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技术领域

本发明属于化工技术领域,具体涉及一种高海拔微细粒嵌布堆存铜矿异步浮选方法。

背景技术

铜被广泛应用于电力、电子工业、建筑交通、航天军事业、轻工业及日用品方面,属于一种战略性资源。目前,我国铜石产量尚不能满足国内需求,且随着我国经济建设的健康稳定快速发展,对基础性原材料的需求将日益增加,在今后一段较长时间内铜资源将更加紧缺。某一斑岩和矽卡岩混合型铜矿床,矿床矿物组成复杂,蚀变类型多样,选矿厂使用优先浮选生产流程处理该难选复杂矿,选别指标非常不理想,铜回收率<35%。故大量矿样开采后一直堆存,现有堆存矿石重量达1亿吨以上,既造成资源浪费,也导致环保压力增大。因此,开发一种能解决上述技术问题的方法是非常必要的。

发明内容

本发明采用异步浮选方法将传统粗选分为三~四次粗选,各段粗选采用不同的药剂制度和浮选方法,最大化的利用铜硫矿物的可浮性差异和不同的浮游特性,分点多次加药,延长的硫化作用时间,最大限度的提高铜的回收率。所有粗选的泡沫产品浓缩并再磨后,进行一粗两精两扫的闭路流程得到铜精矿和硫精矿。该工艺流程易于操作,作业稳定性强,二次抛尾缩短主流程,减少硫对稳定铜选别指标的干扰。

本发明的目的在于提供一种高海拔微细粒嵌布堆存铜矿异步浮选方法。

本发明的目的是这样实现的,包括前处理、一级粗选、二级粗选、三级粗选、四级粗选、调节pH值和浮选步骤得到铜精矿和硫尾矿,具体包括:

A、前处理:将原矿中加入石灰混合磨矿,调节矿浆浓度为25~45%得到矿浆a;

B、一级粗选:在矿浆a中加入易浮铜硫矿物捕收剂K和起泡剂24K进行粗选得到铜硫混合精矿a1和尾矿b;易浮铜硫矿物捕收剂K的加入量为30~80g/t;起泡剂24K的加入量为20~60g/t;

C、二级粗选:在尾矿b中加入易浮铜硫矿物捕收剂K和起泡剂24K进行粗选得到铜硫混合精矿a2和尾矿c;易浮铜硫矿物捕收剂K的加入量为10~30g/t;起泡剂24K的加入量为5~10g/t;

D、三级粗选:在尾矿c中加入硫化剂M,搅拌10~30min,再加入铜硫捕收剂Y和起泡剂24K进行粗选得到铜硫混合精矿a3和尾矿d;

E、调节pH值:将铜硫混合精矿a1、铜硫混合精矿a2、铜硫混合精矿a3合并后得到物料e将物料e中添加石灰进行磨矿得到矿浆f;

F、浮选:将矿浆f的浓度调节为20~30%,加入钙镁抑制剂和铜捕收剂,经过分离粗选、两次精选、两次扫选,中矿循序返回的闭路流程得到铜精矿和硫尾矿;

所述的易浮铜硫矿物捕收剂K由有机硫羧酯和硫氨酯组成;

所述的硫化剂M由硫氢化钠和硫化钠组成;

所述的铜硫捕收剂Y由C4~C8高碳链黄药与硫氨酯组成。

其具体实施如下:

(1)将原矿与石灰混合磨矿,磨矿细度为-0.075mm占55%-75%,石灰用量为0-1000g\t,磨矿后调节矿浆浓度为25%-45%。添加石灰的目的一是减少矿浆中负离子对铜矿物选别的影响,二是调节矿浆的浮选电位利于铜硫矿物上浮。

在矿浆中加入易浮铜硫矿物捕收剂K和起泡剂24K进行粗选一,粗选一添加捕收剂K 30-80g/t,24K 20-60g/t,选别出a1和b。(捕收剂K是有机硫羧酯与硫氨的组合)

步骤(2)的b进入粗选二,添加捕收剂K 10-30g/t,24K 5-10g/t,选别出a2和c。

步骤(3)的c进入粗选三,添加硫化剂M 200-1500g/t(硫化剂M是硫氢化钠:硫化钠按质量比8:2配合而成),搅拌10-30分钟(搅拌时间要足够长,才能让表面被氧化的惰性铜硫矿物被硫化),再添加铜硫捕收剂Y 20-60g/t(Y是C4-C8高碳链黄药与硫氨酯按8:2的质量比配比而成),24K 20-50g/t,选别得到a3和d。(如d含铜低就丢弃不进入步骤(5))

步骤(4)的d进入粗选四,添加硫化剂M 50-500g/t,搅拌10-30分钟,再加入铜硫捕收剂Y 5-30g/t,24K 5-20g/t,选别出a4和尾矿,尾矿丢弃。

a1、a2和a3(如有步骤(5)加上a4)合并后浓缩添加石灰1000-2000g/t再磨,磨矿细度为-0.020mm占70%-90%。石灰的作用与前面不同,此环节添加石灰是为了提高矿浆的pH值,为铜硫分离创造良好浮选环境,pH值保持10-12。

矿样再磨后调节其浓度为20%-30%,添加钙镁抑制剂(改性多糖+六偏磷酸钠+羧基纤维素的组合),铜捕收剂(硫氨酯与硫尿的组合),经过铜硫分离粗选,两次精选,两次扫选,中矿循序返回的闭路流程得到铜精矿和硫尾。

分离粗选时的钙镁抑制剂200-500g/t,铜捕收剂10-20g/t。精选一石灰200-600g/t,pH值11-12,钙镁抑制剂50-200g/t,铜捕收剂5-10g/t。精选二石灰100-300g/t,pH值11-12,钙镁抑制剂0-100g/t,铜捕收剂0-10g/t。扫选一铜捕收剂5-20g/t,扫选二铜捕收剂0-10g/t。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明作进一步的说明,但不以任何方式对本发明加以限制,基于本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。

本发明所述的高海拔微细粒嵌布堆存铜矿异步浮选方法,包括前处理、一级粗选、二级粗选、三级粗选、四级粗选、调节pH值和浮选步骤得到铜精矿和硫尾矿,具体包括:

A、前处理:将原矿中加入石灰混合磨矿,调节矿浆浓度为25~45%得到矿浆a;

B、一级粗选:在矿浆a中加入易浮铜硫矿物捕收剂K和起泡剂24K进行粗选得到铜硫混合精矿a1和尾矿b;易浮铜硫矿物捕收剂K的加入量为30~80g/t;起泡剂24K的加入量为20~60g/t;

C、二级粗选:在尾矿b中加入易浮铜硫矿物捕收剂K和起泡剂24K进行粗选得到铜硫混合精矿a2和尾矿c;易浮铜硫矿物捕收剂K的加入量为10~30g/t;起泡剂24K的加入量为5~10g/t;

D、三级粗选:在尾矿c中加入硫化剂M,搅拌10~30min,再加入铜硫捕收剂Y和起泡剂24K进行粗选得到铜硫混合精矿a3和尾矿d;

E、调节pH值:将铜硫混合精矿a1、铜硫混合精矿a2、铜硫混合精矿a3合并后得到物料e将物料e中添加石灰进行磨矿得到矿浆f;

F、浮选:将矿浆f的浓度调节为20~30%,加入钙镁抑制剂和铜捕收剂,经过分离粗选、两次精选、两次扫选,中矿循序返回的闭路流程得到铜精矿和硫尾矿;

所述的易浮铜硫矿物捕收剂K由有机硫羧酯和硫氨酯组成;

所述的硫化剂M由硫氢化钠和硫化钠组成;

所述的铜硫捕收剂Y由C4~C8高碳链黄药与硫氨酯组成。

所述的硫化剂M由质量配比为(7~9):(1~3)的硫氢化钠和硫化钠组成。

所述的铜硫捕收剂由质量配比为(7~9):(1~3)的C4~C8高碳链黄药与硫氨酯组成。

F步骤中分离粗选时的钙镁抑制剂200~500g/t,铜捕收剂10~20g/t。精选一石灰200~600g/t,pH值11~12,钙镁抑制剂50~200g/t,铜捕收剂5~10g/t。精选二石灰100-300g/t,pH值11-12,钙镁抑制剂0-100g/t,铜捕收剂0~10g/t。扫选一铜捕收剂5~20g/t,扫选二铜捕收剂0~10g/t。

所述的钙镁抑制剂由改性多糖、六偏磷酸钠和羧基纤维素组成。

所述的改性多糖、六偏磷酸钠和羧基纤维素的质量配比为(1~9):(0.5~5):(0.5~4)。

所述的改性多糖为每摩尔含有(70%-80%)羧基基团和(20%-30%)醛基基团的小分子糖类聚合物。

所述的铜捕收剂由硫氨酯和硫脲组成。

所述的硫氨酯和硫脲的质量配比为(1~7):(3~9)。

下面以具体实施案例对本发明做进一步说明:

实施例1

(1)取原矿含Cu0.4%,S11.56%,与石灰500g/t混合磨矿,磨矿细度为-0.075mm占55%,磨矿后调节矿浆浓度为30%。

(2)在矿浆中加入捕收剂K 80g/t,24K 30g/t进行粗选一,选别出a1和b。

(3)步骤(2)的b进入粗选二,添加捕收剂K 10g/t,24K 5g/t,选别出a2和c。

(4)步骤(3)的c进入粗选三,添加硫化剂M 600g/t,搅拌10分钟,再添加铜硫捕收剂Y 30g/t,24K 30g/t,选别得到a3和d。

(5)步骤(4)的d进入粗选四,添加硫化剂M200g/t,搅拌10-30分钟,再加入铜硫捕收剂Y 10g/t,24K 10g/t,选别出a4和尾矿,尾矿丢弃。

(6)a1、a2、a3和a4合并后浓缩添加石灰1200g/t再磨,磨矿细度为-0.020mm占70%,矿浆pH值保持11。

(7)矿样再磨后调节其浓度为25%,经过铜硫分离粗选,两次精选,两次扫选,中矿循序返回的闭路流程得到铜精矿和硫尾,铜精矿含Cu 20.34%,铜回收率75.64%。分离粗选时的钙镁抑制剂300g/t,铜捕收剂20g/t。精选一石灰200g/t,pH值11,钙镁抑制剂50g/t,铜捕收剂10g/t。精选二石灰100g/t,pH值11,钙镁抑制剂50g/t,铜捕收剂10g/t。扫选一铜捕收剂10g/t,扫选二铜捕收剂5g/t。

实施例2

(1)取原矿含Cu0.48%,S15.27%,与石灰800g/t混合磨矿,磨矿细度为-0.075mm占70%,磨矿后调节矿浆浓度为35%。

(2)在矿浆中加入捕收剂K 60g/t,24K 40g/t进行粗选一,选别出a1和b。

(3)步骤(2)的b进入粗选二,添加捕收剂K 20g/t,24K 5g/t,选别出a2和c。

(4)步骤(3)的c进入粗选三,添加硫化剂M 800g/t,搅拌10分钟,再添加铜硫捕收剂Y 60g/t,24K 30g/t,选别得到a3和d。

(5)步骤(4)的d进入粗选四,添加硫化剂M 300g/t,搅拌10-30分钟,再加入铜硫捕收剂Y 20g/t,24K 10g/t,选别出a4和尾矿,尾矿丢弃。

(6)a1、a2、a3和a4合并后浓缩添加石灰1500g/t再磨,磨矿细度为-0.020mm占780%,矿浆pH值保持11。

(7)矿样再磨后调节其浓度为28%,经过铜硫分离粗选,两次精选,两次扫选,中矿循序返回的闭路流程得到铜精矿和硫尾,铜精矿含Cu 21.62%,铜回收率72.41%。分离粗选时的钙镁抑制剂200g/t,铜捕收剂20g/t。精选一石灰300g/t,pH值11,钙镁抑制剂80g/t,铜捕收剂10g/t。精选二石灰160g/t,pH值12,钙镁抑制剂80g/t,铜捕收剂10g/t。扫选一铜捕收剂15g/t,扫选二铜捕收剂5g/t。

技术分类

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