氧化銅礦硫化浮選過程中活化及調整礦化泡沫的方法
2023-05-06 06:06:01
專利名稱：氧化銅礦硫化浮選過程中活化及調整礦化泡沫的方法
技術領域：
本發明涉及一種礦石硫化浮選體系中活化的方法，更具體地說是涉及一種氧化銅礦硫化浮選過程中活化及調整礦化泡沫的方法，屬於選礦領域。
背景技術：
在氧化銅礦的浮選方法中，最重要的方法是以硫化黃藥浮選法為基本架構。若浮選效果欠佳，其原因可以從如下的角度來分析，一方面從目的礦物來看，結合銅、矽孔雀石、 連生體和微細粒的比例偏高；另一方面從非目的礦物來看，有害礦泥含量偏多。對於前者， 可以用加活化劑的方法來強化捕收，常用的活化劑有銨鹽、乙二胺、二硫酚硫代二唑等；對於後者，應設法消除礦泥的影響。對於含泥的氧化銅礦，若要將以上兩種手段並用，就要既找出效果最好的活化劑，又能在使用該活化劑時設法消除礦泥的影響。在用硫化黃藥浮選法處理氧化銅礦時，由於氧化銅礦物表面的硫化銅薄膜容易脫落，加之攪拌過程帶入的氧氣使得部分硫化劑氧化失效，所以氧化銅礦物的浮選速度較慢， 浮選的粗掃選段數較多，硫化劑需分段添加，以及還可以用活化劑來穩定氧化銅礦物表面的硫化銅薄膜，使其不容易脫落。按現有的硫化浮選法和硫化活化浮選法，對浮選的粗掃選各段，由於將其看作為浮同類礦物的同一作業，所以雖然採用了不同的藥劑制度，但其差別較小，表現為在試驗方案的設計上只對第一段浮選尋找最佳的藥劑條件，對之後的各段浮選則依照第一段浮選進行藥劑補加，其礦化泡沫特徵相似，只是礦化泡沫量由多變少，由此擬定的藥劑制度為只改變後段的藥劑用量，沒有改變藥劑的種類和功效，更不會考慮礦化泡沫特徵的差異。因此在現有處理氧化銅礦的技術中，尚沒有將硫化浮選法與硫化活化浮選法組合起來，應用到同一浮選迴路的前後段；也沒有將活化劑與礦化泡沫調整劑配合使用的例子。
發明內容
本發明以含泥氧化銅礦為研究對象，針對硫化浮選體系中的活化問題，以其浮選的粗掃選段數多為切入點，將其劃分成前階段浮選和後階段浮選，並為此設計前後差別較大的藥劑制度，使前後階段的浮選形成不同的礦化泡沫特徵，來實現不同的浮選目的。在對含泥氧化銅礦的試驗研究過程中發現，若一開始就加入活化劑，與不加活化劑相比，在有限的第一段粗選或者第一段粗選加第二段粗選時間內，會使銅回收率和精礦品位均下降。分析這樣的試驗結果和相應的礦化泡沫特徵，認為這是由於多種藥劑與礦泥的相互作用，過早造成泡沫空化程度偏高而使得活化效果難以呈現。本發明通過下列技術方案實現一種氧化銅礦硫化浮選過程中活化及調整礦化泡沫的方法，包括前階段浮選、後階段浮選、精選，所述前階段浮選包括一段粗選或者一段粗選和二段粗選，共1 2個分段；所述後階段浮選包括繼前階段浮選之後的粗選和掃選，共4 7個分段，所述精選共1 2個分段，具體經過下列各步驟
A.將氧化銅礦石溼磨製得礦漿；
B.將步驟A所得礦漿進行前階段浮選，在前階段浮選的各分段分別加入硫化劑800 1500g/t原礦，加入捕收劑60 200g/t原礦，加入起泡劑20 50g/t原礦；
C.將步驟B所得礦漿進行後階段浮選，在後階段浮選的各分段分別加入礦化泡沫調整劑I 0 400g/t原礦、硫化劑200 1500g/t原礦和活化劑200 2000g/t原礦，再加入捕收劑30 100g/t原礦和起泡劑10 30g/t原礦，其中，第一個分段加入的礦化泡沫調整劑I為100 400g/t原礦、加入的活化劑為1000 2000g/t ；
D.對步驟C所得後階段浮選的泡沫產品、或者對步驟A所得前階段浮選泡沫產品和步驟B所得後階段浮選泡沫產品的混合物進行精選，在精選的各分段分別加入礦化泡沫調整劑II 0 100g/t原礦、硫化劑200 600g/t原礦和捕收劑20 60g/t原礦。所述步驟B、C和D的硫化劑為硫化鈉、硫氫化鈉、多硫化鈉中的一種或幾種(的任意混合物，下同)。所述步驟C的活化劑為硫酸銨、碳酸銨中的一種或幾種。所述步驟C的礦化泡沫調整劑I為六偏磷酸鈉、羧甲基纖維素、水玻璃中的一種或幾種。所述步驟B、C和D的捕收劑為丁基黃藥、異戊基黃藥、異丙基黃藥中的一種或幾種。所述步驟B和C的起泡劑為常規起泡劑，如2號油。所述步驟D的礦化泡沫調整劑II為煤油、柴油中的一種或幾種。本發明將加入活化劑的時段改在浮選的後階段，相比起來，對銅的累積回收率提高幅度較大，說明活化效果可以在後階段浮選中呈現出來。為了避免只加活化劑造成的泡沫量過大，在後階段浮選中將活化劑與礦化泡沫調整劑I配合使用，雖然加入少量的礦化泡沫調整劑I對銅有輕微的抑制作用，但對銅回收率的提高幅度仍然較大，同時又減少了礦化泡沫的體積和含水量，這樣不僅便於後階段浮選的刮泡，也便於將後階段的浮選泡沫引入精選。與現有技術相比，本發明有如下的優點
1、活化劑的活化效果不以前階段浮選是否加活化劑後回收率的差別為判據，而要按所有階段浮選的累積回收率提升作為判據，這樣就避免了前階段浮選活化效果難以呈現而漏選活化劑；
2、在後階段浮選加入活化劑時，也配合加入礦化泡沫調整劑I，以避免只加活化劑時會造成泡沫量過大，這樣便於生產操作；
3、採用本發明的流程結構和加藥方法，不僅對磨礦產品可以不預先脫泥，直接進入浮選，由此避免了脫泥造成的銅金屬損失；而且與現有的硫化浮選法和硫化活化浮選法相比， 在保證銅精礦品位相近時，可以提高銅精礦回收率8 14個百分點。
圖1為本發明實施例1的浮選工藝流程及加藥點圖； 圖2為本發明實施例2的浮選工藝流程圖；圖3為本發明實施例3的浮選工藝流程圖。
具體實施例方式下面將結合實施例進一步闡明本發明的內容，但這些實例並不限制本發明的保護範圍。實施例1
氧化銅礦石原礦樣性質為(質量百分含量)=Cu 1. 54%, CaO :27. 88%，MgO :3. 79%，Al2O3 1. 36%, SiO2 29. 87%, Fe :2. 96%，銅氧化率 88. 40%，銅結合率15. 47%。包括前階段浮選、後階段浮選、精選，所述前階段浮選包括一段粗選，共1個分段； 所述後階段浮選包括繼前階段浮選之後的粗選和掃選，共5個分段，所述精選共1個分段， 具體經過下列各步驟
A.將氧化銅礦石溼磨至細度小於74μ m的粉粒質量佔75%，再進行調漿至質量濃度為 32%的礦漿；
B.將步驟A所得礦漿進行前階段浮選，在前階段浮選的分段加入硫化鈉1500g/t，加入丁基黃藥80g/t，加入2號油20g/t ；
C.將步驟B所得礦漿進行後階段浮選，在後階段浮選的第1分段加入六偏磷酸鈉200g/ t、再加入硫化鈉1000g/t和硫酸銨1500 g/t，然後再加入丁基黃藥80g/t和2號油20g/t ；
在後階段浮選的第2、3分段分別加入六偏磷酸鈉100g/t、硫化鈉600g/t和硫酸銨 600g/t，然後再加入丁基黃藥60g/t和2號油20g/t ；
在後階段浮選的第4、5分段分別加入硫化鈉400g/t和硫酸銨400g/t，然後再加入丁基黃藥60g/t和2號油10g/t ；
D.對步驟C所得後階段浮選的泡沫產品進行精選，在精選的分段加入煤油60g/t和硫化鈉200g/t，再加入丁基黃藥30g/t。將前階段浮選所得的銅精礦I和精選所得的銅精礦II合併成最終銅精礦，其品位為21. 73%,回收率為71. 30%O實施例2
氧化銅礦石原礦樣性質為(質量百分含量)銅1. 0% 2. 0%，銅氧化率為60% 80%，銅結合率為 6% 20%, CaO 10 30%, MgO 10 30 %，結合率16. 21%。包括前階段浮選、後階段浮選、精選，所述前階段浮選包括一段粗選和二段粗選， 共2個分段；所述後階段浮選包括繼前階段浮選之後的粗選和掃選，共7個分段，所述精選共2個分段，具體經過下列各步驟
A.將氧化銅礦石溼磨至細度小於74μ m的粉粒質量佔65%，再進行調漿至質量濃度為 28%的礦漿；
B.將步驟A所得礦漿進行前階段浮選，在前階段浮選的第1分段加入硫氫化鈉和多硫化鈉1400g/t，加入丁基黃藥和異丙基黃藥按質量1 1的混合物100g/t，加入2號油50g/ t ；
在前階段浮選的第2分段加入硫化鈉1000g/t，加入丁基黃藥和異丙基黃藥60g/t，加 Λ 2 號油 30g/t ；
C.將步驟B所得礦漿進行後階段浮選，在後階段浮選的第1分段加入六偏磷酸鈉和羧甲基纖維素按質量1:1的混合物100g/t、再加入硫氫化鈉和多硫化鈉1000g/t、硫酸銨和碳酸銨2000g/t，然後再加入丁基黃藥和異丙基黃藥80g/t、2號油20g/t ；
在後階段浮選的第2分段加入六偏磷酸鈉和羧甲基纖維素100g/t、硫化鈉1000g/t和硫酸銨800g/t，再加入異戊基黃藥60g/t和2號油30g/t ；
在後階段浮選的第3、4分段分別加入六偏磷酸鈉和羧甲基纖維素60g/t、硫化鈉600g/ t和硫酸銨500g/t，再加入異戊基黃藥30g/t和2號油20g/t ；
在後階段浮選的第5、6、7分段分別加入硫化鈉400g/t和硫酸銨400g/t，再加入異戊基黃藥20g/t和2號油10g/t ；
D.對步驟A所得前階段浮選泡沫產品和步驟B所得後階段浮選泡沫產品的混合物進行精選，在精選的第1分段加入柴油50g/t和硫化鈉600g/t，再加入丁基黃藥40 g/t ； 在精選的第2分段加入多硫化鈉200g/t，再加入異戊基黃藥和異丙基黃藥20 g/t。實施例3
氧化銅礦石原礦樣性質為(質量百分含量)銅0. 6% 1. 2%，銅氧化率為60% 80%，銅結合率為 6% 20%, CaO 10 20%, MgO 10 15%, Al2O3 5 10%。包括前階段浮選、後階段浮選、精選，所述前階段浮選包括一段粗選，共1個分段； 所述後階段浮選包括繼前階段浮選之後的粗選和掃選，共4個分段，所述精選共2個分段， 具體經過下列各步驟
A.將氧化銅礦石溼磨至細度小於74μ m的粉粒質量佔85%，再進行調漿至質量濃度為 20%的礦漿；
B.將步驟A所得礦漿進行前階段浮選，在前階段浮選的分段加入硫氫化鈉800g/t，加入丁基黃藥100g/t和2號油40g/t ；
C.將步驟B所得礦漿進行後階段浮選，在後階段浮選的第1分段加入羧甲基纖維素和水玻璃按質量ι 1的混合物400g/t，再加入硫化鈉1500g/t和硫酸銨1000g/t，然後再加入丁基黃藥100g/t和2號油20g/t ；
在後階段浮選的第2分段加入羧甲基纖維素和水玻璃按質量1:1的混合物100g/t、硫化鈉600g/t和硫酸銨600g/t，再加入異戊基黃藥50g/t和2號油20g/t ；
在後階段浮選的第3、4分段分別加入硫化鈉400g/t和硫酸銨400g/t，再加入異戊基黃藥50g/t和2號油10g/t ；
D.對步驟A所得前階段浮選泡沫產品和步驟B所得後階段浮選泡沫產品的混合物進行精選，在精選的第1分段加入煤油100g/t和硫氫化鈉300g/t，再加入丁基黃藥60g/t ；在精選的第2分段加入硫化鈉200g/t，再加入異戊基黃藥20g/t。
權利要求
1.一種氧化銅礦硫化浮選過程中活化及調整礦化泡沫的方法，包括前階段浮選、後階段浮選、精選，其特徵在於所述前階段浮選包括一段粗選或者一段粗選和二段粗選，共 1 2個分段；所述後階段浮選包括繼前階段浮選之後的粗選和掃選，共4 7個分段，所述精選共1 2個分段，具體經過下列各步驟A.將氧化銅礦石溼磨製得礦漿；B.將步驟A所得礦漿進行前階段浮選，在前階段浮選的各分段分別加入硫化劑800 1500g/t原礦，加入捕收劑60 200g/t原礦，加入起泡劑20 50g/t原礦；C.將步驟B所得礦漿進行後階段浮選，在後階段浮選的各分段分別加入礦化泡沫調整劑I 0 400g/t原礦、硫化劑200 1500g/t原礦和活化劑200 2000g/t原礦，再加入捕收劑30 100g/t原礦和起泡劑10 30g/t原礦，其中，第一個分段加入的礦化泡沫調整劑I為100 400g/t原礦、加入的活化劑為1000 2000g/t ；D.對步驟C所得後階段浮選的泡沫產品、或者對步驟A所得前階段浮選泡沫產品和步驟B所得後階段浮選泡沫產品的混合物進行精選，在精選的各分段分別加入礦化泡沫調整劑II 0 100g/t原礦、硫化劑200 600g/t原礦和捕收劑20 60g/t原礦。
2.根據權利要求1所述的方法，其特徵在於所述步驟B、C和D的硫化劑為硫化鈉、硫氫化鈉、多硫化鈉中的一種或幾種。
3.根據權利要求1所述的方法，其特徵在於所述步驟C的活化劑為硫酸銨、碳酸銨中的一種或幾種。
4.根據權利要求1所述的方法，其特徵在於所述步驟C的礦化泡沫調整劑I為六偏磷酸鈉、羧甲基纖維素、水玻璃中的一種或幾種。
5.根據權利要求1所述的方法，其特徵在於所述步驟B、C和D的捕收劑為丁基黃藥、 異戊基黃藥、異丙基黃藥中的一種或幾種。
6.根據權利要求1所述的方法，其特徵在於所述步驟B和C的起泡劑為常規起泡劑。
7.根據權利要求1所述的方法，其特徵在於所述步驟D的礦化泡沫調整劑II為煤油、 柴油中的一種或幾種。
全文摘要
本發明提供一種氧化銅礦硫化浮選過程中活化及調整礦化泡沫的方法，包括前階段浮選、後階段浮選、精選，通過磨漿和調漿後，在前階段浮選的各分段加入硫化劑、捕收劑、起泡劑；在後階段浮選的各分段加入礦化泡沫調整劑Ⅰ、硫化劑、活化劑、捕收劑、起泡劑；在精選的各分段加入礦化泡沫調整劑Ⅱ、硫化劑和捕收劑，即得到銅精礦和尾礦。本發明的優點在後階段浮選加入活化劑時，也配合加入礦化泡沫調整劑，以避免只加活化劑時會造成泡沫量過大，這樣便於生產操作；採用本發明的加藥方法和流程結構，與常規硫化浮選法和常規活化浮選法相比，在保證銅精礦品位相近時，可以提高銅精礦回收率8～14個百分點。
文檔編號B03D1/02GK102366731SQ20111033113
公開日2012年3月7日 申請日期2011年10月27日 優先權日2011年10月27日
發明者周慶華, 童雄, 紀翠翠 申請人:昆明理工大學