一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法与流程

本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法。

背景技术：

浮选是处理硫化铜矿常用的选矿方法，使用范围广，药剂成本低。但对于微细粒嵌布的硫化铜矿，使用单一浮选法回收铜的指标通常较差。微细粒嵌布的硫化铜矿，特别是粗细不均匀嵌布的硫化铜矿，一般都采用阶段磨选的工艺流程，对于嵌布粒度较粗的硫化铜矿则采用粗磨配合常规浮选工艺回收铜矿物，这种方法需要多次精选才可获得高品位铜精矿。对于嵌布粒度微细，甚至小于10μm的铜矿物，即使采用超细磨工艺使其解离，其浮选回收效果也较差，其原因在于矿石经细磨后，会产生大量微细粒矿粉，导致浮选矿浆含泥多，浮选过程中泡沫产品易夹带脉石一起上浮，导致精矿品位不高。此外，浮选过程中细颗粒较多，易产生泥化现象，闭路试验常常由于中矿返回导致矿泥累计，浮选环境恶化，严重影响分选效果和精矿质量。因此，有必要开发一种新工艺，可高效处理微细粒难分选的浮选中矿，以提高资源利用率。

技术实现要素：

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法，可以解决微细粒硫化铜矿在实际生产过程中，细粒部分难解离、易过磨、回收指标差的问题，消除中矿矿泥顺序返回对试验指标的影响，提高低品位难分选中矿的回收指标，降低有用矿物损失率，提高资源综合利用率。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法，包括如下步骤：

s1、将原矿加入棒磨机粗磨，在磨矿时间到达前3-5分钟，向棒磨机中加入捕收剂，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂120-150g；

s2、将步骤s1中磨矿完成得到的磨矿产品给入浮选机，调节矿浆浓度为25-30％，向浮选机添加起泡剂，按原矿干重计，每吨原矿加入起泡剂50-70g；进行3-5分钟粗选作业，获得铜粗精矿和粗选尾矿；

s3、对步骤s2获得的铜粗精矿进行一段空白快速精选作业，矿浆浓度为8-12％，获得高品位铜精矿一和中矿一；

对步骤s2中获得的粗选尾矿进行1-3段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，各段扫选作业的扫选中矿合并为中矿二，最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿一；每段扫选作业中，按每吨原矿的干重计加入15-30g捕收剂和5-15g起泡剂；

s4、将中矿一与中矿二合并进行超细磨，并在超细磨机内加入脉石抑制剂古尔胶，按每吨原矿的干重计加入古尔胶50-100g，得到超细磨产品；

s5、步骤s4得到的超细磨产品给入浮选机，调节超细磨产品的矿浆浓度为5-10％，按每吨原矿的干重计加入40-45g捕收剂和10-20g起泡剂，然后进行超细磨粗选作业，获得超细磨粗选精矿和超细磨粗选尾矿；

s6、对步骤s5所得的超细磨粗选精矿进行2-3段空白精选，每段空白精选的矿浆浓度为3-5％，各段空白精选均得到超细磨精选泡沫产品和剩余矿物，超细磨精选泡沫产品进入下一段空白精选，最后一段空白精选得到的超细磨精选泡沫产品为低品位铜精矿二；各段空白精选的剩余矿物合并为中矿三；

步骤s5所得的超细磨粗选尾矿进行1-2段扫选作业，各段扫选作业均得到超细磨扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，每段扫选作业的超细磨扫选中矿合并为中矿四，最后一段扫选作业的剩余矿物为尾矿二；每段扫选作业中，按原矿的干重计，每吨原矿加入10-15g捕收剂和5-10g起泡剂；

s7、生物搅拌浸出提铜：将中矿三和中矿四合并，加入中温菌或中等嗜热菌进行生物搅拌浸出，浸出温度35℃-45℃，浸出ph为1.5-1.8，浸出时间为1天-3天，浸出液经萃取电积得到阴极铜。

进一步地，所述捕收剂采用黄原酸盐类捕收剂。

更进一步地，所述捕收剂为异丁基黄原酸钾。

进一步地，所述起泡剂为醇类起泡剂。

更进一步地，所述起泡剂为起泡剂senfroth522。

进一步地，步骤s1中将原矿加入棒磨机粗磨至细度为-74μm占80-85％。

进一步地，步骤s3的空白快速精选作业的时间为1-2分钟。

进一步地，步骤s4中采用的超细磨机为艾砂磨机。

进一步地，所述超细磨产品的磨矿细度为-10μm占80％以上。

本发明的有益效果在于：

(1)本发明采用“粗磨+粗精矿快速精选”技术，通过粗磨过程中添加捕收剂异丁基黄原酸钾，实现对嵌布粒度粗细不同的铜矿物进行分步解离、分步矿化，提高药剂在目的矿物表面的作用效率，优先快速回收已解离的粗粒铜矿物，避免其在流程中重复循环，既减少了后续工艺的浮选压力，缩短了工艺流程，又避免过磨，提高高品位铜精矿的回收率，实现尽收早收的目标。

(2)本发明采用“超细磨+中矿全开路浮选”技术，利用艾砂磨机的选择性磨矿原理，对中矿进行超细磨，在实现细粒铜矿物已基本解离的条件下，生产出不欠磨不过磨的微细粒产品，可有效提高微细粒铜矿的浮选回收率；同时开路浮选工艺避免了细粒矿物泥化返回原流程恶化浮选环境。超细磨过程添加古尔胶作为黏土、滑石等脉石矿物抑制剂，可有效减少细磨过程中产生的纳米脉石矿物粘附包裹在硫化铜矿物表面，使硫化铜矿物的可浮性降低。

(3)生物浸出工艺，巧妙利用低品位难分选中矿粒度细、铜矿物已基本解离的特点，结合中温菌或中等嗜热菌高效氧化硫化铜矿物的特性，对超细磨低品位中矿进行生物搅拌浸出，可快速溶解浸出微细粒铜矿物，浸出指标高，浸出速度快，弥补了浮选工艺在处理低品位微细粒嵌布铜矿物方面的不足，提高了资源利用率。

附图说明

图1为本发明方法的总体流程示意图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

一种处理微细粒硫化铜矿的选冶联合方法，如图1所示，包括如下步骤：

s1、将原矿加入棒磨机磨矿至细度为-74μm占80-85％，在磨矿时间到达前3-5分钟，向棒磨机中加入捕收剂异丁基黄原酸钾(senmin(pty)ltd生产)，按原矿干重计，每吨原矿加入捕收剂120-150g；

s2、将步骤s1中磨矿完成得到的磨矿产品给入浮选机，调节磨矿产品的矿浆浓度至25-30％，向浮选机添加起泡剂sf522(senmin(pty)ltd生产，全称为senfroth522)，按原矿干重计，每吨原矿加入起泡剂50-70g；进行3-5分钟粗选作业，获得铜粗精矿和粗选尾矿；

s3、调节铜粗精矿的矿浆浓度为8-12％并进行一段空白快速精选(1-2分钟)作业，获得高品位铜精矿一和中矿一；

对步骤s2中获得的粗选尾矿进行1-3段扫选作业，每段扫选作业均得到扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业；最后一段扫选作业得到的剩余矿物为尾矿一，各段扫选作业的扫选中矿合并为中矿二；每段扫选作业中，按原矿的干重计，每吨原矿加入15-30g捕收剂和5-15g起泡剂；

s4、将中矿一与中矿二合并给入艾砂磨机内，并在艾砂磨机内加入脉石抑制剂古尔胶，按原矿的干重计，每吨原矿加入古尔胶50-100g；利用艾砂磨机磨矿至细度为-10μm占80％以上，得到超细磨产品；

s5、步骤s4得到的超细磨产品给入浮选机，调节超细磨产品的矿浆浓度至5-10％，按原矿的干重计每吨原矿加入40-45g捕收剂和10-20g起泡剂，然后进行超细磨粗选作业，获得超细磨粗选精矿和超细磨粗选尾矿；

s6、对步骤s5所得的超细磨粗选精矿进行2-3段空白精选，各段空白精选均得到超细磨精选泡沫产品和剩余矿物，超细磨精选泡沫产品进入下一段空白精选，最后一段空白精选得到超细磨精选泡沫产品为低品位铜精矿二；各段空白精选的剩余矿物合并为中矿三；每段精选中的矿浆浓度为3-5％；

步骤s5所得的超细磨粗选尾矿进行1-2段扫选作业，各段扫选作业均得到超细磨扫选中矿和剩余矿物，剩余矿物进入下一段扫选作业，最后一段扫选作业得到的剩余矿物为尾矿二，每段扫选作业的超细磨扫选中矿合并为中矿四；每段扫选作业中，按原矿的干重计，每吨原矿加入10-15g捕收剂和5-10g起泡剂；

s7、生物搅拌浸出提铜：将中矿三和中矿四合并，加入中温菌和/或中等嗜热菌的菌液中进行生物搅拌浸出，浸出温度35℃-45℃，浸出ph为1.5-1.8，浸出时间为1天-3天，浸出液经萃取电积得到阴极铜。

需要说明的是，图1中，a表示捕收剂异丁基黄原酸钾，b表示起泡剂sf522，c表示抑制剂古尔胶，1表示中矿一，2表示中矿二，3表示中矿三，4表示中矿四。

进一步地，步骤s7中采用的菌液培养方法为：

菌液中含有acidthiobacillusferrooxidans,acidthiobacillusthiooxidans,acidthiobacilluscaldus,leptospirillumferriphilum,sulfobacillusacidophilus等中温菌/中等嗜热菌，将菌种接入含0.2-0.3g/l(nh4)2so4、0.1-0.15g/lk2po4、0.01-0.02g/lca(no3)2的培养液中搅拌1-3天，培养液和菌种的体积比为8-10:1，直至溶液电位升至795--945mv(vs.she)，得到菌液。

实施例2

国外某特大型铜矿山，铜矿物以辉铜矿、黄铜矿等硫化铜矿物为主，原矿含铜6.05％，目的矿物嵌布粒度微细，且极不均匀，采用单一浮选工艺很难取得较好的试验选矿指标。本实施例中采用实施例1所述方法进行处理，具体步骤包括：

按每吨原矿干重计，取定量的原矿加入棒磨机磨矿至细度为-74μm占85％，在磨矿时间到达前5分钟，向磨机中加入150g/t捕收剂异丁基黄原酸钾；将磨矿产品给入浮选机，调节矿浆浓度为30％，向浮选机添加70g/tsf522，进行3分钟粗选作业，获得铜粗精矿。铜粗精矿经一段空白快速精选作业获得高品位铜精矿一和中矿一，空白快速精选作业的矿浆浓度为8％，粗选尾矿进行2段扫选作业，一段扫选加入30g/t异丁基黄原酸钾和15g/tsf522，二段扫选加入10g/t异丁基黄原酸钾和5g/tsf522，获得扫选中矿和尾矿一，2段扫选得到的扫选中矿合并为中矿二。

将中矿一与中矿二合并进入超细磨，在艾砂磨机内加入脉石抑制剂古尔胶50g/t，磨矿至细度为-10μm占85％；超细磨产品给入浮选机，调节矿浆浓度为5％，加入40g/t异丁基黄原酸钾和10g/tsf522，进行超细磨粗选作业，获超细磨粗选精矿；超细磨粗选精矿进行两段空白精选，空白精选矿浆浓度为5％，获得低品位铜精矿二，超细磨精选中矿合并为中矿三。超细磨粗选尾矿进行2段扫选作业，均加入10g/t异丁基黄原酸钾和5g/tsf522，获得超细磨扫选中矿和尾矿二，两段超细磨扫选中矿合并为中矿四；将中矿三和中矿四合并进行生物搅拌浸出。浸出温度35℃，浸出ph为1.5，浸出时间为1天。浸出液经萃取电积得到阴极铜。

实施例3

青海某大型铜矿山，铜矿物以黄铜矿、铜蓝等硫化铜矿物为主，原矿含铜2.74％，目的矿物嵌布粒度微细。本实施例中采用实施例1所述方法进行处理，具体步骤包括：

按每吨原矿干重计，取定量的原矿加入棒磨机磨矿至细度为-74μm占80％，在磨矿时间到达前5分钟，向磨机中加入150g/t异丁基黄原酸钾；将磨矿产品给入浮选机，调节矿浆浓度为30％，向浮选机添加70g/tsf522，进行3分钟粗选作业，获得铜粗精矿，铜粗精矿经一段空白快速精选作业获得高品位铜精矿一和中矿一，空白快速精选作业的矿浆浓度为8％。粗选尾矿进行2段扫选作业，一段扫选加入30g/t异丁基黄原酸钾和15g/tsf522，二段扫选加入15g/t异丁基黄原酸钾和5g/tsf522，获得扫选中矿和尾矿一，两段扫选中矿合并为中矿二；将中矿一与中矿二合并进入超细磨，在超细磨机内加入脉石抑制剂古尔胶50g/t，磨矿至细度为-10μm占85％；超细磨产品给入浮选机，调节矿浆浓度为5％，加入40g/t异丁基黄原酸钾和10g/tsf522，进行超细磨粗选作业，获超细磨粗选精矿；超细磨粗选精矿进行两段空白精选，空白精选矿浆浓度为5％，获得低品位铜精矿二，超细磨精选中矿合并为中矿三；超细磨粗选尾矿进行1段扫选作业，加入10g/t异丁基黄原酸钾和5g/tsf522，获得中矿四和尾矿二；将中矿三和中矿四合并加入中温菌和/或中等嗜热菌的菌液中进行生物搅拌浸出，浸出温度45℃，浸出ph为1.8，浸出时间为3天。浸出液经萃取电积得到阴极铜。

表1

对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。