一种露天低品位铜矿浮选工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种露天低品位铜矿浮选工艺。

背景技术

现有技术铜浮选流程主要针对井下深部铜矿的浮选，但随着露天采剥的逐步深入，露天含铜铁矿矿体获得了充分揭露，具备了分采分堆分选的条件，但经过一段时间的生产实验表明，采用原设计铜系列粗扫选+铜系列精选流程或铁系列粗扫选+铁系列精选流程，生产指标均较差，原因是露天铜矿含铜品位较低，且氧化程度较高，现行流程和药剂难以对氧化铜矿进行有效回收，在粗选阶段捕收剂优先捕收大部分硫化铜矿和细泥，并在上层矿浆板结，精矿过度二次富集同时下层矿物无法有效选别而流失进入尾矿中，最终导致铜精矿、尾矿品位均偏高，同时，铁系列粗扫选流程设备台套较多、电力消耗较大。

发明内容

本发明的目的是提供一种露天低品位铜矿浮选工艺。

本发明的目的是这样实现的，一种露天低品位铜矿浮选工艺，依次按以下步骤实现：

1）磨矿：将低品位铜矿原矿破碎至粒度为-250mm，进行两段磨矿得到浓度为40-42%，粒度为-200占75-80%的矿浆；

2）粗选：在得到的矿浆中先后加入捕收剂和起泡剂，搅拌，加药搅拌后的矿浆进入浮选柱进行粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；

3）扫选：粗选尾矿加药搅拌后进入浮选柱进行扫选浮选作业，得到扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业再选，扫选尾矿进入后续流程选铁；

4）精选：粗选精矿进入浮选机进行一次精选、二次精选和三次精选浮选得到铜精矿。

本发明的有益效果为：

1）本发明提供了一种针对露天低品位铜矿的浮选工艺，通过调节浮选药剂的剂量，以及根据原矿性质选择搭配不同的浮选设备，在粗扫选阶段实现铜精矿的初步高效富集，并在精选流程完成铜精矿二次富集，既能保证铜精矿品位，又可兼顾铜精矿回收率。本发明浮选工艺运行后，累计铜精矿品位及铜回收率均有明显提高，生产指标较好。

2）同时本工艺不需增加浮选设备，在针对品位为0.13%及0.22%的原矿时，反而较现有技术能少运行两台KYF-200浮选机，每年可减少电耗381.25万kw·h，节约电费132.67万元。 3）本发明旨在解决在固有生产流程的基础上，因原矿性质变化而引起的指标波动问题，为此类问题的解决摸索新的思路。

附图说明

图1为本发明浮选工艺的流程图。

具体实施方式：

下面结合附图与实施例对本发明作进一步说明，但不以任何方式对发明加以限制，基于本发明发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。

本发明一种露天低品位铜矿浮选工艺，依次按以下步骤实现：

1）磨矿：将低品位铜矿原矿破碎至粒度为-250mm，进行一段磨矿得到浓度为40-42%，粒度为-200占75-80%的矿浆；

2）粗选：得到的矿浆经旋流器分级，旋流器溢流进入搅拌槽，加入捕收剂和起泡剂，搅拌槽溢流进入浮选柱进行粗选作业，得到粗选精矿和粗选尾矿；

3）扫选：粗选尾矿加药搅拌后进入浮选柱进行扫选浮选作业，得到扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业再选，扫选尾矿进入后续流程选铁；

4）精选：粗选精矿进入浮选机进行一次精选、二次精选和三次精选浮选得到铜精矿。

所述捕收剂为丁基钠黄药和丁胺黑药，所述起泡剂为松醇油。

步骤2中，粗选浮选时，丁基钠黄药添加的量是40-50g/t、丁胺黑药添加的量是6-10g/t、松醇油添加的量是20-30g/t。

步骤3中，扫选浮选时，丁基钠黄药添加的量是35-45g/t、丁胺黑药添加的量是4-6g/t、松醇油添加的量是4-6g/t，精选阶段不添加任何药剂。

丁基钠黄药的浓度为14-15%、丁胺黑药的浓度为4.8-5.1%、松醇油的浓度为89-91%。

所述浮选柱为KYF-200浮选柱，浮选柱的数量根据原矿品位选择：原矿品位为0.30%及以上时，浮选柱的数量为6台；原矿品位为0.30%以下时，浮选柱的数量为4台。

所述浮选机为BF-4或BF-8浮选机；

浮选即的型号及数量根据原矿品位选择：

原矿品位为0.30%及以上时，粗选精矿进入7台BF-4浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入3台BF-4浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-2浮选机进行三次精选；

原矿品位为0.15%及以下时，粗选精矿进入4台BF-8浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行三次精选；

原矿品位为0.15%-0.30%时，粗选精矿进入4台BF-8浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行三次精选。

步骤2中，粗选浮选的时间为6-8分钟。

步骤2中，扫选浮选的时间为6-8分钟。

实施例1

选大红山三选厂品位为0.3%的铜原矿进行浮选，首先，将原矿破碎至粒度为-250mm，再经一段半自磨和一段球磨，得到浓度为42%，粒度为-200占80%的矿浆，先后加入10g/t丁胺黑药、50g/t丁基黄药和30g/t松醇油，搅拌，加药搅拌后的矿浆进入3台KYF-200型浮选柱进行粗选作业，浮选7分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。粗选尾矿进入3台KYF-200型浮选柱进行扫选浮选作业（丁基钠黄药添加的量是45g/t、丁胺黑药添加的量是6g/t、松醇油添加的量是6g/t），得到扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业再选，扫选尾矿进入后续流程选铁，粗选精矿进入4台BF-8浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行三次精选，精选尾矿顺次返回上一步流程再选，最后得到品位为22.46%的铜精矿，铜回收率为88.71%，尾矿品位为0.029%。累计铜精矿品位提高0.11%，铜回收率提高0.71%。

实施例2

选大红山三选厂品位为0.13%的铜原矿进行浮选，首先，将原矿破碎至粒度为-250mm，再经一段半自磨和一段球磨，得到浓度为40%，粒度为-200占75%的矿浆，先后加入8g/t丁胺黑药、45g/t丁基黄药和25g/t松醇油，搅拌，加药搅拌后的矿浆进入2台KYF-200型浮选柱进行粗选作业，浮选7分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。粗选尾矿进入2台KYF-200型浮选柱进行扫选浮选作业（丁基钠黄药添加的量是40g/t、丁胺黑药添加的量是5g/t、松醇油添加的量是5g/t），得到扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业再选，扫选尾矿进入后续流程选铁，粗选精矿进入7台BF-4浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入3台BF-4浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-4浮选机进行三次精选，精选尾矿顺次返回上一步流程再选，最后得到品位为25.12%的铜精矿，铜回收率为85.41%，尾矿品位为0.022%。累计铜精矿品位提高0.05%、铜回收率提高1.56%，；同时较现有技术少运行2台KYF-200浮选机，每年预计年减少电耗381.25万kw·h，节约电费132.67万元。

实施例3

选大红山三选厂品位为0.17%的铜原矿进行浮选，首先，将原矿破碎至粒度为-250mm，再经一段半自磨和一段球磨，得到浓度为41%，粒度为-200占78%的矿浆，先后加入6g/t丁胺黑药、40g/t丁基黄药和20g/t松醇油，搅拌，加药搅拌后的矿浆进入3台KYF-200型浮选柱进行粗选作业，浮选7分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。粗选尾矿进入3台KYF-200型浮选柱进行扫选浮选作业（丁基钠黄药添加的量是35g/t、丁胺黑药添加的量是4g/t、松醇油添加的量是4g/t），得到扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业再选，扫选尾矿进入后续流程选铁，粗选精矿进入7台BF-4浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入3台BF-4浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-4浮选机进行三次精选，精选尾矿顺次返回上一步流程再选，最后得到品位为23%的铜精矿，铜回收率为87.60%，尾矿品位为0.025%。累计铜精矿品位提高0.25%，铜回收率提高0.49%。

实施例4

选大红山三选厂品位为0.22%的铜原矿进行浮选，首先，将原矿破碎至粒度为-250mm，再经一段半自磨和一段球磨，得到浓度为41%，粒度为-200占78%的矿浆，先后加入6g/t丁胺黑药、40g/t丁基黄药和20g/t松醇油，搅拌，加药搅拌后的矿浆进入2台KYF-200型浮选柱进行粗选作业，浮选7分钟，得到粗选精矿和粗选尾矿。粗选尾矿进入2台KYF-200型浮选柱进行扫选浮选作业（丁基钠黄药添加的量是35g/t、丁胺黑药添加的量是4g/t、松醇油添加的量是4g/t），得到扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业再选，扫选尾矿进入后续流程选铁，粗选精矿进入4台BF-8浮选机进行一次精选，一次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行二次精选，二次精选精矿进入2台BF-8浮选机进行三次精选，精选尾矿顺次返回上一步流程再选，得到铜精矿品位23.97%、铜尾矿品位0.033%、铜回收率88.23%，累计铜精矿品位提高0.77%、铜回收率提高0.56%，生产指标较好；同时较现有技术少运行2台KYF-200浮选机，每年预计年减少电耗381.25万kw·h，节约电费132.67万元。