一种降低硫化铜精矿中氟含量的浮选工艺

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种降低硫化铜精矿中氟含量的浮选工艺。

背景技术

氟元素具有极强的电负性和出色的配位能力，自然界中主要以萤石、氟磷灰石和冰晶石等形式存在。浮选是处理硫化铜矿常用的选矿方法之一，具有成本低、效率高等优点。在硫化铜矿物的浮选过程中，含氟矿物容易以连生或夹带的方式进入到硫化铜精矿中，导致硫化铜精矿含氟量超标。而在硫化铜冶炼过程中，氟容易对炉体、炉墙、风口、渣口等造成严重侵蚀，影响生产作业，维修成本急剧增加。同时，氟还容易进入冶炼烟气制酸系统，造成废酸中氟含量不断提高，导致制酸催化剂粉化及制酸设备和废水处理设备的腐蚀，具有极大的危害。因此，有必要在浮选硫化铜矿物时，抑制含氟矿物的浮出，从而降低硫化铜精矿中氟含量，以利于后续硫化铜火法冶炼过程。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种降低硫化铜精矿中氟含量的浮选工艺。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种降低硫化铜精矿中含氟量的浮选工艺，包括如下步骤：

S1、将原矿加入球磨机进行粗磨；

S2、将步骤S1中磨矿完成得到的磨矿产品给入浮选机，向浮选机添加捕收剂和起泡剂，加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，以及起泡剂2#油，进行粗选作业，获得硫化铜粗选粗精矿和硫化铜粗选尾矿；

S3、对步骤S2获得的硫化铜粗选尾矿进行扫选作业：向浮选机添加捕收剂和起泡剂，加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，以及起泡剂2#油，进行扫选作业，获得硫化铜扫选粗精矿和浮选尾矿；

S4、将步骤S2获得的硫化铜粗选粗精矿和步骤S3获得的硫化铜扫选粗精矿合并一起并进行再磨作业；

S5、步骤S4得到的再磨产品给入浮选机，然后进行第一次精选作业，获得第一次精选精矿和第一次精选尾矿，第一次精选尾矿返回至步骤S2的粗选作业，第一次精选精矿进入第二次精选作业；

S6、对步骤S5所得的第一次精选精矿进行第二次精选作业，并加入适量分散剂，获得第二次精选精矿和第二次精选尾矿，第二次精选尾矿返回至步骤S5的第一次精选作业，第二次精选精矿进入第三次精选作业；

S7、对步骤S6所得的第二次精选精矿进行第三次精选作业，并加入适量分散剂，获得第三次精选精矿和第三次精选尾矿，第三次精选尾矿返回至步骤S6的第二次精选作业，第三次精选精矿进入第四次精选作业；

S8、对步骤S7所得的第三次精选精矿进行第四次精选作业，获得硫化铜精矿和第四次精选尾矿，第四次精选尾矿返回至步骤S7的第三次精选作业，第四次精选获得的硫化铜精矿为最终硫化铜精矿。

进一步地，步骤S2中，矿浆质量浓度为32％-36％。

进一步地，步骤S2中，按原矿干重计，加入捕收剂丁基黄药100-110g/t和丁铵黑药20-25g/t，以及起泡剂2#油20-30g/t，进行8-10分钟粗选作业。

进一步地，步骤S3中，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂丁基黄药50-60g/t和丁铵黑药10g/t，以及起泡剂2#油10g/t，进行10-15分钟扫选作业，获得硫化铜扫选粗精矿和浮选尾矿。

进一步地，步骤S1中，粗磨的磨矿质量浓度为72％-75％，控制最终磨矿产品的细度为-0.074mm占64％-66％。

进一步地，步骤S4中，再磨的磨矿质量浓度为50％-60％，控制最终再磨产品的细度为-0.043mm占84％-88％。

进一步地，步骤S5中，在第一次精选作业前，加入清水，调节控制浮选矿浆质量浓度为20％-22％。

进一步地，步骤S6和步骤S7中，所述分散剂为水玻璃或六磷酸钠。

本发明的有益效果在于：

(1)本发明采用“粗磨+粗精矿再磨”技术，通过粗磨+粗扫选可实现回收已解离的粗粒铜矿物，起到“能收早收”的目的，减少过磨现象，避免铜矿物在细磨过程中损失；通过粗精矿再磨+精选作业，实现硫化铜矿物与含氟矿物的有效解离，达到既不过磨又不欠磨，实现高效回收硫化铜矿物，减少含氟矿物回收。

(2)本发明采用低矿浆浓度浮选技术，在第一次精选作业之前，加入清水，降低浮选矿浆浓度，控制浮选矿浆浓度为20％-22％，可实现减少含氟矿物的夹带现象发生，降低硫化铜精矿中的含氟量。

(3)本发明采用分散剂降氟技术，在第二次精选作业和第三次精选作业之前，加入适量分散剂(水玻璃或六偏磷酸钠)，可防止含氟矿物和硫化铜矿物由于静电作用或吸附作用而发生的团聚和吸附现象发生，同时可抑制含氟矿物的可浮性，从而降低硫化铜精矿中的含氟量。

附图说明

图1为本发明实施例1-2的方法流程示意图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

国外某大型氧硫混合型铜矿，原矿铜含量4.11％，硫含量0.26％，氟含量0.19％。铜矿物主要为辉铜矿(1.27％)、孔雀石(5.90％)，少量的硅孔雀石(0.57％)、黄铜矿(0.19％)及微量的铜蓝、赤铜矿；其它金属矿物主要为黄铁矿(0.95％)、褐铁矿(0.80％)、赤铁矿(0.67％)；脉石矿物主要有石英、白云石、长石、云母、绿泥石、氟磷灰石等。浮选工艺如图1所示，A：丁基黄药；B：丁铵黑药；C：2#油；D：清水；E：分散剂；1：硫化铜粗选粗精矿；2：硫化铜粗选尾矿；3：硫化铜扫选粗精矿；4：第一次精选尾矿；5：第二次精选尾矿；6：第三次精选尾矿；7：第四次精选尾矿。

将原矿加入球磨机进行粗磨，粗磨磨矿浓度为75％，最终粗磨磨矿细度为-0.074mm占65％；磨矿产品进入粗选作业，浮选矿浆浓度为34％，粗选过程加入捕收剂和起泡剂，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂丁基黄药100g/t和丁铵黑药20g/t，加入起泡剂2#油30g/t，进行10分钟粗选作业，获得硫化铜粗选粗精矿和硫化铜粗选尾矿；硫化铜粗选尾矿进入扫选作业，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂丁基黄药50g/t和丁铵黑药10g/t，加入起泡剂2#油10g/t，进行15分钟扫选作业，获得硫化铜扫选粗精矿和浮选尾矿，浮选尾矿进入氧化铜浮选作业；将硫化铜粗选粗精矿和硫化铜扫选粗精矿合并并进行再磨作业，再磨磨矿浓度为55％，再磨磨矿细度为-0.043mm占85％；第一次精选作业前加入清水，控制浮选矿浆浓度为20％；第二次精选作业加入1000g/t水玻璃；第三次精选作业加入500g/t水玻璃；第四次精选作业为空白精选，最终获得硫化铜精矿。

实施例2

国外某特大型硫化铜矿山，原矿含铜4.32％，含硫1.01％，含氟0.16％。主要铜矿物为辉铜矿，其次为斑铜矿，含有少量自然铜、赤铜矿、孔雀石和硅孔雀石。脉石矿物主要为长石，其次为云母类矿物和石英。目的矿物嵌布粒度较细，容易夹带含氟矿物。采用如图1所示的工艺进行处理，具体步骤包括：

将原矿加入球磨机进行粗磨，粗磨磨矿浓度为75％，最终粗磨磨矿细度为-0.074mm占66％；磨矿产品进入粗选作业，浮选矿浆浓度为32％，粗选过程加入捕收剂和起泡剂，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂丁基黄药110g/t和丁铵黑药25g/t，加入起泡剂2#油20g/t，进行8分钟粗选作业，获得硫化铜粗选粗精矿和硫化铜粗选尾矿；硫化铜粗选尾矿进入扫选作业，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂丁基黄药60g/t和丁铵黑药10g/t，加入起泡剂2#油10g/t，进行10分钟扫选作业，获得硫化铜扫选粗精矿和浮选尾矿；

将硫化铜粗选粗精矿和硫化铜扫选粗精矿合并并进行再磨作业，再磨磨矿浓度为58％，再磨磨矿细度为-0.043mm占88％；第一次精选作业前加入清水，控制浮选矿浆浓度为22％；第二次精选作业加入200g/t六偏磷酸钠；第三次精选作业加入50g/t六偏磷酸钠；第四次精选作业为空白精选，最终获得硫化铜精矿。

实施例1和实施例2的试验结果见表1。

表1试验结果

对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。