高氧化率铜矿石的浮选工艺制造技术

本发明专利技术公开了一种高氧化率铜矿石的浮选工艺，包括：采用硫化铜、氧化铜分阶段浮选，得到硫化铜与易浮氧化铜精矿，然后浮选脱泥，得到低品位含铜矿泥，脱泥后分步浮选氧化铜得到氧化铜精矿。本发明专利技术在磨矿过程中加入硫化剂，在浮选前对氧化铜进行活化，提高氧化铜可浮性，在硫化铜浮选过程中使硫化铜及易活化的氧化铜上浮，获得硫化铜及易浮的氧化铜精矿。高氧化率铜矿石中含有易浮的硫化铜以及易浮、中等可浮、难浮的氧化铜，本发明专利技术在浮选过程中，分阶段对易浮、中等可浮、难浮的氧化铜进行活化选别，避免了因硫氢化钠使用过量对部分铜矿物产生抑制作用，提高该部分铜矿物的回收率。提高该部分铜矿物的回收率。提高该部分铜矿物的回收率。

【技术实现步骤摘要】
高氧化率铜矿石的浮选工艺


[0001]本专利技术涉及选矿
，特别地，涉及一种高氧化率铜矿石的浮选工艺。

技术介绍

[0002]氧化铜矿的选矿方法主要包括浮选法和化学选矿法。在浮选法中，硫化浮选法是目前处理氧化铜矿和混合铜矿应用最广，也最为普遍的方法。现有的浮选工艺流程包括：高氧化率铜矿经过破碎和磨矿后，合格产品进入搅拌槽，在搅拌过程中，加入捕收剂和起泡剂，首先进行硫化铜浮选，获得硫化铜精矿。浮选硫化铜后的尾矿进入氧化铜矿浆搅拌槽，在搅拌槽中添加活化剂、捕收剂和起泡剂，进行氧化铜浮选，获得氧化铜精矿，浮选尾矿进入浓密机浓缩后输送至尾矿库堆存。
[0003]上述工艺存在以下缺陷：因矿石氧化率高、含泥量大，在氧化铜浮选过程中需加入大量硫氢化钠等活化剂进行活化，使选矿成本增加。并且在加入大量硫氢化钠后，矿浆pH值较高，达到11以上，对部分易浮氧化铜产生抑制效果，使该部分氧化铜无法上浮回收，流失到尾矿中造成资源浪费。

技术实现思路

[0004]本专利技术提供了一种高氧化率铜矿石的浮选工艺，以解决现有浮选工艺中由于硫氢化钠等活化剂加入量大，导致成本升高和易浮氧化铜资源流失的技术问题。
[0005]本专利技术提供一种高氧化率铜矿石的浮选工艺，包括如下步骤：
[0006](1)磨矿：对高氧化率铜矿石进行磨矿，在磨矿过程中加入硫化剂，得到原矿矿浆；
[0007](2)硫化铜浮选：向所述原矿矿浆中加入捕收剂与起泡剂，进行一次粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿，
[0008]对所得硫化铜粗精矿进行N次精选，得到硫化铜精矿和精选尾矿N，所述精选尾矿N返回与硫化铜精矿(N
‑
2)合并，N为大于等于3的正整数，
[0009]对所得硫化铜粗选尾矿进行一次扫选，得到硫化铜扫选泡沫I和硫化铜浮选尾矿，其中，所得硫化铜扫选泡沫I返回原矿矿浆；
[0010](3)脱泥浮选：向所得硫化铜浮选尾矿中加入起泡剂，进行细泥浮选，得到含铜矿泥和脱泥后矿浆；
[0011](4)氧化铜浮选：向所得脱泥后矿浆中加入尾矿浓缩水进行调浆；
[0012]向所得调浆后矿浆中加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行第一次粗选，再加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行至少一次扫选，得到氧化铜精矿I和氧化铜扫选尾矿I；
[0013]向所得氧化铜扫选尾矿I中加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行第二次粗选，再加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行至少一次扫选，得到氧化铜精矿II、最终尾矿和尾矿浓缩水。
[0014]进一步地，步骤(1)和步骤(4)中所述硫化剂为硫氢化钠与硫化钠的混合物，质量比例为1:1。
[0015]进一步地，步骤(2)～(4)中捕收剂为丁基黄药；起泡剂为松醇油。
[0016]进一步地，步骤(1)中磨矿细度为
‑
0.074mm的粒级含量为70％
‑
75％。
[0017]进一步地，步骤(1)中硫化剂用量为100
‑
180g/t。
[0018]进一步地，步骤(2)中捕收剂用量为80
‑
120g/t，起泡剂用量为10
‑
20g/t，浮选浓度为38％
‑
40％。
[0019]进一步地，步骤(2)中对所得硫化铜粗精矿进行N次精选时，当完成第一次精选，所得硫化铜精矿I进入第二次精选，所得精选尾矿I返回与原矿矿浆合并；当完成第二次精选，硫化铜精矿II进入第三次精选，精选尾矿II返回与硫化铜粗精矿合并。
[0020]进一步地，步骤(3)中，起泡剂用量为10
‑
20g/t。
[0021]进一步地，步骤(4)中所得尾矿浓缩水返回至脱泥后矿浆中，将矿浆浓度调整至30～32％。
[0022]进一步地，步骤(4)中第一次粗选和第二次粗选时，加入硫化剂、捕收剂和起泡剂后搅拌5～10min。
[0023]本专利技术具有以下有益效果：
[0024]本专利技术在磨矿过程中加入硫化剂，在浮选前对氧化铜进行活化，提高氧化铜可浮性，在硫化铜浮选过程中使硫化铜及易活化的氧化铜上浮，获得硫化铜及易浮的氧化铜精矿。通过浮选脱泥，优化了矿浆的浮选环境，有效解决了氧化铜浮选过程中矿泥罩盖，竞争吸附等造成的精矿品位差、回收率低、药剂耗量大的问题。
[0025]本专利技术将浮选脱泥工艺置于硫化铜浮选之后，氧化铜浮选之前。如果在硫化铜浮选前即磨矿后脱泥，脱出的细泥中含有部分硫化铜矿物，硫化铜矿物无法在后续的酸浸工艺中浸出，影响细泥中铜矿物的回收。本专利技术在硫化铜浮选后、氧化铜浮选之前脱泥，细泥中硫化铜含量较少，在酸浸时铜矿物的浸出率高，提高了对细泥中铜矿物的回收。
[0026]本专利技术在氧化铜浮选前进行调浆，氧化铜在较低浓度浮选时，可提高选择性，并减少浮选脱泥过程中未脱除的矿泥对氧化铜浮选的影响。将浮选尾矿浓缩后的回水用于氧化铜浮选调浆，因回水中含有大量的硫化剂，有利于节约硫化剂用量。
[0027]本专利技术分阶段对硫化铜以及易浮、中等可浮、难浮的氧化铜进行选别，首先浮选硫化铜及易浮氧化铜矿物，然后浮选中等可浮氧化铜、最后浮选难浮氧化铜。
[0028]本专利技术步骤(2)中，除回收硫化铜外，部分易浮氧化铜也随之回收，例如易浮孔雀石、赤铜矿等。
[0029]本专利技术步骤(4)中，第一次搅拌过程中加入硫化剂，控制矿浆pH8～9，对氧化铜进行活化，浮选回收步骤(2)中未完全回收的易浮氧化铜矿物及中等可浮的氧化铜矿物，例如水胆矾等。第二次搅拌过程中加入硫化剂，控制矿浆pH9～10回收难浮的氧化铜矿物，例如铜钴硬锰矿等。
[0030]本专利技术步骤(4)中，开始加入的硫化剂较少，避免了一次性加入大量硫化剂提高矿浆PH值后对部分氧化铜产生抑制作用，导致氧化铜回收率降低。
[0031]本专利技术步骤(4)中，通过尾矿浓缩水利用及分步加药，可减少硫化剂用量10％
‑
15％，铜回收率可提高10％左右。
[0032]除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本专利技术还有其它的目的、特征和优点。下面将参照图，对本专利技术作进一步详细的说明。
附图说明
[0033]构成本专利技术的一部分的附图用来提供对本专利技术的进一步理解，本专利技术的示意性实施例及其说明用于解释本专利技术，并不构成对本专利技术的不当限定。在附图中：
[0034]图1是本专利技术优选实施例的高氧化率铜矿石的浮选工艺流程图；
[0035]图2是本专利技术对比例5的高氧化率铜矿石的浮选工艺流程图。
具体实施方式
[0036]为了使本专利技术的专利技术目的、技术方案和有益技术效果更加清晰，以下结合实施例对本专利技术进行进一步详细说明。应当理解的是，本说明书中描述的实施例仅仅是为了解释本专利技术，并非为了限定本专利技术。
[0037]为了简便，本文仅明确地公开了一些数值范围。然而，任意下限可以与任何上限组合形成未明确记载的范围；以及任意下限可以与其它下限组合形成未明确记载的范围，同样任意本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种高氧化率铜矿石的浮选工艺，其特征在于，包括如下步骤：(1)磨矿：对高氧化率铜矿石进行磨矿，在磨矿过程中加入硫化剂，得到原矿矿浆；(2)硫化铜浮选：向所述原矿矿浆中加入捕收剂与起泡剂，进行一次粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿，对所得硫化铜粗精矿进行N次精选，得到硫化铜精矿和精选尾矿N，所述精选尾矿N返回与硫化铜精矿(N
‑
2)合并，N为大于等于3的正整数，对所得硫化铜粗选尾矿进行一次扫选，得到硫化铜扫选泡沫I和硫化铜浮选尾矿，其中，所得硫化铜扫选泡沫I返回原矿矿浆；(3)脱泥浮选：向所得硫化铜浮选尾矿中加入起泡剂，进行细泥浮选，得到含铜矿泥和脱泥后矿浆；(4)氧化铜浮选：向所得脱泥后矿浆中加入尾矿浓缩水进行调浆；向所得调浆后矿浆中加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行第一次粗选，再加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行至少一次扫选，得到氧化铜精矿I和氧化铜扫选尾矿I；向所得氧化铜扫选尾矿I中加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行第二次粗选，再加入硫化剂、捕收剂和起泡剂进行至少一次扫选，得到氧化铜精矿II、最终尾矿和尾矿浓缩水。2.根据权利要求1所述的高氧化率铜矿石的浮选工艺，其特征在于，步骤(1)和步骤(4)中所述硫化剂为硫氢化钠与硫化钠的混合物，质量比例为1:1。3.根据权利要求1所述的高氧化率铜矿石的浮选工艺，其特征在于，步骤(2)～(4)中捕收剂为丁基黄药；起泡剂为松醇油。4.根据权利要求1所述的高氧化率...

【专利技术属性】
技术研发人员：范海宝，王洪杰，陈兴海，王磊，李勇，张自旭，高丹校，
申请(专利权)人：华刚矿业股份有限公司，
类型：发明
国别省市：