一种氧化铜矿浮选方法与流程

本发明涉及矿物加工技术领域，特别是涉及选矿技术领域，具体公开了一种氧化铜矿的浮选方法。

背景技术：

氧化铜矿石是世界铜资源的重要组成部分，且储量比较丰富。大多硫化铜矿矿床上部均有氧化带广泛分布，有些硫化矿床因长时间氧化，演变为大中型硫化氧化矿床。随着硫化铜矿逐渐开采殆尽，氧化铜矿的处理变的越来越重要。因此开发和处理硫化氧化铜矿，对于铜冶金工业的发展具有重大意义。

氧化铜矿组成比较复杂，结构松散易碎，水化性也较强，并含有大量矿泥。其中的矿泥会无选择性吸附捕收剂并会覆盖矿物活性质点，因此氧化铜的浮选比硫化矿困难得多。氧化铜矿分选因此被选矿界认为是亟待解决的难题之一。

目前有关氧化铜矿石的处理已经有了一定程度的研究，例如申请号为92101545.3、名称为“一种从氧化铜中回收铜的湿法冶金方法”的专利公开了一种从氧化铜矿回收铜的湿法冶金方法；申请号为201110236034.7、名称为“从氧化铜中浸取铜的方法”的专利中公开了从低品位氧化铜矿中酸浸回收铜的湿法冶金方法；还有申请号为201310100642.1、名称为“一种结合氧化铜矿石及伴生有价金属的选矿方法”的专利公开了一种结合氧化铜的离析-浮选联合流程处理氧化铜矿的工艺方法。但是这些工艺方法仍存在一些不足：对于复杂难选氧化铜矿，产品的指标不理想；湿法浸出处理氧化铜矿，消耗浸出剂较大，处理时间长、浸出成本较高，对于含泥量高的矿石，效果不明显；离析-浮选联合流程处理工艺，工序较长，操作复杂。

因此，有必要开发一种氧化铜矿资源的直接浮选方法，以期提高铜精矿产品的品位，简化氧化铜矿石处理的流程，更利于工业化的应用。

技术实现要素：

本发明主要解决的技术问题是提供一种氧化铜矿浮选方法，以简化氧化铜矿的处理流程，提高所得氧化铜精矿产品的品位和回收率。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种氧化铜矿浮选方法，包括以下步骤：

将氧化铜矿原矿与抑制剂混合，之后磨矿至单体解离度大于90％，得到可浮矿浆；以及，

所述可浮矿浆加入活化剂和捕收剂，之后进行浮选，经2次粗选和2次扫选，再经过4次精选，各作业中矿顺序返回前一作业，最后浮选得到氧化铜精矿产品；其中所述捕收剂为α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药的混合捕收剂。

作为一种优选的实施方案，所述抑制剂为水玻璃，用量为每吨氧化铜矿原矿添加10～600g。

作为一种优选的实施方案，所述活化剂为硫化钠和/或硫化铵。

作为一种优选的实施方案，所述捕收剂为α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药的混合捕收剂，其中所述α-羟基芳基亚膦酸为通式(i)所示化合物：

通式(i)中，r1任意选自氢原子或c1-c2的烷基；

所述烷基黄药为通式(ii)所示化合物：

通式(ii)中，r2为c2-c6的烷基。

其中化合物α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药可以部分或全部以其异构体形式存在。

作为一种优选的实施方案，所述捕收剂为α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药的混合捕收剂，混合捕收剂中α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药的质量配比为(1～2)：1。

作为一种优选的实施方案，所述α-羟基芳基亚膦酸为α-羟基苯丙烯基亚膦酸、α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸或α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸。

其中α-羟基苯丙烯基亚膦酸的结构式为：

α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸的结构式为：

α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸的结构式为：

作为一种优选的实施方案，所述烷基黄药为己基黄药、丁基黄药或乙基黄药。

作为一种更优选的实施方案，所述捕收剂为α-羟基苯丙烯基亚膦酸和己基黄药混合捕收剂或者α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸和丁基黄药混合捕收剂或者α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸和乙基黄药混合捕收剂。

作为一种优选的实施方案，所述活化剂为硫化铵。

作为一种更优选的实施方案，所述可浮矿浆的浮选采用2次粗选、2次扫选和4次精选的工艺过程，包括以下步骤：

s1：向所述可浮矿浆中加入活化剂硫化铵和混合捕收剂进行第一次粗选，活化剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加350～450g，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加400～600g；

第一次粗选之后进行第二次粗选，活化剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加250～350g，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加300～400g；

s2：第二次粗选之后进行第一次扫选，活化剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加50～150g，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加75～200g；

第一次扫选之后进行第二次扫选，活化剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加0～50g，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加30～100g；

s3：第二次扫选之后进行第一次精选，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加40～100g；

第一次精选之后进行第二次精选，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加30～50g；

第二次精选之后进行第三次精选，混合捕收剂的添加量为每吨氧化铜矿原矿添加0～20g；

第三次精选之后进行第四次精选，第四次精选不添加药剂；

各步作业的中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

本发明提供了一种氧化铜矿浮选方法，处理流程简短，首先将氧化铜矿原矿与抑制剂混合以分散矿浆，避免氧化矿磨矿过程中产生的细泥覆盖有用矿物，之后磨矿至单体解离度大于90％，使氧化铜矿单体解离，得到可浮矿浆；之后可浮矿浆加入活化剂和捕收剂，之后进行浮选，经2次粗选和2次扫选，再经过4次精选，最后浮选得到了氧化铜精矿产品。采用本发明方法得到的氧化铜精矿产品品位高，且铜回收率高。

本发明提供的氧化铜矿浮选方法，浮选用捕收剂为α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药的混合捕收剂。捕收剂中的α-羟基芳基亚膦酸具有共轭结构和亚膦酸螯合基团，易与其他捕收剂通过非共价键作用自组装，从而强化捕收剂在矿物表面的疏水化处理，同时螯合基团与铜矿物表面cu(ii)金属离子反应生成难溶稳定的cu(i)物种，并对其周围的cu(ii)起到诱导活化作用，更易于活化剂或其他捕收剂吸附。

与α-羟基芳基亚膦酸配合使用的烷基黄药是一种硫化矿捕收剂，一般难以直接稳定吸附在氧化铜表面。但是通过与α-羟基芳基亚膦酸复配使用，可以促进烷基黄药与铜矿表面的活性位点或诱导活化部位键合，从而改变矿物表面的疏水性。并且，烷基黄药与α-羟基烷基亚膦酸配合使用时，通过捕收剂自组装分散在泡沫液膜上，从而有效改善了膦酸药剂产生泡沫的稳定性和黏度，进而减少了浮选过程中因泡沫过黏所带来的夹带现象，最终实现了浮选所得氧化铜精矿品位的显著提高。

本发明通过科学合理的选择药剂，药剂之间协调作用，并通过浮选工艺的优化设计，即经2次粗选和2次扫选，再经过4次精选的浮选工艺，最后浮选得到的氧化铜精矿产品品位高，铜回收率也得到有效提高。

附图说明

图1是本发明提供的一种氧化铜矿浮选工艺流程图。

具体实施方式

下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。

在以下实施例中，使用的药剂均为市售商品。药剂可以直接添加，或者制成溶液添加。药剂的用量g/t表示每吨原矿添加药剂多少g，例如加入500g/t水玻璃，是每吨原矿添加水玻璃500g。各实施例中所有份数和百分数除另有规定外均指质量。

实施例1

采用图1所示的工艺流程，对取自云南某氧化铜矿进行浮选处理，具体如下。

氧化铜矿石样取自云南某氧化铜矿，原矿含铜1.5％，铜以自由氧化铜、结合氧化铜存在，其中结合氧化铜占8.6％。将该矿物采用球磨机并预先加入500g/t水玻璃进行球磨，得到单体解离度大于90％的可浮矿浆；

可浮矿浆经过2次粗选、2次扫选、4次精选：

粗选一加入硫化铵400g/t、α-羟基苯丙烯基亚膦酸300g/t和己基黄药150g/t，

粗选二加入硫化铵300g/t、α-羟基苯丙烯基亚膦酸200g/t和己基黄药100g/t；

扫选一加入硫化铵100g/t、α-羟基苯丙烯基亚膦酸50g/t和己基黄药25g/t，

扫选二加入硫化铵50g/t、α-羟基苯丙烯基亚膦酸20g/t和己基黄药10g/t，合并产品再通过4次精选；

精选一加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸30g/t和己基黄药15g/t，

精选二加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸20g/t和己基黄药10g/t，

精选三加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸10g/t和己基黄药5g/t，

精选四不加药剂；

各作业中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

所得氧化铜精矿产品的品位为15.96％，铜的回收率达到72.14％。

实施例2

采用图1所示的工艺流程，对取自新疆某氧化铜矿进行浮选处理，具体如下。

氧化铜矿石样取自新疆某氧化铜矿，原矿含铜2.11％，铜以自由氧化铜、结合氧化铜存在，其中结合氧化铜占5.8％。将该矿物采用球磨机并预先加入750g/t水玻璃进行球磨，得到单体解离度大于90％的可浮矿浆；

可浮矿浆经过2次粗选、2次扫选、4次精选：

粗选一加入硫化铵400g/t、α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸250g/t和丁基黄药250g/t，

粗选二加入硫化铵300g/t、α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸200g/t和丁基黄药200g/t；

扫选一加入硫化铵100g/t、α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸100g/t和丁基黄药100g/t，

扫选二加入硫化铵50g/t、α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸50g/t和丁基黄药50g/t，合并产品再通过4次精选；

精选一加入α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸30g/t和丁基黄药30g/t，

精选二加入α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸20g/t和丁基黄药20g/t，

精选三加入α-羟基-2-甲基-3-苯丙烯基亚膦酸10g/t和丁基黄药10g/t，

精选四不加药剂；

各作业中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

氧化铜精矿产品的品位为18.65％，铜的回收率达到79.20％。

实施例3

采用图1所示的工艺流程，对取自湖北某氧化铜矿进行浮选处理，具体如下。

氧化铜矿石样取自湖北某氧化铜矿，原矿含铜0.65％，铜以自由氧化铜、结合氧化铜存在，其中结合氧化铜占10.8％。将该矿物采用球磨机并预先加入1000g/t水玻璃进行球磨，得到单体解离度大于90％的可浮矿浆；

可浮矿浆经过2次粗选、2次扫选、4次精选：

粗选一加入硫化铵400g/t、乙基黄药300g/t和α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸300g/t，

粗选二加入硫化铵300g/t、乙基黄药200g/t和α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸200g/t；

扫选一加入硫化铵100g/t，乙基黄药50g/t和α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸50g/t，

扫选二加入乙基黄药25g/t和α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸25g/t，合并产品再通过4次精选；

精选一加入乙基黄药50g/t和α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸50g/t，

精选二加入乙基黄药25g/t和α-羟基-2-乙基-3-苯丙烯基亚膦酸25g/t，

精选三不加药剂，

精选四不加药剂；

各作业中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

氧化铜精矿产品的品位为10.65％，铜的回收率达到66.52％

对比例1

采用图1所示的工艺流程，在浮选时只添加α-羟基苯丙烯基亚膦酸，不使用烷基黄药和活化剂硫化铵，采用的氧化铜矿与实施例1相同。具体如下。

将氧化铜矿物采用球磨机并预先加入500g/t水玻璃进行球磨，得到单体解离度大于90％的可浮矿浆；可浮矿浆经过2次粗选、2次扫选、4次精选；

粗选一添加α-羟基苯丙烯基亚膦酸300g/t，

粗选二加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸200g/t；

扫选一加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸50g/t，

扫选二α-羟基苯丙烯基亚膦酸20g/t，合并产品再通过4次精选；

精选一加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸30g/t，

精选二加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸20g/t，

精选三加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸10g/t，

精选四不加药剂。

各作业中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

得到的氧化铜精矿产品的品位为4.6％，铜的回收率65.01％。

对比例2

采用图1所示的工艺流程，在浮选时只添加活化剂硫化铵和烷基黄药，不使用α-羟基苯丙烯基亚膦酸，采用的氧化铜矿与实施例1相同。具体如下。

将氧化铜矿物采用球磨机并预先加入500g/t水玻璃进行球磨，得到单体解离度大于90％的可浮矿浆；可浮矿浆经过2次粗选、2次扫选、4次精选；

粗选一加入硫化铵400g/t、己基黄药150g/t，

粗选二加入硫化铵300g/t、己基黄药100g/t；

扫选一加入硫化铵100g/t、己基黄药25g/t，

扫选二加入硫化铵50g/t、己基黄药10g/t，合并产品再通过4次精选；

精选一加入己基黄药15g/t，

精选二加入己基黄药10g/t，

精选三加入己基黄药5g/t，

精选四不加药剂。

各作业中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

所得到的氧化铜精矿产品的品位为5.1％，铜的回收率28.73％。

对比例3

采用图1所示的工艺流程，在浮选时只添加α-羟基苯丙烯基亚膦酸和烷基黄药，不使用活化剂硫化铵，采用的氧化铜矿与实施例1相同。具体如下。

将氧化铜矿物采用球磨机进行球磨，得到单体解离度大于90％的可浮矿浆；可浮矿浆经过2次粗选、2次扫选、4次精选；

粗选一加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸300g/t和己基黄药150g/t，

粗选二加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸200g/t和己基黄药100g/t；

扫选一加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸50g/t和己基黄药25g/t，

扫选二加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸20g/t和己基黄药10g/t，合并产品再通过4次精选；

精选一加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸30g/t和己基黄药15g/t，

精选二加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸20g/t和己基黄药10g/t，

精选三加入α-羟基苯丙烯基亚膦酸10g/t和己基黄药5g/t，

精选四不加药剂。

各作业中矿顺序返回前一作业，最终得到氧化铜精矿产品。

得到的氧化铜精矿产品的品位为7.6％，铜的回收率65.22％。

由以上三个对比例可以看出，浮选时只添加活化剂、α-羟基芳基亚膦酸和烷基黄药中的一种或两种，所得氧化铜精矿产品的品位显著降低，其中对比例2的回收率降低明显。而通过三者的协同作用，获得的氧化铜精矿产品的品位显著提高，并且回收率也明显提高。