一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法技术

本发明专利技术提供一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法，该方法包括如下步骤：S1、将矿石进行磨矿后，加入石灰调节pH值，然后加入捕收剂、起泡剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；S2、向所述铜粗精矿中加入石灰调节pH，然后加入进行精选，得到铜精矿；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～200g/t；所述的添加量为0～200g/t。其中，所述用于代替部分石灰，和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜粗精矿的碱度降低，从而提升伴生金的回收率，增强企业的经济效益，并且抑制黄铁矿和磁黄铁矿中硫的上浮，同时实现低碱度分选铜、硫，减轻矿泡发黏。减轻矿泡发黏。减轻矿泡发黏。

【技术实现步骤摘要】
一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法


[0001]本专利技术涉及有色金属冶金领域，尤其涉及一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法。

技术介绍

[0002]现阶段大部分铜硫矿石优先选铜采用高碱度工艺，据统计矿山每年消耗掉的石灰约在1亿吨左右，大规模采掘石灰石严重破坏生态环境，石灰烧制过程中释放大量的CO2，如能降低石灰的使用量，在“碳达峰”“碳中和”背景下，对降低碳排放、促进矿山传统选矿生产技术升级、推动矿山绿色低碳发展、提高资源综合利用率具有十分积极的意义。
[0003]然而，抑制硫杂质吸附需要高pH与提高伴生金回收率需要的低碱度、尾矿废水对低pH的要求同时存在。现行高碱度分离硫工艺还存在一个缺点：石灰的使用使得大量伴生金被高碱度抑制，石灰的添加使得矿泡发黏，矿泥夹带严重，影响精矿品质，对设备和环境不利，后续回收硫矿物阶段往往又需要添加硫酸或硫酸铜作为活化剂。

技术实现思路

[0004]针对现有技术中存在的上述问题，本专利技术提供一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法，通过在精选时加入8372CN代替部分石灰，8372CN和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜粗精矿的碱度降低，从而提升伴生金的回收率，并且抑制黄铁矿和磁黄铁矿中硫的上浮，同时实现低碱度分选铜、硫，减轻矿泡发黏。
[0005]具体
技术实现思路
如下：
[0006]第一方面，本专利技术提供一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法，所述方法包括如下步骤：
[0007]S1、将矿石进行磨矿后，加入石灰调节pH值，然后加入捕收剂、起泡剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；
[0008]S2、向所述铜粗精矿中加入石灰调节pH，然后加入8372CN，进行精选，得到铜精矿；其中，所述石灰和所述8372CN作为抑制剂；所述8372CN用于代替石灰，抑制硫的上浮，降低所述铜粗精矿精选的碱度；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～200g/t；所述8372CN的添加量为0～200g/t。
[0009]可选地，步骤S1中，所述磨矿细度
‑
0.074mm占45～90％。
[0010]可选地，步骤S1中，所述磨矿细度
‑
0.074mm占60％。
[0011]可选地，步骤S1中，所述捕收剂为丁铵黑药、硫氨脂、黄原酸中的至少一种。
[0012]可选地，步骤S1中，所述起泡剂为醚醇或者松醇油中的任一种。
[0013]可选地，步骤S1中，按每吨矿石计，所述捕收剂的添加量为5～200g/t；所述起泡剂的添加量为0～100g/t。
[0014]可选地，步骤S1中，所述铜粗选浮选的次数为1～2次；所述铜粗选浮选的时间总计为3～15分钟。
[0015]可选地，步骤S2中，按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～100g/t；
[0016]所述8372CN的添加量为5～15g/t。
[0017]可选地，步骤S2中，所述精选的次数为1～10次；每次精选的时间为2～15分钟。
[0018]可选地，步骤S1和S2中，所述pH为8～11。
[0019]与现有技术相比，本专利技术具有以下优点：
[0020]本专利技术提供的一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法，在精选过程中，通过加入8372CN代替部分石灰，8372CN和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜粗精矿的碱度降低，从而对伴生金的抑制作用减小，以提高铜硫矿伴生金的回收率。试验结果表明，在精选过程中，与仅用石灰做抑制剂相比，8372CN和石灰共同作为抑制剂的低碱度组合，铜精矿的伴生金回收率可提高2～15个百分点，且铜的回收率不受影响，矿泡发黏的现象有所改善。此外，8372CN对环境的污染小，较为环保。
[0021]本专利技术提供的提高铜硫矿伴生金回收率的方法，8372CN和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜粗精矿精选的碱度降低，从而提升伴生金的回收率，同时抑制黄铁矿和磁黄铁矿中硫的上浮，实现低碱度分选铜、硫，减轻矿泡发黏。
附图说明
[0022]为了更清楚地说明本专利技术实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本专利技术的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0023]图1示出了本专利技术实施例提供的提高铜硫矿伴生金回收率的方法流程示意图；
[0024]图2示出了本专利技术实施例提供的提高铜硫矿伴生金回收率的方法操作流程示意图；
[0025]图3示出了本专利技术实施例提供的提高铜硫矿伴生金回收率的方法处理矿石的流程示意图；
[0026]图4示出了常规浮选工艺处理矿石的流程示意图。
具体实施方式
[0027]下面将结合本专利技术实施例中的附图，对本专利技术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专利技术一部分实施例，而不是全部的实施例。以下对至少一个示例性实施例的描述实际上仅仅是说明性的，决不作为对本专利技术及其应用或使用的任何限制。基于本专利技术中的实施例，任何人在本专利技术的启示下或是将本专利技术与其他现有技术的特征进行组合而得出的任何与本专利技术相同或相近似的产品，均落在本专利技术的保护范围之内。以及，本领域普通技术人员在没有开展创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本专利技术保护的范围。
[0028]实施例中未注明具体实验步骤或者条件，按照本领域内的现有技术所描述的常规实验步骤的操作或条件即可进行。所用试剂以及其他仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规试剂产品。此外，附图仅为本专利技术实施例的示意性图解，并非一定是按比例绘制。图中相同的附图标记表示相同或类似的部分，因而将省略对它们的重复描述。附图中所示的一些方框图是功能实体，不一定必须与物理或逻辑上独立的实体相对应。
[0029]对于相关领域普通技术人员已知的技术、方法和设备可能不作详细讨论，但在适当情况下，所述技术、方法和设备应当被视为授权说明书的一部分。
[0030]在本专利技术的描述中，需要理解的是，使用“第一”、“第二”等词语来限定零部件，仅仅是为了便于对相应零部件进行区别，如没有另行声明，上述词语并没有特殊含义，因此不能理解为对本专利技术保护范围的限制。
[0031]此外，下面所描述的本专利技术不同实施方式中所涉及的技术特征只要彼此之间未构成冲突就可以相互结合。
[0032]基于现有铜硫矿石优先选铜采用高碱度工艺，添加大量石灰作为抑制剂，使得碱度增加，抑制硫的上浮，存在与提高伴生金回收率、尾矿废水所需要的低碱度相互矛盾，高碱度导致铜硫矿石中伴生金的回收率较低，并且石灰的大量添加使得矿泡发黏，矿泥夹带严重，影响精矿品质等问题，本专利技术提出一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法。具体地，在精选过程中，通过加入8372CN代替部分石灰，8372CN和石灰共同作为抑制剂以减少石灰的添加量，使得铜粗精矿精选的碱度降低，从而对伴生金的抑制作用减小，以提高本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种提高铜硫矿伴生金回收率的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：S1、将矿石进行磨矿后，加入石灰调节pH值，然后加入捕收剂、起泡剂，进行铜粗选浮选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；S2、向所述铜粗精矿中加入石灰调节pH，然后加入8372CN，进行精选，得到铜精矿；其中，所述石灰和所述8372CN作为抑制剂；所述8372CN用于代替石灰，抑制硫的上浮，降低所述铜粗精矿精选的碱度；按每吨矿石计，所述石灰的添加量为0～200g/t；所述8372CN的添加量为0～200g/t。2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，所述磨矿细度
‑
0.074mm占45～90％。3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S1中，所述磨矿细度
‑
0.074mm占60％。4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1...

【专利技术属性】
技术研发人员：李文娟，宋永胜，温建康，王淼，周建行，李开国，许炜光，
申请(专利权)人：有研资源环境技术研究院北京有限公司，
类型：发明
国别省市：