一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法技术

本发明专利技术公开了一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，包括步骤：磨矿、异步粗选一、异步粗选二、异步粗选三、混浮粗精矿细磨作业、精选一作业、精扫选作业、精选二作业和精选三作业。本发明专利技术适应性强、绿色环保、对低品位铜硫伴生金矿石综合回收效果好。

【技术实现步骤摘要】
一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法
本专利技术属于矿物加工
，涉及一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，特别适合低硫低铜伴生金矿石综合回收。
技术介绍
随着时代的进步、科技的发展，矿产资源的需求逐年增加，矿产品高强度的开发，导致单一矿石、富矿石濒临枯竭；贫杂细及伴生矿资源的选矿利用日益重要。铜矿及金银贵金属矿资源利用方面同样面临这样的问题，单一、易处理铜(金)矿石逐渐减少，低品位、嵌布关系复杂的铜金硫伴生矿石逐渐成为当前铜(金)综合回收的主要原料之一。此类矿物铜金品位低，金与铜矿物、硫化铁矿物之间的嵌布关系复杂，常见黄铁矿包裹金，导致铜(金)精矿中金回收率低，金的资源综合利用率低。对此类低品位含金铜硫矿石，硫化铜矿的回收主要以浮选法为主，传统的选别工艺多以优先浮选工艺与混合浮选再分离工艺为主。但采用常规的优先浮选工艺或混合浮选再分离工艺，以强压强拉或强拉强压方式选别该类型铜矿石，药剂消耗通常较高，选矿指标差，尤其是金的回收率低，资源综合利用率低。要想获得较好选矿指标，应在传统的工艺流程上进行优化改进，通过流程结构与药剂参数的优化，提高伴生金回收率。因此，开发一种选别效果好、适应性强的选矿工艺，将有助于提高铜及伴生金回收率。
技术实现思路
针对现有技术的不足，本专利技术旨在提供一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，适应性强、绿色环保、对低品位铜硫伴生金矿石综合回收效果好。为了实现上述目的，本专利技术采用如下技术方案：一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，包括以下步骤：S1、磨矿：将破碎的原矿石与水混合给入磨机内进行磨矿，按每吨原矿石计，添加氧化钙500g/t，矿浆pH值为9；S2、异步粗选一：将步骤S1中磨好的矿浆加入挂槽浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为40g/t和20g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为10g/t，搅拌后进行异步粗选一，所得精矿即为粗精矿一，所得尾矿进入异步粗选二作业；S3、异步粗选二：异步粗选一所得尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并在异步粗选二浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为20g/t和10g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为5g/t，搅拌后进行异步粗选二，所得精矿即为粗精矿二，所得尾矿进入异步粗选三作业；S4、异步粗选三：异步粗选二所得尾矿进入异步粗选三浮选槽中，并在异步粗选三浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为10g/t和5g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为2.5g/t；搅拌后进行异步粗选三，所得精矿即为粗精矿三，所得尾矿为浮选尾矿；S5、将粗精矿一、粗精矿二和粗精矿三合并为混浮粗精矿并进入细磨作业；S6、混浮粗精矿细磨作业：将步骤S5中的混浮粗精矿加入磨机内，并在磨机内添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为150g/t，矿浆pH值调整至9.5，得到的细磨产品进入精选一作业；S7、精选一作业：将步骤S6得到的细磨产品加入精选一浮选槽中，并在精选一浮选槽中添加分散剂水玻璃，按每吨原矿石计，水玻璃的用量为500g/t；搅拌后进行精选一，所得泡沫产品进入精选二作业，所得尾矿进入精扫选作业；S8、精扫选作业：添加捕收剂Z-200，按每吨原矿石计，Z-200的用量为5g/t，搅拌后，进行精扫选作业，所得泡沫产品返回到混浮粗精矿细磨作业，所得尾矿返回到异步粗选一作业；S9、精选二作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为60g/t，搅拌后，进行精选二作业，所得泡沫产品进入精选三作业，所得尾矿返回到混浮粗精矿细磨作业；S10、精选三作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为50g/t；搅拌后，进行精选三作业，所得泡沫产品即铜精矿，所得尾矿返回到精选二作业。进一步地，步骤S1中，原矿石破碎至粒度2mm或以下。进一步地，步骤S1中，破碎的原矿石和水的质量比为2∶1。进一步地，步骤S1中，磨矿至产品细度为粒度-0.075mm的部分占总质量的60％。进一步地，步骤S6中，产品细度控制在粒度-0.038mm的部分占总质量的65％。本专利技术的有益效果在于：(1)低碱矿浆环境降低了石灰用量，改善了金浮选活性，加强了对裸露金的回收效果，同时降低了对铜硫连生体的抑制作用，实现了提高铜金回收率的目的，降低药剂成本。(2)精扫选尾矿返回粗选循环，有利于提高粗选铜金回收率。(3)精选二尾矿与精扫选尾矿返回磨机细磨，有利于增加目的矿物解离度，尤其有利于黄铁矿包裹金暴露出来，对金回收率的提高有显著效果。(4)分散剂水玻璃的添加有利于矿泥分散，避免精选过程中矿恶性循环累积现象发生，随着精扫选尾矿返回粗选，残余分散剂可以改善粗选矿浆环境。附图说明图1为本专利技术实施例1的方法流程示意图。具体实施方式以下将结合附图对本专利技术作进一步的描述，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，但本专利技术的保护范围并不限于本实施例。实施例1某低品位铜硫伴生金矿石，铜矿物主要为黄铜矿，含有少量的斑铜矿；矿石中脉石矿物有石英、钾长石、绿泥石、明矾石、云母等。伴生金主要为单体金与连生金，约占总金的60％，铜矿物载金，约占总金13％；黄铁矿载金约占总金9％，脉石矿物载金约占总金18％。本实施例使用的原矿含Cu0.48％，Au0.45g/t。图1为本实施例的方法流程图，其中有：a：氧化钙；b：戊基黄药；c：丁铵黑药；d：松醇油；e：水玻璃；f：次氯酸钙；g：Z-200；A：原矿；B：铜精矿；C：尾矿。如图1所示，具体实施步骤如下：将破碎至2mm以下的原矿石与水按重量比2∶1比例混合给入磨机内进行磨矿，添加氧化钙500g/t，磨矿至产品细度为-0.075mm占60％，矿浆pH值9。将磨好的矿浆加入挂槽浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁铵黑药，用量分别为40g/t、20g/t，搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油，用量为10g/t，搅拌1分钟后进行异步粗选一，精矿(泡沫产品)即为粗精矿一，尾矿进入异步粗选二作业；异步粗选一尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并添加捕收剂戊基黄药与丁铵黑药，用量分别为20g/t、10g/t，搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油，用量为5g/t，搅拌1分钟后进行异步粗选二，精矿(泡沫产品)即为粗精矿二，尾矿进入异步粗选三作业；异步粗选二尾矿进入异步粗选三浮选槽中，添加捕收剂戊基黄药与丁铵黑药，用量分别为10g/t、5g/t，搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油，用量为2.5g/t，搅拌1分钟后进行异步粗选三，精矿(泡沫产品)即为粗精矿三，异步粗选三尾矿为浮选尾矿，粗精矿一、粗精矿二、粗精矿三合并为混浮粗精矿本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，其特征在于，包括以下步骤：/nS1、磨矿：将破碎的原矿石与水混合给入磨机内进行磨矿，按每吨原矿石计，添加氧化钙500g/t，矿浆pH值为9；/nS2、异步粗选一：将步骤S1中磨好的矿浆加入浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为40g/t和20g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为10g/t，再次搅拌后进行异步粗选一，所得精矿即为粗精矿一，所得尾矿进入异步粗选二作业；/nS3、异步粗选二：异步粗选一所得尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并在异步粗选二浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为20g/t和10g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为5g/t，搅拌后进行异步粗选二，所得精矿即为粗精矿二，所得尾矿进入异步粗选三作业；/nS4、异步粗选三：异步粗选二所得尾矿进入异步粗选三浮选槽中，并在异步粗选三浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为10g/t和5g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为2.5g/t；搅拌后进行异步粗选三，所得精矿即为粗精矿三，所得尾矿为浮选尾矿；/nS5、将粗精矿一、粗精矿二和粗精矿三合并为混浮粗精矿并进入细磨作业；/nS6、混浮粗精矿细磨作业：/n将步骤S5中的混浮粗精矿加入磨机内，并在磨机内添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为150g/t，矿浆pH值调整至9.5，得到的细磨产品进入精选一作业；/nS7、精选一作业：将步骤S6得到的细磨产品加入精选一浮选槽中，并在精选一浮选槽中添加分散剂水玻璃，按每吨原矿石计，水玻璃的用量为500g/t；搅拌后进行精选一，所得泡沫产品进入精选二作业，所得尾矿进入精扫选作业；/nS8、精扫选作业：添加捕收剂Z-200，按每吨原矿石计，Z-200的用量为5g/t，搅拌后，进行精扫选作业，所得泡沫产品返回到混浮粗精矿细磨作业，所得尾矿返回到异步粗选一作业；/nS9、精选二作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为60g/t，搅拌后，进行精选二作业，所得泡沫产品进入精选三作业，所得尾矿返回到混浮粗精矿细磨作业；/nS10、精选三作业：添加次氯酸钙，按每吨原矿石计，次氯酸钙的用量为50g/t；搅拌后，进行精选三作业，所得泡沫产品即铜精矿，所得尾矿返回到精选二作业。/n...

【技术特征摘要】
1.一种低品位铜硫矿石提高伴生金回收率的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、磨矿：将破碎的原矿石与水混合给入磨机内进行磨矿，按每吨原矿石计，添加氧化钙500g/t，矿浆pH值为9；
S2、异步粗选一：将步骤S1中磨好的矿浆加入浮选机，添加硫化矿捕收药剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为40g/t和20g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为10g/t，再次搅拌后进行异步粗选一，所得精矿即为粗精矿一，所得尾矿进入异步粗选二作业；
S3、异步粗选二：异步粗选一所得尾矿进入异步粗选二浮选槽中，并在异步粗选二浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，所述戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为20g/t和10g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为5g/t，搅拌后进行异步粗选二，所得精矿即为粗精矿二，所得尾矿进入异步粗选三作业；
S4、异步粗选三：异步粗选二所得尾矿进入异步粗选三浮选槽中，并在异步粗选三浮选槽中添加捕收剂戊基黄药与丁胺黑药，按每吨原矿石计，戊基黄药与丁胺黑药的用量分别为10g/t和5g/t；搅拌后添加起泡剂松醇油，按每吨原矿石计，用量为2.5g/t；搅拌后进行异步粗选三，所得精矿即为粗精矿三，所得尾矿为浮选尾矿；
S5、将粗精矿一、粗精矿二和粗精矿三合并为混浮粗精矿并进入细磨作业；
S6、混浮粗精矿细磨作业：
将步骤S5中的混浮粗精矿加入磨机内，并在磨机内添加次氯酸钙，按每吨原...

【专利技术属性】
技术研发人员：田树国，胡敏，崔立凤，周利华，唐浪峰，李继福，
申请(专利权)人：厦门紫金矿冶技术有限公司，紫金矿业集团股份有限公司，
类型：发明
国别省市：福建;35