一种高硅氧化铜矿石的浮选方法

技术领域

本发明涉及选矿生产技术领域，具体地说是一种高硅氧化铜矿石的浮选方法。

背景技术

采用露天采矿生产，矿山地表剥离矿石为低品位氧化铜矿石，该地表矿石为单一氧化铜矿石，剩余矿石储量约60×10

目前，含铜氧化矿大多采用酸浸-置换工艺，但该技术对于环境污染较大且浓硫酸属于易制爆，在很多地区属于管控物品采购困难，并且工人操作危险系数高。

发明内容

本发明要解决的技术问题是，针对现有技术的缺点和不足，提供一种高硅氧化铜矿石的浮选方法。该方法可解决高硅氧化铜矿石浮选过程适应性差、药剂成本高、金属回收率底等一系列问题。

为实现上述目的，本发明所述一种高硅氧化铜矿石的浮选方法，其特点是，包括如下步骤：步骤一：在球磨机进料口添加硫化钠500-700g/t、硫酸铵500-700g/t，将矿石磨至-200目含量为65-70%，磨矿浓度78-82%；步骤二：在粗选搅拌桶添加丁基黄药150-190g/t、2#油20-40 g/t、碳酸钠400-600 g/t、丙烯酸10-20 g/t、木质磺酸钠20-30 g/t，搅拌20-30分钟；步骤三：将步骤二搅拌后的矿浆给入粗选浮选机，并加入活化剂T-17S 110-200 g/t、硫化钠60-100g/t、分散剂5-10 g/t，粗选浮选浓度控制在30%-35%，经过一次铜粗选产出铜品位在5%-8%之间的铜粗精矿；步骤四：将步骤三产出的铜粗精矿给入精选浮选机Ⅰ，并加入活化剂T-17S 50-80 g/t、丁基黄药40-60 g/t，精选浓度控制在20-28%，经过三次铜精选产出铜金属品位大于17%的合格铜精矿，铜回收率大于70%。

本发明一种高硅氧化铜矿石的浮选方法技术方案中，进一步优选的技术方案特征是：

1、所述步骤一中添加硫化钠500g/t、硫酸铵500g/t，将矿石磨至-200目含量为65%，磨矿浓度78%；

2、所述步骤一中添加硫化钠700g/t、硫酸铵700g/t，将矿石磨至-200目含量为70%，磨矿浓度82%；

3、所述步骤一中添加硫化钠600g/t、硫酸铵600g/t，将矿石磨至-200目含量为68%，磨矿浓度80%；

4、所述步骤二中添加丁基黄药150g/t、2#油20 g/t、碳酸钠400 g/t、丙烯酸10 g/t、木质磺酸钠20 g/t，搅拌20分钟；

5、所述步骤二中添加丁基黄药190g/t、2#油40 g/t、碳酸钠600 g/t、丙烯酸20 g/t、木质磺酸钠30 g/t，搅拌30分钟；

6、所述步骤二中添加丁基黄药170g/t、2#油30 g/t、碳酸钠500 g/t、丙烯酸15 g/t、木质磺酸钠25 g/t，搅拌30分钟；

7、所述步骤三中活化剂T-17S 115 g/t、硫化钠80g/t、分散剂8 g/t，粗选浮选浓度控制在35%；

8、所述步骤四中加入活化剂T-17S 70 g/t、丁基黄药50 g/t，精选浓度控制在28%。

与现有技术相比，本发明的有益效果如下：。

具体实施方式

下面将结合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获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1，一种高硅氧化铜矿石的浮选方法，包括如下步骤：包括如下步骤：步骤一：在球磨机进料口添加硫化钠500-700g/t、硫酸铵500-700g/t，将矿石磨至-200目含量为65-70%，磨矿浓度78-82%；步骤二：在粗选搅拌桶添加丁基黄药150-190g/t、2#油20-40 g/t、碳酸钠400-600 g/t、丙烯酸10-20 g/t、木质磺酸钠20-30 g/t，搅拌20-30分钟；步骤三：将步骤二搅拌后的矿浆给入粗选浮选机，并加入活化剂T-17S 110-200 g/t、硫化钠60-100g/t、分散剂5-10 g/t，粗选浮选浓度控制在30%-35%，经过一次铜粗选产出铜品位在5%-8%之间的铜粗精矿；步骤四：将步骤三产出的铜粗精矿给入精选浮选机Ⅰ，并加入活化剂T-17S 50-80 g/t、丁基黄药40-60 g/t，精选浓度控制在20-28%，经过三次铜精选产出铜金属品位大于17%的合格铜精矿，铜回收率大于70%。所述上述药剂的用量可以根据原矿品位进行适当调整，本发明通过硫化钠的用量来控制浮选作业的PH值，整个浮选作业矿浆PH值控制在9-9.5。所述原矿含铜品位在0.8-1.2，硅孔雀石含量大于50%。

实施例2，根据实施例1所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤一中添加硫化钠500g/t、硫酸铵500g/t，将矿石磨至-200目含量为65%，磨矿浓度78%。

实施例3，根据实施例1或2所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤一中添加硫化钠700g/t、硫酸铵700g/t，将矿石磨至-200目含量为70%，磨矿浓度82%。

实施例4，根据实施例1-3任一项所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤一中添加硫化钠600g/t、硫酸铵600g/t，将矿石磨至-200目含量为68%，磨矿浓度80%。

实施例5，根据实施例1-4任一项所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤二中添加丁基黄药150g/t、2#油20 g/t、碳酸钠400 g/t、丙烯酸10 g/t、木质磺酸钠20g/t，搅拌20分钟。

实施例6，根据实施例1-5任一项所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤二中添加丁基黄药190g/t、2#油40 g/t、碳酸钠600 g/t、丙烯酸20 g/t、木质磺酸钠30g/t，搅拌30分钟。

实施例7，根据实施例1-6任一项所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤二中添加丁基黄药170g/t、2#油30 g/t、碳酸钠500 g/t、丙烯酸15 g/t、木质磺酸钠25g/t，搅拌30分钟。

实施例8，根据实施例1-7任一项所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤三中活化剂T-17S 115 g/t、硫化钠80g/t、分散剂8 g/t，粗选浮选浓度控制在35%。

实施例9，根据实施例1-8任一项所述的一种高硅氧化铜矿石的浮选方法中，所述步骤四中加入活化剂T-17S 70 g/t、丁基黄药50 g/t，精选浓度控制在28%。

实施例10，高硅氧化铜含铜品位0.82%，氧化率78%。采用以下步骤：

步骤一：采用一段闭路磨矿工艺，在球磨机进料口添加硫化钠500g/t、硫酸铵500g/t，将矿石磨至-200目含量为65%，磨矿浓度78%-82%，矿浆PH值9。

步骤二：在粗选搅拌桶添加丁基黄药170g/t、2#油30 g/t、碳酸钠500 g/t、丙烯酸10 g/t、木质磺酸钠20 g/t，搅拌20分钟；

步骤三：将步骤二搅拌合格矿浆给入粗选浮选机，并在粗选给矿箱加入活化剂T-17S 110 g/t、硫化钠80g/t、分散剂5 g/t，粗选浮选浓度控制在30%-35%，矿浆PH值9.5，经过一次铜粗选产出铜品位5.6%的铜粗精矿；

步骤四：将步骤三产出的铜粗精矿给入精选Ⅰ浮选机，并在精Ⅰ给矿箱加入活化剂T-17S 50g/t、丁基黄药50 g/t，精选浓度控制在20%-28%之间，经过三次铜精选产出铜精矿品位17.2%，铜金属回收率70.42%。

实施例11，某高硅氧化铜含铜品位1.07%，氧化率82%。采用以下步骤：

步骤一：采用一段闭路磨矿工艺，在球磨机进料口添加硫化钠600g/t、硫酸铵600g/t，将矿石磨至-200目含量为70%，磨矿浓度78%-82%，矿浆PH值9.5。

步骤二：在粗选搅拌桶添加丁基黄药170g/t、2#油30 g/t、碳酸钠500 g/t、丙烯酸15 g/t、木质磺酸钠25 g/t，搅拌20分钟；

步骤三：将步骤二搅拌合格矿浆给入粗选浮选机，并在粗选给矿箱加入活化剂T-17S 160 g/t、硫化钠80g/t、分散剂8 g/t，粗选浮选浓度控制在30%-35%，矿浆PH值9.5，经过一次铜粗选产出铜品位6.5%的铜粗精矿；

步骤四：将步骤三产出的铜粗精矿给入精选Ⅰ浮选机，并在精Ⅰ给矿箱加入活化剂T-17S 60g/t、丁基黄药50 g/t，精选浓度控制在20%-28%之间，经过三次铜精选产出铜精矿品位17.5%，铜金属回收率72.45%。

实施例12，某高硅氧化铜含铜品位1.18%，氧化率85%。采用以下步骤：

步骤一：采用一段闭路磨矿工艺，在球磨机进料口添加硫化钠700g/t、硫酸铵700g/t，将矿石磨至-200目含量为65%，磨矿浓度78%-82%，矿浆PH值9.5。

步骤二：在粗选搅拌桶添加丁基黄药170g/t、2#油30 g/t、碳酸钠500 g/t、丙烯酸20 g/t、木质磺酸钠30 g/t，搅拌20分钟；

步骤三：将步骤二搅拌合格矿浆给入粗选浮选机，并在粗选给矿箱加入活化剂T-17S 200 g/t、硫化钠80g/t、分散剂10 g/t，粗选浮选浓度控制在30%-35%，矿浆PH值9.5，经过一次铜粗选产出铜品位7.5%的铜粗精矿；

步骤四：将步骤三产出的铜粗精矿给入精选Ⅰ浮选机，并在精Ⅰ给矿箱加入活化剂T-17S 80g/t、丁基黄药50 g/t，精选浓度控制在20%-28%之间，经过三次铜精选产出铜精矿品位17.5%，铜金属回收率72.88%。

以上所述，仅为本发明专利优选的实施例，但本发明专利的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内，根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变，都属于本发明专利的保护范围。