本发明属于有色金属资源回收利用技术领域，尤其是一种提铜降硅的选矿工艺。
背景技术：
目前世界上原生铜产量中80%用火法冶炼生产，约20%用湿法冶炼生产，火法炼铜用于处理硫化铜矿的各种铜精矿、废杂铜，湿法炼铜通常用于处理氧化铜矿、低品位废矿、坑内残矿和难选复合矿等。冶炼铜精矿中脉石以硅为主时，熔炼一般采用高硅渣型，炉渣经贫化电炉或沉淀炉处理，以进一步降低渣含铜。sio2是铁橄榄石渣的主要成分，它在渣中含量对炉渣的性质及渣含铜影响极大，据研究资料表明，sio2含量的增加超过42%时（渣温恒定），渣粘度大大增加，从而阻碍了相分离，渣粘度影响超过了界面张力的影响，结果使铜在渣中的机械损失和总损失预期升高。因此，铜冶炼过程中渣中sio2要维持在合适含量范围内，确保熔炼过程粘度合适，熔体温度相对低，渣含铜最少，铜精矿中sio2含量适中（一般为10%左右）是关键条件。由于部分选矿厂因矿石性质或生产工艺等原因，存在铜精矿中sio2含量较高（35%～40%左右）的现象，给后续冶炼带来冶炼炉能耗增加和降低炉寿的影响，不利经济效益提高。为实现冶炼精料方针，适应现代冶金工业对矿物原料高质量需求，有必要开展提高铜精矿品位的研究与攻关。
技术实现要素：
本发明目的是为了解决沉积-改造型砂砾岩铜精矿中二氧化硅的含量较高，给后续冶炼带来冶炼炉能耗增加和降低炉寿的影响，同时不利经济效益提高等问题，提供一种提铜降硅的选矿工艺。
本发明是通过以下方案来实现的：
一种提铜降硅的选矿工艺，原矿经过粗碎后进入半自磨机和球磨机磨矿，得到合格的原矿矿浆，原矿矿浆经过浮选机粗扫选后，得到粗选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿送入尾矿充填系统，粗选精矿进入球磨机再磨，得到合格的粗选精矿矿浆，粗选精矿矿浆再经过浮选柱精选，得到浮选铜精矿；
具体步骤如下：
（1）原矿碎磨作业：将粒径≤700mm的原矿经过破碎机粗碎至250mm以下，粗碎后的原矿送入半自磨机中进行磨矿，控制磨矿浓度为75-80%，将粒径≤250mm的原矿磨至2mm以下，在半自磨机与圆筒筛组成的闭路磨矿分级流程中，粒径大于2mm的矿浆返回至半自磨机中再次进行磨矿，粒径≤2mm的矿浆经圆筒筛送入旋流器中进行分级，在旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中，控制磨矿浓度为70-75%，粒径＞0.074mm的矿浆经旋流器沉砂后返回至球磨机再次进行磨矿，旋流器溢流得到溢流细度60%合格的原矿矿浆，控制溢流浓度为30-35%；
（2）原矿粗扫选作业：合格的原矿矿浆经旋流器溢流至粗选浮选机中进行粗选，控制浮选矿浆浓度为28-30%，矿浆的ph=7-7.5，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为75-85g/t，再加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为55-65g/t，收集上层的矿物，得到粗选精矿，沉于下层的矿物为粗选尾矿；粗选尾矿自流至扫选浮选机进行扫选，先加入活化剂硫化钠，所述硫化钠的加入量为490-510g/t，再加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为55-65g/t，最后加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为38-42g/t，收集浮于上层的矿物，泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程，沉于下层的矿物为扫选尾矿，送入尾矿充填系统；
（3）粗选精矿再磨作业：粗选精矿泵送至旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中进行磨矿分级，将粗选精矿再磨至粒径≤0.043mm，控制磨矿浓度为65-70%，粒径＞0.043mm的矿浆经旋流器沉砂后的矿浆返回至球磨机再磨，旋流器溢流得到粒径≤0.043mm85%合格的粗选精矿矿浆，控制溢流浓度为25-28%；
（4）粗选精矿精选作业：合格的粗选精矿矿浆经旋流器溢流至浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为20-25%，矿浆的ph=7.0-7.5，收集上层的浮选铜精矿，所述浮选铜精矿中铜的品位为40-45%，硅含量为13-15%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程。
优选地，本发明中所述步骤（1）中原矿中铜含量为0.9-1.0%，硅含量为35-40%。
优选地，本发明中所述步骤（2）中的混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成。
本发明在对国内外先进选矿设备、工艺研究的基础上，结合矿石性质，发明了一种适宜于沉积-改造型砂砾岩铜矿的选矿工艺。通过采用半自磨磨矿工艺、机柱联合浮选工艺、混合用药药剂制度等技术措施，形成“提铜降硅”新技术工艺。该工艺对保持和改善生态环境、提高矿产资源利用率、促进矿山可持续发展具有重大的意义，具体体现在：（1）提高经济效益，采用半自磨+球磨机粗磨抛尾、机柱联合浮选，以及混合用药等工艺措施，有利于实现铜精矿中铜含量的提高和硅含量降低的技术指标，同时也有利于降低选矿成本，从而提高矿山经济效益的目的。（2）减少尾矿排放，由于粗磨抛尾，选矿尾砂中粗颗粒含量明显增加，有利于提高尾砂充填过程中尾砂充填利用率，减少尾矿排放，缓解尾砂堆放的安全和环保难题。
本发明一方面采用半自磨+球磨（sab）磨矿流程，设备大型高效，对黏性、含水率高的矿物磨矿效果更适应；另一方面原矿扫选后抛尾，粗精矿再磨浮选回收铜矿物。粗选采用浮选机，同时利用混合用药的“协同作用”强化捕收铜矿物，精选利用浮选柱适宜于选别微细粒矿物的特性，采用浮选柱代替传统的浮选机，进一步实现精矿品位、回收率双提高。经过现场工业生产实践证明，在入选原矿含铜0.9-1.0%时，采用该技术工艺可以使铜精矿品位达40-45%，选铜回收率达到90%以上，浮选铜精矿中硅的含量控制在14%左右，技术指标较为理想，有利于后续冶炼实现精料方针。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
参见图1，本实施例的一种提铜降硅的选矿工艺，原矿经过粗碎后进入半自磨机和球磨机磨矿，得到合格的原矿矿浆，原矿矿浆经过浮选机粗扫选后，得到粗选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿送入尾矿充填系统，粗选精矿进入球磨机再磨，得到合格的粗选精矿矿浆，粗选精矿矿浆再经过浮选柱精选，得到浮选铜精矿；
具体步骤如下：
（1）原矿碎磨作业：将粒径≤700mm的原矿经过破碎机粗碎至250mm以下，所述原矿中铜含量为0.97%，硅含量为37.23%；粗碎后的原矿送入半自磨机中进行磨矿，控制磨矿浓度为78%，将粒径≤250mm的原矿磨至2mm以下，在半自磨机与圆筒筛组成的闭路磨矿分级流程中，粒径大于2mm的矿浆返回至半自磨机中再次进行磨矿，粒径≤2mm的矿浆经圆筒筛送入旋流器中进行分级，在旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中，控制磨矿浓度为72%，粒径＞0.074mm的矿浆经旋流器沉砂后返回至球磨机再次进行磨矿，旋流器溢流得到溢流细度60%的合格原矿矿浆，控制溢流浓度为32%；
（2）原矿粗扫选作业：合格原矿矿浆经旋流器溢流至粗选浮选机中进行粗选，控制浮选矿浆浓度为29%，矿浆的ph=7.2，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为80g/t，所述混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成，再加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为60g/t，收集上层的矿物，得到粗选精矿，沉于下层的矿物为粗选尾矿；粗选尾矿自流至扫选浮选机进行扫选，先加入活化剂硫化钠，所述硫化钠的加入量为500g/t，再加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为60g/t，所述混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成，最后加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为40g/t，收集浮于上层的矿物，泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程，沉于下层的矿物为扫选尾矿，送入尾矿充填系统；
（3）粗选精矿再磨作业：粗选精矿泵送至旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中进行磨矿分级，将粗选精矿再磨至粒径≤0.043mm，控制磨矿浓度为68%，粒径＞0.043mm的矿浆经旋流器沉砂后的矿浆返回至球磨机再磨，旋流器溢流得到粒径≤0.043mm85%合格的粗选精矿矿浆，控制溢流浓度为26%；
（4）粗选精矿精选作业：合格的粗选精矿矿浆经旋流器溢流至浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为23%，矿浆的ph=7.2，收集上层的浮选铜精矿，所述浮选铜精矿中铜的品位为42.27%，铜的回收率为90.52%，硅含量为14.21%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程。
将本实施例的原矿铜含量为0.97%，硅含量为37.23%，使用传统工艺（碎矿采用两段一闭路流程，碎矿产品经一段闭路磨矿后，再通过“二粗二扫二精”浮选流程，得到铜精矿产品）进行选矿，选矿完成后，得到铜精矿中铜的品位为24.45%，铜的回收率为89.65%，硅含量为26.13%；用本实施例的选矿工艺进行选矿，达产达标后年增产矿山铜在60t以上，精矿冶金成本降低50元/t，年增效益高达250万元以上。由此可见，本实施例的一种提铜降硅的选矿工艺，综合选矿成本低，铜精矿中铜的品位高，铜的回收率高，且硅含量适中，说明本实施例的选矿工艺为最佳。
实施例2
参见图1，本实施例的一种提铜降硅的选矿工艺，原矿经过粗碎后进入半自磨机和球磨机磨矿，得到合格的原矿矿浆，原矿矿浆经过浮选机粗扫选后，得到粗选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿送入尾矿充填系统，粗选精矿进入球磨机再磨，得到合格的粗选精矿矿浆，粗选精矿矿浆再经过浮选柱精选，得到浮选铜精矿；
具体步骤如下：
（1）原矿碎磨作业：将粒径≤700mm的原矿经过破碎机粗碎至250mm以下，所述原矿中铜含量为0.91%，硅含量为35.8%；粗碎后的原矿送入半自磨机中进行磨矿，控制磨矿浓度为75%，将粒径≤250mm的原矿磨至2mm以下，在半自磨机与圆筒筛组成的闭路磨矿分级流程中，粒径大于2mm的矿浆返回至半自磨机中再次进行磨矿，粒径≤2mm的矿浆经圆筒筛送入旋流器中进行分级，在旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中，控制磨矿浓度为70%，粒径＞0.074mm的矿浆经旋流器沉砂后返回至球磨机再次进行磨矿，旋流器溢流得到溢流细度为60%的合格原矿矿浆，控制溢流浓度为30%；
（2）原矿粗扫选作业：合格原矿矿浆经旋流器溢流至粗选浮选机中进行粗选，控制浮选矿浆浓度为28%，矿浆的ph=7.0，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为75g/t，所述混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成，再加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为65g/t，收集上层的矿物，得到粗选精矿，沉于下层的矿物为粗选尾矿；粗选尾矿自流至扫选浮选机进行扫选，先加入活化剂硫化钠，所述硫化钠的加入量为490g/t，再加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为55g/t，所述混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成，最后加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为38g/t，收集浮于上层的矿物，泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程，沉于下层的矿物为扫选尾矿，送入尾矿充填系统；
（3）粗选精矿再磨作业：粗选精矿泵送至旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程进行磨矿分级，将粗选精矿再磨至粒径≤0.043mm，控制磨矿浓度为65%，粒径＞0.043mm的矿浆经旋流器沉砂后的矿浆返回至球磨机再磨，旋流器溢流得到粒径≤0.043mm85%合格的粗选精矿矿浆，控制溢流浓度为25%；
（4）粗选精矿精选作业：合格的粗选精矿矿浆经旋流器溢流至浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为20%，矿浆的ph=7.0，收集上层的浮选铜精矿，所述浮选铜精矿中铜的品位为44.32%，铜的回收率为92.32%，硅含量为14.78%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程。
实施例3
参见图1，本实施例的一种提铜降硅的选矿工艺，原矿经过粗碎后进入半自磨机和球磨机磨矿，得到合格的原矿矿浆，原矿矿浆经过浮选机粗扫选后，得到粗选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿送入尾矿充填系统，粗选精矿进入球磨机再磨，得到合格的粗选精矿矿浆，粗选精矿矿浆再经过浮选柱精选，得到浮选铜精矿；
具体步骤如下：
（1）原矿碎磨作业：将粒径≤700mm的原矿经过破碎机粗碎至250mm以下，所述原矿中铜含量为0.99%，硅含量为39.8%；粗碎后的原矿送入半自磨机中进行磨矿，控制磨矿浓度为80%，将粒径≤250mm的原矿磨至2mm以下，在半自磨机与圆筒筛组成的闭路磨矿分级流程中，粒径大于2mm的矿浆返回至半自磨机中再次进行磨矿，粒径≤2mm的矿浆经圆筒筛送入旋流器中进行分级，在旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中，控制磨矿浓度为75%，粒径＞0.074mm的矿浆经旋流器沉砂后返回至球磨机再次进行磨矿，旋流器溢流得到溢流细度为60%的合格原矿矿浆，控制溢流浓度为35%；
（2）原矿粗扫选作业：合格原矿矿浆经旋流器溢流至粗选浮选机中进行粗选，控制浮选矿浆浓度为30%，矿浆的ph=7.5，先加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为85g/t，所述混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成，再加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为65g/t，收集上层的矿物，得到粗选精矿，沉于下层的矿物为粗选尾矿；粗选尾矿自流至扫选浮选机进行扫选，先加入活化剂硫化钠，所述硫化钠的加入量为510g/t，再加入捕收剂混合黄药，所述混合黄药的加入量为55g/t，所述混合黄药是由丁基黄药与丁铵黑药按照质量比为4:1组成，最后加入起泡剂2号油，所述2号油的加入量为42g/t，收集浮于上层的矿物，泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程，沉于下层的矿物为扫选尾矿，送入尾矿充填系统；
（3）粗选精矿再磨作业：粗选精矿泵送至旋流器与球磨机组成的闭路磨矿分级流程中进行磨矿分级，将粗选精矿再磨至粒径≤0.043mm，控制磨矿浓度为70%，粒径＞0.043mm的矿浆经旋流器沉砂后的矿浆返回至球磨机再磨，旋流器溢流得到粒径≤0.043mm85%合格的粗选精矿矿浆，控制溢流浓度为28%；
（4）粗选精矿精选作业：合格的粗选精矿矿浆经旋流器溢流至浮选柱中进行精选，控制精选矿浆浓度为25%，矿浆的ph=7.5，收集上层的浮选铜精矿，所述浮选铜精矿中铜的品位为40.83%，铜的回收率为92.31%，硅含量为13.98%，沉于下层的矿物为浮选中矿，浮选中矿泵送至粗选浮选机形成循序返回闭路浮选流程。