低品位硫化铜矿的选矿方法
【技术领域】
[0001] 本发明涉及一种选矿方法，特别涉及一种低品位硫化铜矿的选矿方法，适于处理 嵌布粒度不均勾的含贵金属的硫化铜矿物的浮选应用。
【背景技术】
[0002] 低品位硫化铜矿选别工艺有浮选分离和湿法浸出两种。湿法浸出工艺具有节约能 源、伴生有价元素综合利用率高等优点，但受环境保护、气候条件、矿石性质、过程控制等因 素制约。浮选分离工艺主要以优先、混合一优先及等可浮流程浮选流程为主，复杂矿石有时 采用阶段磨矿、阶段选别、中矿单独处理及泥一砂分选等。结晶粒度小，堪布特征复杂的硫 化铜矿采用磨矿（细磨）一优先浮选工艺难于保障铜精矿产品铜的回收率，特别是伴生贵 金属的有效回收；采用磨矿（粗磨）一浮选一粗精矿再磨工艺流程，粗精矿中本已单体解离 的铜矿物在再磨过程中，易被过磨至浮选粒度下限且表面被污染而难于回收。另外，常常通 过添加活化剂改变浮选体系电位以增强铜矿的可浮性，达到增加铜金属元素的回收率，而 活化剂用量的大小直接影响最终指标。
[0003] 可见，针对嵌布粒度细，伴生贵金属的铜硫矿石，开发出选别效果好、适应性能强、 单位成本低的选矿工艺高效回收铜、金等有价元素，有利于提高资源综合利用率，有利于增 加企业的竞争力。
[0004] 为此寻求一种低品位硫化铜矿的选矿方法就显得尤为迫切。
【发明内容】
[0005] 本发明的任务是为了克服现有技术的不足，提供一种低品位硫化铜矿的选矿方 法。提供一种能提高铜元素金属回收率，并能最大程度的附带回收伴生贵金属的选矿方法， 提高低品位铜矿资源利用率.
[0006] 本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
[0007] 低品位硫化铜矿的选矿方法，依次按如下顺序工艺步骤与条件进行：
[0008] (1)磨矿：以下均按每吨原矿干重计，将原矿按质量比1:0. 6加入7K，再添加石灰 1000~1500g、丁铵黑药5~6g进行磨矿，得到细度为-〇. 074mm占55. 0~60. 0 %的矿粒 粉A矿浆；
[0009] (2)闪速浮选：调节磨矿的矿粒粉A矿衆pH至8~9,添加 MIBC10~20g进行闪 速浮选，得到铜精矿A和闪速浮选尾矿；
[0010] (3)粗选I :向闪速浮选尾矿添加改性丁铵黑药15~20g、MIBC10~20g进行粗 选I，得到粗选I精矿和粗选I尾矿；
[0011] ⑷粗选II :粗选I尾矿添加改性丁铵黑药8~10g、MIBC5~10g进行粗选II，得 到粗选II精矿和粗选II尾矿；
[0012] (5)再磨矿：将粗选I精矿和粗选II精矿合并给入球磨机进行再磨矿，得到细度 为-0. 074mm占80. 0~85. 0 %的矿粒粉B矿浆；
[0013] (6)精选I :向再磨后的矿粒粉B矿衆添加石灰500~600g调节pH值至9~10， 再添加水玻璃350~400g进行精选I，得到精选I精矿和精选I尾矿；
[0014] (7)精选II :对精选I精矿不添加任何药剂进行精选II，得到铜精矿和精选II尾 矿；
[0015] (8)扫选I :向粗选II尾矿添加硫化钠 10~20g、丁铵黑药5~10g、MIBC5~10g 进行扫选I，得到扫选I精矿和扫选I尾矿；
[0016] (9)扫选II :向扫选I尾矿添加丁铵黑药5~10g、MIBC5~10g进行扫选II，得到 扫选II精矿和最终尾矿。
[0017] 本发明所涉及的百分比均为重量百分比。
[0018] 与现有技术相比具有以下优点和效果：
[0019] 1.目的矿物浮选效率高，可浮性好及已单体解离的目的矿物优先回收，可避免伴 生贵金属在回路中的富集和过粉碎现象发生。基于捕收剂加入磨机粗磨-闪速浮选联合工 艺能有效的避免目的矿物过磨，充分回收已单体解离的目的矿物并保证其质量。捕收剂入 磨机一方面能使捕收剂丁铵黑药及时有效的作用于目的矿物的新鲜表面，起到预先保护作 用，同时可延长其作用时间，适应部分目的矿物浮游性能慢这一特点，提高目的矿物浮选效 率；另一方面粗磨可以避免已单体解离的目的矿物颗粒因过磨而造成的矿泥损失，通过闪 速浮选能将可浮性好及已单体解离的目的矿物优先回收；此外通过适当的降低磨矿细度， 可避免伴生贵金属在回路中的富集和过粉碎现象发生，提高资源综合利用率。
[0020] 2.目的矿物综合回收率高，浮选矿浆环境好，粗精矿产率高。基于产率萃取泡沫 浮选-粗精矿再磨工艺通过连生体多收-深度解离-精选分离过程获得合格精矿产品，提 高目的矿物综合回收率。改性丁铵黑药中铜萃取剂（ZJ988)能够与矿物表面铜金属离子相 互反应，并以萃合物的形式转入浮选溶液体系，增大浮选体系中单位体积的铜离子浓度，优 化浮选矿浆环境，同时能够快速作用于连生体表面，提高连生体的回收率，增大粗精矿的产 率，再通过粗精矿再磨再选工艺，获得合格铜精矿产品。
[0021] 3.已解离的目的矿物优先回收，难选铜矿物及连生体得到有效回收，确保伴生贵 金属高效回收。基于捕收剂加入磨机粗磨-闪速浮选联合工艺的应用，保证已解离的目的 矿物优先回收；萃取泡沫浮选-粗精矿再磨工艺的应用，保证难选铜矿物及连生体也得到 有效的回收，从而确保铜金属的有效回收；此外，适当放粗入选磨矿细度及MIBC的合理应 用能确保伴生贵金属高效回收。
【附图说明】
[0022] 图1是根据本发明提出的一种低品位硫化铜矿的选矿方法工艺流程图。
[0023] 附图中各标示分别表示：
[0024] 1.原矿2.矿粒粉A 3.铜精矿A 4.闪速浮选尾矿5.粗选I精矿6.粗选II精 矿7.粗选I尾矿8.粗选II尾矿9.矿粒粉B 10.扫选I精矿11.扫选I尾矿12.精选 I精矿13.铜精矿14.精选II尾矿15.精选I尾矿16.扫选II精矿17.最终尾矿a.石 灰b. 丁铵黑药c. MIBC d.改性丁铵黑药e.硫化钠 f.水玻璃
[0025] 以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
【具体实施方式】
[0026] 如图1所示，本发明的一种低品位硫化铜矿的选矿方法，依次按如下工艺步骤与 条件进行：
[0027] (1)磨矿：以下均按每吨原矿干重计，将原矿1按质量比1:0. 6加入7K，再添加石 灰alOOO~1500g、丁铵黑药b5~6g进行磨矿，得到细度为-〇. 074mm占55. 0~60. 0%的 矿粒粉A2矿浆；
[0028] ⑵闪速浮选：调节磨矿的矿粒粉A2矿浆pH至8~9,添加 MIBCclO~20g进行 闪速浮选，得到铜精矿A3和闪速浮选尾矿4 ;
[0029] (3)粗选I :向闪速浮选尾矿4添加改性丁铵黑药dl5~20g、MIBCclO~20g进 行粗选I，得到粗选I精矿5和粗选I尾矿7 ;
[0030] (4)粗选II :粗选I尾矿7添加改性丁铵黑药d8~10g、MIBCc5~10g进行粗选 II，得到粗选II精矿6和粗选II尾矿8 ;
[0031] (5)再磨矿：将粗选I精矿5和粗选II精矿6合并给入球磨机进行再磨矿，得到细 度为-0. 074mm占80. 0~85. 0 %的矿粒粉B9矿浆；
[0032] (6)精选I :向再磨后的矿粒粉B9矿衆添加石灰a500~600g调节pH值至9~ 10,再添加水玻璃f350~400g进行精选I，得到精选I精矿12和精选I尾矿15 ;
[0033] (7)精选II :对精选I精矿12不添加任何药剂进行精选II，得到铜精矿13和精选 II尾矿14 ;
[0034] (8)扫选I :向粗选II尾矿8添加硫化钠 elO~20g、丁铵黑药b5~10g、MIBCc5~ l〇g进彳丁扫选I，得到扫选I精矿10和扫选I尾矿11 ;
[0035] (9)扫选II :向扫选I尾矿11添加丁铵黑药b5~10g、MIBCc5~10g进行扫选II， 得到扫选II精矿16和最终尾矿17。
[0036] 所述的改性丁铵黑药d由丁铵黑药与铜萃取剂ZJ988按质量比2:1复配而成。
[0037] 所述的精选I尾矿15返回粗选II再选。
[0038]