一种低品位铜的浮选工艺制造技术

本发明专利技术提供一种低品位铜的浮选工艺，包括如下步骤：磨矿：磨矿分级，同时加入六偏磷酸钠和碳酸钠；向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉和耐水腻子粉进行调浆，再加入乙基钠黄药和二异氰酸酯类化合物进行一次粗选，得到铜镍混合精矿I；向一次粗选所得尾矿加入六偏磷酸钠、玉米芯粉、羧甲基纤维素钠、乙基钠黄药和二异氰酸酯类化合物进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；向二次粗选所得尾矿加入羧甲基纤维素钠、捕收剂硫氨酯硫脲复合基化合物进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与铜镍混合精矿I和II混合；向混合后的精矿加入石灰、活性炭进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。

【技术实现步骤摘要】
一种低品位铜的浮选工艺
本专利技术涉及冶金
，尤其涉及一种低品位铜的浮选工艺。
技术介绍
CN1317371A公开了一种铁矿石中极低品位铜综合回收工艺，把从武钢程潮铁矿东采-206米水平、39-43、-220米水平13-14、25-28、34-38，上5-上49，-232米水平上5-上18所采的矿石按照选矿行业标准进行破碎。在浮选流程中采用活性炭加腐殖酸钠作为主要药剂配方，在选铜时增加了混合浮选和分离浮选。具体工艺流程是，破碎后的原矿经球磨、分级、两级磁选、两级细筛后经第三次磁选即把铁精矿选别出来。分级中返砂(即大部颗粒在0.076mm以上)再进入球磨，再磁选，精矿进入细筛，筛上矿物(即大部分颗粒大于0.076mm以上)又回到第二次球磨，颗粒小于0.076mm的进入第三级磁选中，第二次球磨后再磁选的尾矿浆与第一级、第二级、第三级磁选后的尾矿浆合流作为混合浮选中的混合粗选进料。混合浮选中的混合粗糙的精矿排入，混合浮选中的混合精选流程所得精矿排入分离浮选的分离粗选中，分离粗选所得精矿排入分离浮选的分离精选中，这时选得的精矿即为铜精矿。分离精选的尾矿又返回到分离粗选中，分离粗选的尾矿即为硫精矿，混合浮选所得尾矿即为综合尾矿。CN101745458A公开了一种低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，是利用重选-浮选联合流程实现对低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿的分离，即将原矿磨至一定粒度，先利用重选将比重比较大的铅矿物分离出来，再将重选尾矿利用浮选实现铜锌矿物的分离。具体公开了⑴采用重选法回收铅，得到的铅粗精可进行进一步浮选提纯；⑵重选入选粒度为-60目至-150目；⑶重选的矿浆调浆浓度为10-15％(重量百分比)；⑷利用二乙胺基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵、乙基黄原酸钠或其中的两种药剂配合使用(重量配比为1：1)对得到的铅粗精进行浮选提纯，浮选提纯的药剂总用量为10-20g/t，时间为10-20分钟；⑸重选尾矿采用优选选铜或铜锌混选再分离方案对铜锌进行浮选回收；⑹重选尾矿(铜锌浮选给矿)的入选粒度为-200目55-95％；⑺重选尾矿的浮选矿浆浓度为25-30％(重量百分比)；⑻重选尾矿的浮选药剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中两种配合使用(重量配比为1：1)，药剂用量为30-55r/t，时间为12-15分钟；重选回收矿石中的铅矿物所用的设备为摇床或螺旋溜槽；对铅粗精进行浮选提纯的pH为10-13；对铅粗精进行浮选提纯所用的时间为10-20分钟。CN101972705A公开了一种铜镍矿的选矿方法，其选矿过程的步骤包括：⑴将铜镍原矿进行磨细、脱泥；⑵脱泥后的原矿进行铜矿物浮选，得到铜矿物及部分连生、易浮的镍矿物的混合铜粗精矿和铜尾矿I；⑶将步骤⑵得到的混合铜粗精矿进行铜精选，得到铜及部分镍的铜镍混合精矿和铜中矿I；⑷将步骤⑶中的铜中矿I进行铜扫选，得到铜中矿II和铜尾矿II。铜中矿II返回上一层的铜精选作业，铜尾矿II与铜尾矿I合并进行再磨；⑸将步骤⑶中的铜及部分镍的铜镍混合精矿进行再磨，再磨后进行铜镍分离。分离后得到铜粗精矿和镍粗精矿；⑹将步骤⑸中的铜粗精矿进行铜精选一次得到铜精矿和铜中矿III，镍粗精矿进行铜扫选I得到镍精矿和镍中矿I。镍中矿I与铜中矿III一起返回上一层的铜镍混合精矿再磨。⑺将步骤⑹中的镍精矿进行铜扫选II，得到镍精矿I和镍中矿II，镍中矿II返回上一层的铜扫选I作业。⑻将步骤⑷中的再磨后的铜尾矿进行镍粗选，得到镍粗精矿和镍尾矿。镍粗精矿进行镍精选三次，得到镍精矿II和三个镍精选中矿，三个镍精选中矿分别顺序返回上一层。镍尾矿进行镍扫选三次，得到尾矿和三个镍扫选中矿，三个镍扫选中矿分别顺序返回上一层。CN102962123A公开了一种低品位铜镍矿的选矿工艺，包括如下步骤：⑴磨矿：磨矿分级溢流浓度为32-35wt％，同时加入六偏磷酸钠120-150g/吨矿石和碳酸钠1.3-1.6kg/吨矿石；⑵一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入羧甲基纤维素钠300-350g/吨矿石进行调浆，再加入丁黄药30-45g/吨矿石和捕收剂Z-20015-25g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿；⑶二次粗选：向步骤⑵所得的粗选尾矿加入六偏磷酸钠35-50g/吨矿石、羧甲基纤维素钠45-65g/吨矿石、丁黄药20-35g/吨矿石和捕收剂Z-20010-20g/吨矿石进行二次粗选，选出物再经过两次闭路循环精选后与步骤⑵的铜镍混合精矿混合，得到混合精矿；⑷混合精矿的铜镍分离：向步骤⑶所得的混合精矿加入石灰800-1200g/吨矿石、活性炭80-110g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。所获得有益效果为能将铜品位≤0.18％、镍品味≤0.4％的低品位铜镍矿分选得到铜品位≥25％、含镍<0.4％，铜回收率70％以上的铜精矿和镍品味≥5％、含铜<0.4％，镍回收率达80％的镍精矿，而尾矿中镍含量0.097％以下、铜含量0.033％以下，最大限度的回收矿物中铜和镍。CN102974466A公开了一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，主要是提高低品位铜镍矿石中的镍回收率，采用阶段磨矿、分段浮选，在确保铜镍精矿品位的前提下，最大限度地提高铜镍回收率，为富氧顶吹熔炼提供合格的原料，强化了阶段磨矿和浮选作业的效率，复合镍矿快选早收的要求，同时，在一段磨矿中添加调整剂碳酸钠等药剂，保证精矿镍品位的同时，提高了低品位矿石铜镍回收率，该浮选方法具体按以下步骤进行：步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，一段磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65-70％，矿浆重量百分比浓度为23-27％时，进行一段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15-23％的矿浆，进行一段精选，精选时通入空气，充气量为0.4-0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿的一部分；步骤3：对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75-80％，矿浆重量百分比浓度为17-21％时，进行二段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；步骤4：将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20-30％的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，加入乙基钠黄药，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；步骤5：将步骤4中的二段一次精选的精矿直接计入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；步骤6：将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17-21％，进入二段粗选循环处理本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种低品位铜的浮选工艺，包括如下步骤：(1)磨矿：磨矿分级溢流浓度为32?35wt%，同时加入六偏磷酸钠和碳酸钠；(2)一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉300?400g/吨矿石和耐水腻子粉100?200g/吨矿石进行调浆，再加入乙基钠黄药30?45g/吨矿石和捕收剂50?100g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿I；(3)二次粗选：向步骤（2）所得粗选尾矿加入六偏磷酸钠40?45g/吨矿石、玉米芯粉100g/吨矿石、羧甲基纤维素钠50?60g/吨矿石、乙基钠黄药30?35g/吨矿石和捕收剂30?50g/吨矿石进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；(4)三次粗选：向步骤（3）所得粗选尾矿加入羧甲基纤维素钠20?30g/吨矿石、捕收剂5?10g/吨矿石进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与步骤（2）和步骤（3）的铜镍混合精矿I和II混合，得到混合精矿；(5)混合精矿的铜镍分离：向步骤（4）所得的混合精矿加入石灰800?1200g/吨矿石、活性炭90?100g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。

【技术特征摘要】
1.一种低品位铜的浮选工艺，包括如下步骤：(1)磨矿：磨矿分级溢流浓度为32-35wt%，同时加入六偏磷酸钠和碳酸钠；(2)一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉300-400g/吨矿石和耐水腻子粉100-200g/吨矿石进行调浆，再加入乙基钠黄药30-45g/吨矿石和捕收剂50-100g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿I；(3)二次粗选：向步骤（2）所得粗选尾矿加入六偏磷酸钠40-45g/吨矿石、玉米芯粉100g/吨矿石、羧甲基纤维素钠50-60g/吨矿石、乙基钠黄药30-35g/吨矿石和捕收剂30-50g/吨矿石进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；(4)三次粗选：向步骤（3）所得粗选尾矿加入羧甲基纤维素钠20-30g/吨矿石、捕收剂5-10g/吨矿石进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与步骤（2）和步骤（3）的铜镍混合精矿I和II混合，得到混合精矿；(5)混合精矿的铜镍分离：向步骤（4）所得的混合精矿加入石灰800-1200g/吨矿石、活性炭90-100g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选...

【专利技术属性】
技术研发人员：许元兴，
申请(专利权)人：乌鲁木齐金石徽龙矿业有限公司，
类型：发明
国别省市：