從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法
2023-09-18 22:20:30
從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法
【專利摘要】本發明一種從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法，首先抑制黃鐵礦，分步優先浮選銅礦物，然後在銅精礦中選擇性脫除硫砷銅礦。銅精礦脫除硫砷銅礦採用再磨脫藥-氧化法，以石灰與次氯酸鈣調漿，以高錳酸鉀的強氧化性優先氧化輝銅礦、蘭輝銅礦、銅藍等不含砷的銅礦物，使輝銅礦、蘭輝銅礦、銅藍等礦物表面形成親水氧化膜而得到抑制，實現與硫砷銅礦的浮選分離，優化了銅精礦產品方案，有利於促進銅精礦銷售和冶煉回收。
【專利說明】從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法 一.
【技術領域】
[0001] 本發明涉及冶煉行業，尤其涉及一種低銅高砷銅礦石的選礦方，具體說是一種從 硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法。 二.
【背景技術】
[0002] 銅精礦降砷一直是選礦領域中的一大難題。銅精礦含砷過高，將直接影響冶煉工 人的身心健康並嚴重汙染環境，因此，冶煉廠要求銅精礦含砷不得超過0.5%。高砷低銅 火山-次火山巖熱液型銅礦床是具有開採價值的主要銅礦床類型，礦石由不同含量的黃鐵 礦、輝銅礦、蘭輝銅礦、銅藍、硫砷銅礦及石英、明礬石、地開石、絹雲母等礦物組成。硫砷銅 礦是礦石中最主要的含砷礦物，也是礦石中含銅目的礦物之一，硫砷銅礦在銅礦物總量中 的平均含量約為15?20%。因硫砷銅礦和銅藍、輝銅礦等礦物表面性質相似，可浮性相近， 採用常規浮選流程和使用常規藥劑很難分離出硫砷銅礦。由於礦漿中影響電位的因素較 多，難以找到適宜的礦物分離電位區間，電位波動較大，採用電位調控浮選也難以實現銅砷 分離。因此，開發一種分選效果好、適應性強的硫砷銅礦脫除方法，優化銅精礦產品方案，有 利於提升銅精礦品質，促進銅精礦銷售。 三.
【發明內容】
[0003] 本發明的目的是尋求一種分選效果好、適應性強的硫砷銅礦脫除方法，將硫砷銅 礦與其它不含砷的銅礦物分離，提升銅精礦品質的選礦方法。
[0004] 為了達到以上目的，本發明採用的技術方案是首先抑制黃鐵礦，分步優先浮選銅 礦物，然後在銅精礦中選擇性脫除硫砷銅礦。銅精礦脫除硫砷銅礦採用再磨脫藥-氧化法， 以石灰與次氯酸鈣調漿，以高錳酸鉀的強氧化性優先氧化輝銅礦、蘭輝銅礦、銅藍等不含砷 的銅礦物，使輝銅礦、蘭輝銅礦、銅藍等礦物表面形成親水氧化膜而得到抑制，實現與硫砷 銅礦的浮選分離。
[0005] 從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法，分步優先選銅（A)、銅精礦氧化法脫砷 (B)兩個工藝環節得以實現，具體包括以下步驟：
[0006] A :分步優先選銅：按每噸原礦石乾重計，在球磨機內加入氧化鈣（a)用量1000? 1100g/t，將經過破碎後的原礦石（1)與水按1 :1的比例給入球磨機進行磨礦，至球磨機排 出物料的磨礦細度為-〇.〇74mm佔60?65%，礦漿pH值為9.0?10. 0。在球磨機排出物 料內依次添加水玻璃（b)用量500?550g/t、丁銨黑藥（c)用量20?25g/t和松醇油（d) 用量10?15g/t攪拌調漿，進行銅粗選I作業；再依次添加氧化鈣（a)用量1000?1100g/ t、水玻璃（b)用量250?300g/t、丁銨黑藥（c)用量10?15g/t和丁基黃藥（e)用量5? l〇g/t進行銅粗選II作業。依次添加丁銨黑藥（c)用量5?10g/t和丁基黃藥（e)用量 2. 5?5g/t進行銅掃選I作業，再依次添加丁銨黑藥（c)用量5?10g/t和丁基黃藥（e) 用量2. 5?5g/t進行銅掃選II作業。在銅粗選I作業精礦內添加氧化鈣（a)用量500? 550g/t進行銅精選I作業；將銅精選I作業尾礦（2)合併進銅粗選II作業精礦，依次添加 氧化鈣（a)用量250?300g/t、水玻璃（b)用量50?60g/t進行銅精選II作業；在銅精選 Π 作業精礦內添加水玻璃（b)用量50?60g/t進行銅精選III作業。由二次銅粗選、二次銅 掃選、三次銅精選、各作業中間產品（銅精選II作業尾礦（3)、銅精選III作業尾礦（4)、銅掃 選I作業精礦（5)和銅掃選II作業精礦（6))順序返回上一作業的浮選迴路，得到最終尾礦 (7)和銅精礦（8)。
[0007] B :銅精礦氧化法脫砷：將由步驟A)得到的銅精礦（8)經過濃縮後給入球磨機進 行磨礦，在球磨機內加入活性炭（f)用量600?650g/t，至球磨機排出物料的磨礦細度 為-0. 074mm佔90?95%。在球磨機排出物料內依次添加氧化鈣（a)用量1200?1300g/ t、次氯酸鈣（g)用量1200?1300g/t和高錳酸鉀（h)用量3800?4000g/t攪拌調漿，使礦 漿pH值為10. 5?11. 5,進行砷分離粗選作業。再添加高錳酸鉀（h)用量500?550g/t進 行砷分離掃選作業。依次添加氧化鈣（a)用量1000?1100g/t、次氯酸鈣（g)用量1000? ll〇〇g/t進行砷分離精選I作業；依次添加氧化鈣（a)用量200?250g/t、次氯酸鈣（g)用 量200?250g/t進行砷分離精選II作業。由砷分離粗選、砷分離掃選、二次砷分離精選、砷 分離掃選作業尾礦（9)返回上一作業的浮選迴路，得到的最終精礦為高砷銅精礦（10)，而 砷分離精選I作業尾礦、砷分離精選II作業尾礦和砷分離掃選作業精礦則合併成為低砷銅 精礦（11)。
[0008] 本發明的優點在於：
[0009] 本發明工藝首先分步優先選銅，然後通過選擇性地脫除銅精礦中的硫砷銅礦獲得 高砷銅精礦和低砷銅精礦兩種銅精礦產品。從銅精礦中脫除硫砷銅礦採用再磨脫藥-氧化 浮選法，利用高錳酸鉀的強氧化性可優先氧化並抑制輝銅礦、蘭輝銅礦、銅藍等不含砷銅礦 物，得到的低砷銅精礦銅品位> 22. 0%，銅回收率> 70. 0%，砷含量 20. 0%、銅回收率> 20. 0%，砷含量> 2. 0%，銅綜合回收率> 90. 0%。本發明方 法優化了銅精礦產品方案，有利於促進銅精礦銷售和冶煉回收。 四.
【專利附圖】
【附圖說明】
[0010] 圖1是本發明從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法的工藝流程圖。
[0011] 標註：a :氧化鈣；b :水玻璃；c :丁銨黑藥；d :松醇油；e :丁基黃藥；f :活性炭；g : 次氯酸鈣；h:高錳酸鉀。 五.
【具體實施方式】
[0012] 下面結合實施例對本發明【具體實施方式】進一步說明。紫金山銅礦為高硫型淺成低 溫熱液-斑巖型銅礦床，礦石主要有黃鐵礦、輝銅礦-蘭輝銅礦、銅蘭、塊硫砷銅礦、硫砷銅 礦及石英、明礬石、地開石、絹雲母等礦物組成。塊硫砷銅礦、硫砷銅礦是礦石中最主要的含 砷礦物，在銅礦物總量中的平均含量約為17%，採用常規的藥劑及浮選工藝很難降低銅精 礦中砷的含量。
[0013] 採用紫金山銅礦不同礦段的礦石進行試驗，實施例1使用的銅礦石含銅0.55%、 砷0. 034 %，實施例2使用的銅礦石含銅0. 42 %、砷0. 028 %。
[0014] 實施例1 :按每噸原礦石乾重計，在球磨機內加入氧化鈣用量1000g/t，將經過 破碎後的原礦石與水按1 :1的比例加入球磨機進行磨礦，至球磨機排出物料磨礦細度 為-0.074mm佔60%，礦漿pH值為9. 0?10.0。在球磨機排出物料內依次添加水玻璃用 量500g/t、丁銨黑藥用量20g/t和松醇油用量10g/t攪拌調漿後，進行第一次銅粗選作業； 再依次添加氧化鈣用量l〇〇〇g/t、水玻璃用量250g/t、丁銨黑藥用量10g/t和丁基黃藥用 量5g/t攪拌調漿後進行第二次銅粗選作業。依次添加丁銨黑藥用量5g/t和丁基黃藥用量 2. 5g/t攪拌調漿後進行第一次銅掃選作業，再依次添加丁銨黑藥用量5g/t和丁基黃藥用 量2. 5g/t攪拌調漿後進行第二次銅掃選作業。在第一次銅粗選作業精礦內添加氧化鈣用 量500g/t攪拌調漿後進行第一次銅精選作業；將第一次銅精選作業尾礦合併入第二次銅 粗選作業精礦，依次添加氧化鈣用量250g/t、水玻璃用量50g/t攪拌調漿後進行第二次銅 精選作業；在第二次銅精選作業精礦內添加水玻璃用量50g/t攪拌調漿後進行第三次銅精 選作業，各作業中間產品順序返回上一作業，得到銅精礦。將銅精礦經過濃縮後給入球磨機 進行磨礦，在球磨機內加入活性炭用量600g/t，至球磨機排出物料的磨礦細度為-0. 074mm 佔90%。在球磨機排出物料內依次添加氧化鈣用量1200g/t、次氯酸鈣用量1200g/t和高 錳酸鉀用量3800g/t攪拌調漿，使礦漿pH值為10. 5?11. 5,進行砷分離粗選作業。再添加 高錳酸鉀用量500g/t攪拌調漿後進行砷分離掃選作業。依次添加氧化鈣用量1000g/t、次 氯酸鈣用量l〇〇〇g/t攪拌調漿後進行第一次砷分離精選作業；依次添加氧化鈣用量200g/ t、次氯酸鈣用量200g/t攪拌調漿後進行第二次砷分離精選作業，砷分離掃選作業尾礦返 回上一作業，得到的最終精礦為高砷銅精礦，第一次砷分離精選作業尾礦、第二次砷分離精 選作業尾礦和砷分離掃選作業精礦合併為低砷銅精礦。
[0015] 實施例2 :按照圖1本發明工藝流程實施方式，試驗步驟及工藝參數、藥劑制度與 實施例1完全相同。本發明實施例1、實施例2工藝指標見表1。由表1所示實施結果表 明，採用本發明方法，實施例1得到的低砷銅精礦銅品位22. 54%，銅回收率72. 48%，砷含 量為0. 46% ;高砷銅精礦銅品位21. 09%，銅回收率21. 17%，砷含量為2. 73%。實施例2 得到的低砷銅精礦銅品位22. 14 %，銅回收率71. 09 %，砷含量為0. 42% ;高砷銅精礦銅品 位20. 01%，銅回收率20. 01%，砷含量為2. 48%。
[0016] 表1各實施例結果
[0017] 本發明實 品位/% 回收率/% 令7:廣 產品名稱 產率/% ____ 犯例 Cu As Cu As 1.76 22.54 0.46 72.48 23.81 胃坤銅精礦 0.55 21.09 2.73 21.17 44.17 實施例1 (低坤+高珅）銅精礦 2.31 22.30 1.00 93.65 67.98 尾礦 97.69 0,036 0.011 6.35 32.02 原礦 100.0 0.55 0.034 100.0 100.0 1.35 22.14 0.42 71.09 20.25 0.42 20.01 2.48 20.01 37.20 實施例2 (低坤+高珅）銅精礦 1.77 21.62 0.91 91.10 57.45 尾礦 98.23 0,038 0.012 8.90 42.55 原礦 100.0 0.42 0.028 100.0 100.0
【權利要求】
1.從硫砷含量高的銅礦中選取銅精礦的方法，其特徵在於：步驟及工藝條件如下： A :分步優先選銅：按每噸原礦石乾重計，在球磨機內加入氧化|丐（a)用量1000? 1100g/t，將經過破碎後的原礦石（1)與水按1 :1的比例給入球磨機進行磨礦，至球磨機排 出物料的磨礦細度為-〇. 〇74mm佔60?65%，礦漿pH值為9. 0?10. 0,在球磨機排出物料 內依次添加水玻璃（b)用量500?550g/t、丁銨黑藥（c)用量20?25g/t和松醇油（d)用 量10?15g/t攪拌調漿，進行銅粗選I作業；再依次添加氧化鈣（a)用量1000?1100g/ t、水玻璃（b)用量250?300g/t、丁銨黑藥（c)用量10?15g/t和丁基黃藥（e)用量5? l〇g/t進行銅粗選II作業。依次添加丁銨黑藥（c)用量5?10g/t和丁基黃藥（e)用量 2. 5?5g/t進行銅掃選I作業，再依次添加丁銨黑藥（c)用量5?10g/t和丁基黃藥（e) 用量2. 5?5g/t進行銅掃選II作業。在銅粗選I作業精礦內添加氧化鈣（a)用量500? 550g/t進行銅精選I作業；將銅精選I作業尾礦（2)合併進銅粗選II作業精礦，依次添加 氧化鈣（a)用量250?300g/t、水玻璃（b)用量50?60g/t進行銅精選II作業；在銅精選 Π 作業精礦內添加水玻璃（b)用量50?60g/t進行銅精選III作業。由二次銅粗選、二次銅 掃選、三次銅精選、各作業中間產品（銅精選II作業尾礦（3)、銅精選III作業尾礦（4)、銅掃 選I作業精礦（5)和銅掃選II作業精礦（6))順序返回上一作業的浮選迴路，得到最終尾礦 (7)和銅精礦⑶； B:銅精礦氧化法脫砷：將由步驟A)得到的銅精礦⑶經過濃縮後給入球磨機進 行磨礦，在球磨機內加入活性炭（f)用量600?650g/t，至球磨機排出物料的磨礦細度 為-0. 074mm佔90?95%，在球磨機排出物料內依次添加氧化鈣（a)用量1200?1300g/t、 次氯酸鈣（g)用量1200?1300g/t和高錳酸鉀（h)用量3800?4000g/t攪拌調漿，使礦 漿pH值為10. 5?11. 5,進行砷分離粗選作業，再添加高錳酸鉀（h)用量500?550g/t進 行砷分離掃選作業。依次添加氧化鈣（a)用量1000?1100g/t、次氯酸鈣（g)用量1000? ll〇〇g/t進行砷分離精選I作業；依次添加氧化鈣（a)用量200?250g/t、次氯酸鈣（g)用 量200?250g/t進行砷分離精選II作業。由砷分離粗選、砷分離掃選、二次砷分離精選、砷 分離掃選作業尾礦（9)返回上一作業的浮選迴路，得到的最終精礦為高砷銅精礦（10)，而 砷分離精選I作業尾礦、砷分離精選II作業尾礦和砷分離掃選作業精礦則合併成為低砷銅 精礦（11)。
【文檔編號】B03D1/00GK104117433SQ201410352506
【公開日】2014年10月29日 申請日期:2014年7月23日 優先權日:2014年7月23日
【發明者】魯軍, 田樹國, 崔麗鳳, 徐其紅, 陳曉芳 申請人:紫金礦業集團股份有限公司