇,用量分别为15g/t、2g/t,搅拌2分钟后,进行一次扫选作业,得到泡沫产品-与一扫尾矿-,泡沫产品-合并到粗选尾矿-,形成闭路循环;向一扫尾矿-中加入选铜捕收剂丁基黄原酸丙腈脂和起泡剂丁基醚醇,用量分别为15g/t、2g/t,进行二次扫选,得到泡沫产品-与二扫尾矿-,泡沫产品-顺序返回与精尾-、粗选尾矿-合并,形成闭路循环,二扫尾-矿为最终尾矿;

(4)预脱泥后矿浆单独浮选:向步骤(2)所得预脱泥后矿浆中加入石灰调浆,控制ph值11.8,加入脂类捕收剂,用量45g/t,搅拌3分钟,进行一次粗选,得到粗精矿-和粗选尾矿-向粗精矿-中加入石灰调浆,控制ph值12.42,搅拌3分钟,进行一次精选,得到铜精矿-和精选尾矿-,形成闭路循环;向铜精矿-加入石灰,控制ph值12.4,进行二次精选,得到铜精矿-和精选尾矿-,铜精矿-为最终精矿,精选尾矿-返回与粗精矿-合并,形成闭路循环;向粗选尾矿-中加入捕收剂丁基黄药与松醇油起泡剂,用量分别为5g/t,5g/t,进行一次扫选,得到扫选泡沫-和一扫尾矿-将扫选泡沫-与一精尾矿-合并,进行中矿单独再磨,再磨细度-0.045mm粒级含量为92%,经磨矿分级后再磨溢流汇入预脱泥后矿浆,形成闭路循环;向一扫尾矿-中加入捕收剂丁基黄药与松醇油起泡剂,用量分别为5g/t,5g/t,进行二次扫选,得到扫选泡沫-与二扫尾矿-,扫选泡沫-与粗选尾矿-合并,形成闭路循环,二扫尾矿-为最终尾矿;

上述方案中,步骤(3)预先脱泥泡沫中先加入铜矿物抑制剂为碳酸钠、再同时加入过硫酸钠(na2s2o8)、亚铁氰化钾(k4fe(cn)6·3h2o)、巯基乙酸(hsch2cooh)的混合物,其中碳酸钠用量为500g/t,过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸总用量为300g/t;

进一步地,过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸使用时的质量比例为:(6~8):(1~3):1。

作为对比,按照图3流程图所示的选别工艺流程,将原矿磨至细度为-0.074mm粒级含量为75%,不脱泥直接进入浮选,其他条件同实施例1。针对原矿含铜0.95%的含铜滑石蛇纹岩矿石,两组条件试验结果见下表:

从上表可见,本发明提供的工艺流程较常规不脱泥工艺回收率高0.37个百分点的情况下,铜精矿品位高5.27个百分点,铜精矿品质显著提高。

实施例2:如图1和图2所示,一种易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石的选矿方法,按以下步骤进行:

(1)、磨矿:对易泥化、易浮含铜滑石-蛇纹岩矿石进行磨矿,磨矿细度为-0.074mm粒级含量为75%,从而得到原矿矿浆;

(2)预先脱泥浮选:向原矿矿浆中加入起泡剂丁基醚醇,用量2g/t,进行泥化易浮脉石预浮选,从而得到预先脱泥泡沫和预脱泥后矿浆;

(3)预先脱泥泡沫单独浮选:向步骤(2)所得预先脱泥泡沫中加入铜矿物抑制剂,搅拌5分钟,进行脱泥反浮选,得到反浮选泥泡沫及脱泥后含铜脉石矿浆,反浮选脱泥泡沫为最终尾矿;向脱泥后含铜脉石矿浆中加入石灰调浆,控制ph值8~9,再加入硫酸铜活化剂,药剂用量20g/t,搅拌3分钟后,加入选铜捕收剂丁基黄原酸丙腈脂和起泡剂丁基醚醇,用量分别为30g/t、4g/t搅拌3分钟后,进行含铜脉石粗选,得到粗选精矿-和粗选尾矿-向粗精矿-中加入硫化钠,用量20g/t,并加石灰,控制ph值12.4±0.2,进行一次精选,得到铜精矿-和精尾-,精尾合并到粗选尾矿-,形成闭路循环;向铜精矿-中加入石灰,控制ph值12.4±0.2,进行二次精选,得到铜精矿-与精尾-,铜精矿-作为最终精矿,精尾-与脱泥后含铜脉石矿浆合并,进行含铜脉石粗选,形成闭路循环;向精尾-和粗选尾矿-合并矿浆中加入选铜捕收剂丁基黄原酸丙腈脂和起泡剂丁基醚醇,用量分别为15g/t、2g/t,搅拌2分钟后,进行一次扫选作业,得到泡沫产品-与一扫尾矿-,泡沫产品-合并到粗选尾矿-,形成闭路循环;向一扫尾矿-中加入选铜捕收剂丁基黄原酸丙腈脂和起泡剂丁基醚醇,用量分别为15g/t、2g/t,进行二次扫选,得到泡沫产品-与二扫尾矿-,泡沫产品-顺序返回与精尾-、粗选尾矿-合并,形成闭路循环,二扫尾-矿为最终尾矿;

(4)预脱泥后矿浆单独浮选:向步骤(2)所得预脱泥后矿浆中加入石灰调浆,控制ph值11.8,加入脂类捕收剂,用量40g/t,搅拌3分钟,进行一次粗选,得到粗精矿-和粗选尾矿-向粗精矿-中加入石灰调浆,控制ph值12.42,搅拌3分钟,进行一次精选,得到铜精矿-和精选尾矿-,形成闭路循环;向铜精矿-加入石灰,控制ph值12.4,进行二次精选,得到铜精矿-和精选尾矿-,铜精矿-为最终精矿,精选尾矿-返回与粗精矿-合并,形成闭路循环;向粗选尾矿-中加入捕收剂丁基黄药与松醇油起泡剂,用量分别为5g/t,5g/t,进行一次扫选,得到扫选泡沫-和一扫尾矿-将扫选泡沫-与一精尾矿-合并,进行中矿单独再磨,再磨细度-0.045mm粒级含量为92%,经磨矿分级后再磨溢流汇入预脱泥后矿浆,形成闭路循环;向一扫尾矿-中加入捕收剂丁基黄药与松醇油起泡剂,用量分别为5g/t,5g/t,进行二次扫选,得到扫选泡沫-与二扫尾矿-,扫选泡沫-与粗选尾矿-合并,形成闭路循环,二扫尾矿-为最终尾矿;

上述方案中,步骤(3)预先脱泥泡沫中先加入铜矿物抑制剂为碳酸钠、再同时加入过硫酸钠(na2s2o8)、亚铁氰化钾(k4fe(cn)6·3h2o)、巯基乙酸(hsch2cooh)的混合物,其中碳酸钠用量为2000g/t,过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸总用量为1500g/t;

进一步地,过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸使用时的质量比例为:(6~8):(1~3):1。

作为对比,按照图4流程图所示的选别工艺流程,将原矿磨至细度为-0.074mm粒级含量为75%,脱泥后进入浮选,其他条件同实施例1。针对原矿含铜0.84%的含铜滑石蛇纹岩矿石,两组条件试验结果见下表:

从上表可见,本发明提供的工艺流程较常规脱泥浮选工艺铜精矿品位低0.47个百分点的情况下,选铜回收率高3.56个百分点,在保证铜精矿品质的同时铜回收率增加明显。

上述两个实施例可以看出,针对易泥化、易浮含铜滑石、蛇纹岩类矿石,使用常规直接浮选流程,铜精矿得不到保证,使用常规脱泥浮选流程,脱泥产品中铜损失量大,导致最终选铜回收率偏低,两种流程均影响企业效益,本发明工艺流程通过预先脱泥,脱泥产品进行抑铜反浮选脱泥,再对反浮选脱泥后矿浆及预脱泥后矿浆分别进行铜选别的工艺方案,在保证铜精矿品质的同时提高选铜回收率,且效果明显。

本发明采用的铜抑制剂是在常温下添加,组合添加过程中药剂不产生化学反应,经过无数次试验发现最佳配比,部分试验数据见下表:

从上表可知:1)针对含铜0.11%的脱泥泡沫,在碳酸钠800g/t,过硫酸钠碳酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸总用量1000g/t条件下,试验2、3、4选铜回收率均在90%以上,且尾矿1损失率不超过3%;2)从试验1~7综合分析可知,过硫酸钠碳酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸最佳比例为7:3:1,结合回收率变化趋势并充分考虑原矿性质变化,过硫酸钠碳酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸较为适宜的用量比例为:(6~8):(1~3):1。

注:过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸比例为(6~8):(1~3):1。

从表2数据分析可知,当碳酸钠用量偏低时(300g/t),脱泥量较大,但铜损失率偏大,当碳酸钠用量偏高时(2500g/t),脱泥量偏少,反浮选矿浆中脉石未大量脱除,影响后续选别作业,同时综合考虑矿石中硫矿物含量变化,碳酸钠最佳用量为500~2000g/t。

注:过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸比例为(6~8):(1~3):1。

从表3数据分析可知,三种抑制剂混合用量偏低时(试验1),铜损失率偏大,当三种抑制剂混合用量偏高时(2000g/t),铜损失率有增大趋势,同时考虑到后续铜矿物活化,若抑制剂用量过大,对后续活化选铜作业影响较大,综合考虑,过硫酸钠、亚铁氰化钾、巯基乙酸三种抑制剂混合总用量为300~1500g/t。

由以上实验可知,本发明的铜抑制剂的组分与比例是经过反复尝试得出的最优解,现有技术并没有给出相关的报道或指引使得本领域技术人员能够经过有限次的实验得出本发明的铜抑制剂的合理配方及组分含量,这是本发明的创新点之一。

当前第1页1 2 
网友询问留言 已有0条留言
  • 还没有人留言评论。精彩留言会获得点赞!
1