专利名称：一种难处理氧化铜矿浮选过程的活化方法
技术领域：
本发明涉及一种矿石选矿过程中的活化方法，更具体的说是涉及一种难处理氧化铜矿浮选过程中的活化方法。
背景技术：
氧化铜矿浮选的生产实践和科学试验证明，活化过程进行的好坏是其能否有效浮选的关键，而浮选活化过程主要是通过活化剂的加入来实现，因此，活化剂在氧化铜矿浮选过程中起着至关重要的作用，对于难选的氧化铜矿来说，尤其如此。有的难选氧化铜矿石用常规硫化浮选法难以奏效，而一种新型活化剂的加入，能使整个浮选过程完全改观。在氧化铜矿浮选中，普遍使用的活化剂是硫化钠(Na2S),国外也有用硫氢化钠 (NaHS)的，但并不普遍。也就是说在目前的氧化铜矿浮选中，使用硫化钠作活化剂的比较多，但考虑使用有机活化剂的相对较少，而有时有机活化剂的效果是无机活化剂难以取代的，所以如果在使用无机活化剂活化难处理氧化铜矿的同时，再辅以非常有效的有机活化剂进行共同活化，活化效果是大不相同的，浮选指标亦大幅度提高，所以研究氧化铜矿无机活化剂与有机活化剂的共同活化作用效果，对提高氧化铜矿浮选指标具有十分重要的意义。
发明内容
为克服氧化铜矿难处理等问题，本发明针对其浮选过程的活化问题，提供一种难处理氧化铜矿浮选过程中的活化方法，通过下列技术方案实现。一种难处理氧化铜矿浮选过程中的活化方法，经过下列各步骤
(1)将氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占85 95%，得到浆料；
(2)在步骤(1)的浆料中加入活化剂，其加入量为每吨氧化铜矿石80 200克，再加入硫化钠，加入量为每吨氧化铜矿石1000 2000克，进行共同活化，之后加入常规捕收剂 250 400克/吨氧化铜矿石和起泡剂50 80克/吨氧化铜矿石进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。所述步骤(1)中的浆料质量浓度为60 75%。所述步骤(2)中的活化剂包括胺的磷酸盐。所述步骤(2)中的活化剂还包括铵的磷酸盐。所述胺的磷酸盐为磷酸乙二胺。所述铵的磷酸盐为磷酸氢铵、磷酸氢二铵中的一种或几种。所述步骤(2)中的捕收剂为丁基黄药、异丁基黄药、戊基黄药中的一种或几种。所述步骤(2)中的起泡剂为松醇油。所述异丁基黄药和戊基黄药的质量比为1 0.2 1。与现有技术相比，本发明有如下的优点通过无机活化剂与有机活化剂的共同活化，其效果优于无机活化剂的单一活化，在可以较大幅度提高氧化铜矿的浮选指标的同时，还可以适当降低硫化钠的用量。1、本发明的活化效果优于常规活化的效果，而且可以使硫化钠的总用量降低 10 30% ；
2、采用本发明的活化方法，较常规活化浮选而言，铜精矿的铜品位略有上升，回收率可提高;Γ8个百分点。
具体实施例方式下面结合实施例对本发明做进一步描述。实施例1
难处理氧化铜矿石原矿样性质(质量百分含量)=Cu 1. 13%，氧化率61. 39%，结合率 16. 74%, CaO :21. 38%, MgO :16. 17%, Al2O3 1. 63%, SiO2 :21. 04%, Fe2O3 2. 11%, Au <0. 2 g/t, Ag 9.2 g/t。(1)将1吨氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占90%，得到浆料， 质量浓度为75% ；
(2)在步骤(1)的浆料中加入120克磷酸乙二胺，再加入1450克硫化钠，进行共同活化，之后加入320克异丁基黄药和戊基黄药，其中异丁基黄药和戊基黄药的质量比为1 1， 加入60克松醇油，进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。实施例2
难处理氧化铜矿石原矿样性质(质量百分含量)=Cu 1. 10%，氧化率60. 23%，结合率
15.29%, CaO :21. 99%, MgO :16. 87%, Al2O3 1. 71%, SiO2 :20. 55%, Fe2O3 2. 23%, Au <0. 2 g/t, Ag 9.6 g/t。(1)将1吨氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占90%，得到浆料， 质量浓度为75% ；
(2)在步骤(1)的浆料中加入100克磷酸乙二胺，再加入1450克硫化钠，进行共同活化，之后加入300克异丁基黄药和戊基黄药，其中异丁基黄药和戊基黄药的质量比为1 1， 加入60克松醇油，进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。实施例3
难处理氧化铜矿石原矿样性质(质量百分含量)=Cu 1. 13%，氧化率61. 39%，结合率
16.74%, CaO :21. 38%, MgO :16. 17%, Al2O3 1. 63%, SiO2 :21. 04%, Fe2O3 2. 11%, Au <0. 2 g/t, Ag 9.2 g/t。(1)将1吨氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占85%，得到浆料， 质量浓度为60% ；
(2)在步骤(1)的浆料中加入80克磷酸乙二胺和磷酸氢铵，再加入2000克硫化钠，进行共同活化，之后加入250克异丁基黄药，加入50克松醇油，进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。实施例4
难处理氧化铜矿石原矿样性质(质量百分含量)=Cu 1. 10%，氧化率60. 23%，结合率 15. 29%, CaO :21. 99%, MgO :16. 87%, Al2O3 1. 71%, SiO2 :20. 55%, Fe2O3 2. 23%, Au <0. 2 g/t, Ag 9.6 g/t。
(1)将1吨氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占95%，得到浆料， 质量浓度为70% ；
(2)在步骤(1)的浆料中加入200克磷酸乙二胺和磷酸氢二铵，再加入1000克硫化钠， 进行共同活化，之后加入400克丁基黄药、异丁基黄药和戊基黄药，其中异丁基黄药和戊基黄药的质量比为1 0.2，加入80克松醇油，进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。实施例5
难处理氧化铜矿石原矿样性质(质量百分含量)=Cu 1. 13%，氧化率61. 39%，结合率 16. 74%, CaO :21. 38%, MgO :16. 17%, Al2O3 1. 63%, SiO2 :21. 04%, Fe2O3 2. 11%, Au <0. 2 g/t, Ag 9.2 g/t。(1)将1吨氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占85%，得到浆料， 质量浓度为65% ；
(2)在步骤(1)的浆料中加入160克磷酸乙二胺、磷酸氢铵和磷酸氢二铵，再加入1800 克硫化钠，进行共同活化，之后加入270克丁基黄药，加入70克松醇油，进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。实施例6
难处理氧化铜矿石原矿样性质(质量百分含量)=Cu 1. 10%，氧化率60. 23%，结合率 15. 29%, CaO :21. 99%, MgO :16. 87%, Al2O3 1. 71%, SiO2 :20. 55%, Fe2O3 2. 23%, Au <0. 2 g/t, Ag 9.6 g/t。(1)将1吨氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占95%，得到浆料， 质量浓度为75% ；
(2)在步骤(1)的浆料中加入180克磷酸乙二胺和磷酸氢二铵，再加入1200克硫化钠， 进行共同活化，之后加入360克戊基黄药，加入65克松醇油，进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。
权利要求
1.一种难处理氧化铜矿浮选过程中的活化方法，其特征在于经过下列各步骤(1)将氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占85 95%，得到浆料；(2)在步骤(1)的浆料中加入活化剂，其加入量为每吨氧化铜矿石80 200克，再加入硫化钠，加入量为每吨氧化铜矿石1000 2000克，进行共同活化，之后加入常规捕收剂 250 400克/吨氧化铜矿石和起泡剂50 80克/吨氧化铜矿石进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤(1)中的浆料质量浓度为60 75%。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述步骤(2)中的活化剂包括胺的磷酸Τττ . ο
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于所述步骤(2)中的活化剂还包括铵的磷酸Τττ . ο
5.根据权利要求3或4所述的方法，其特征在于所述胺的磷酸盐为磷酸乙二胺。
6.根据权利要求4所述的方法，其特征在于所述铵的磷酸盐为磷酸氢铵、磷酸氢二铵中的一种或几种。
7.根据权利要求1、2、3或4所述的方法，其特征在于所述步骤(2)中的捕收剂为丁基黄药、异丁基黄药、戊基黄药中的一种或几种。
8.根据权利要求1、2、3或4所述的方法，其特征在于所述步骤(2)中的起泡剂为松醇油。
9.根据权利要求7所述的方法，其特征在于所述异丁基黄药和戊基黄药的质量比为 1 0. 2 1。
全文摘要
本发明提供一种难处理氧化铜矿浮选过程中的活化方法，通过将氧化铜矿石湿磨至320目的合格粒级的质量百分比占85～95%，得到浆料；在浆料中加入活化剂，其加入量为每吨氧化铜矿石80～200克，再加入硫化钠，加入量为每吨氧化铜矿石1000～2000克，进行共同活化，之后加入常规捕收剂250～400克/吨氧化铜矿石和起泡剂50～80克/吨氧化铜矿石进行多段浮选，经过粗选、扫选和精选后，产出铜精矿和尾矿。本发明的活化效果优于常规活化的效果，而且可以使硫化钠的总用量降低10～30%；采用本发明的活化方法，较常规活化浮选而言，铜精矿的铜品位略有上升，回收率可提高3～8个百分点。
文档编号B03D1/018GK102211060SQ201110070690
公开日2011年10月12日 申请日期2011年3月23日 优先权日2011年3月23日
发明者刘殿文, 张文彬, 文书明, 方建军, 章晓林 申请人:昆明理工大学