专利名称：一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法
一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法
技术领域
本发明属于矿物加工领域，涉及一种选矿方法，尤其是一种对硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法；背景技术
多年来，国内外硫化铜矿山要么采用铜硫混合浮选分离工艺，铜硫分离难，铜精矿品位难以保证；要么采用优先浮选工艺，硫因受到强烈抑制难以回收，伴生元素回收率不高；本发明针对低品位硫化矿品位低、氧化程度高、网状浸染嵌布的特点，提供一种低品位硫化铜低碱浮选新工艺，提高了铜精矿品位，同时降低了石灰用量，保证了伴生资源钥的回收；发明内容
本发明利用铜硫钥矿物间可浮性差异，通过流程结构、药剂条件、以及大规格浮选机和浮选柱联合作业三方面的结合，研制硫化铜矿精选段浮选工艺，实现了对大部分已单体解离铜矿物及富连生体铜矿物的选择性捕收，降低了石灰用量，提高了铜的品位及回收率，而且大幅度提高了钥回收率，节省浮选能耗； 本发明通过以下技术方案实现:在已有的低品位硫化铜矿低碱介质中铜硫分离的选矿工艺的基础上，通过流程结构、药剂条件、以及大规格浮选机和浮选柱联合作业三方面的结合，研制硫化铜矿精选段浮选工艺，对不同性质的给矿，营造各自适宜的浮选环境，使大部分铜钥矿物在快速浮选作业中上浮，而硫因受到极轻微的抑制，很容易在后续的作业中被回收； 具体方法如下: 一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法，其特征在于，流程结构、药剂条件、以及大规格浮选机和浮选柱联合作业三方面的结合，所述方法包括快速浮选、混合浮选及精选段浮选流程三部分； 1、所述快速浮选流程由一次粗选一次精选组成，具体工艺步骤如下: A、低品位硫化矿经一段闭路磨矿形成-200目占62-65%的磨矿产品；B、A步骤产品进入快速浮选，经一次粗选产出粗精矿KB，尾矿XB进入粗选段浮选流程;C、B步骤产品粗精矿B进入一次精选，产出一步精矿KZl，尾矿XC进入精选段浮选流程;其中，B步骤所加入的药剂为调整剂石灰(pH值7.0)，捕收剂为硫胺脂类AP 10-20 g/t,起泡剂111#或其它2#油等醚醇类；C步骤所加入的药剂为调整剂石灰(pH值9.0)； 2、所述混合浮选流程由一次铜硫混合粗选、两次扫选组成，具体工艺步骤如下: D、B步骤产品尾矿C进入铜硫混合粗选，产出粗精矿KD，尾矿XD进入两次扫选. E、D步骤产品尾矿XD进入两次扫选，扫选中矿返回D步骤，扫选尾矿丢弃至尾矿库； F、D步骤产品粗精矿KD进入分级再磨，形成-200目占80-95%的磨矿产品KF，进入精选段浮选流程； 其中，D步骤所加入的药剂为捕收剂乙丁基黄药25-40 g/t;E步骤所加入的药剂为捕收剂乙丁基黄药5-20 g/t ； 3、所述精选段浮选流程由一次粗选、两次精选、三次扫选组成，具体工艺步骤如下: G、F步骤产品KF进入一次粗选，产出粗精矿KG，尾矿XG进入扫选.H、G步骤产品KG进入两次精选，产出二步精矿KZ2，尾矿XH返回F步骤； 1、C步骤产品尾矿XC进入扫选，扫选中矿返回F步骤，扫选尾矿进入J步骤； J、XG、XH进入2次扫选，扫选中矿返回G步骤，扫选尾矿进入硫回收环节，不在此叙述； 其中，F步骤所加入的药剂为调整剂石灰(pH值9.0).1、H步骤所加入的药剂为调整剂石灰(pH值10-12) J步骤所加入的药剂为捕收剂AP 1-5 g/t。
一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法，所述精选段浮选流程分为一步精选、二步精选和再磨系统；一步精选包括一段浮选柱精选和一次浮选机精扫，浮选柱精选采用3台Φ4.27m的浮选柱,精扫作业采用四台70 m3的浮选机,分两列布置,每列两槽；二步精选包括一段浮选柱分离粗选、两段浮选柱精选和两次浮选机精扫，分离柱粗选采用5台Φ4.27m的浮选柱,二步精选一采用3台Φ4.27m的浮选柱,二步精选二采用2台4.27m的浮选柱，二步精扫共采用14槽70 m3的浮选机，分两列布置，每列7槽，其中扫选一 4槽，扫选二 3槽；再磨和分级系统使用3台现有的球磨机，两开一备，分级系统设有预先分级和检查分级两个单独的作业，预先分级采用两组旋流器组，其中一组Φ 380-12旋流器组处理两个200 m3浮选系列的矿浆，一组Φ 380-5旋流器组处理160 m3浮选系列的矿浆，检查分级采用三组Φ 380-7旋流器组与三台再磨球磨机配套，也是两组工作，一组备用。
本发明在快速浮选粗选作业和粗选段浮选首次使用了 200m3大型浮选机(KYF-200)，精选段扫选作业首次使用了 70m3大型浮选机(KYF-70)，快速精选及精选段粗、精选作业使用浮选柱(Φ4.27mX 12m)，根据各作业的特点选用合适的设备，同时大型浮选设备的使用节省能耗； 本发明的有益效果如下: 1、本发明针对低品位硫化矿品位低、氧化程度高、网状浸染嵌布的特点，提供一种低品位硫化铜浮选新工艺；快速浮选粗精矿，含黄铁矿极少、铜矿物主要是单体和富连生体，在弱碱环境中精选，节省了石灰，同时保证了伴生元素的回收；混合浮选粗精矿，含大量的黄铁矿、较多的铜贫连生体，采用再磨高碱分离工艺，使铜具有较高的品位和回收率；大部分铜不经再磨直接产出，减少了进入再磨的矿量，节省能耗； 2、降低了石灰用量，保证了伴生资源钥的回收，成功解决了铜精矿品位低、钥资源流失严重的难题，大大降低了钥的边界品位，扩大了资源入选的范围，显著提高了资源利用率，极大地提高了钥的综合利用水平，经济及社会效益显著； 3、本发明在快速浮选粗选作业和粗选段浮选首次使用了200m3大型浮选机(KYF-200)，精选段扫选作业首次使用了 70m3大型浮选机(KYF-70)，快速精选及精选段粗、精选作业使用浮选柱(Φ4.27mX 12m)，根据各作业的特点选用合适的设备，同时大型浮选设备的使用节省能耗；
具体实施例方式江西铜业公司德兴铜矿大山选矿厂实际生产能力达9.2万t/d，处理铜厂和富家坞矿区矿石，矿石中有益成分以铜为主，并且伴生有钥、金、银和硫等有益组分及铼、硒、碲、铋、钼、钯等稀有金属；
钥是德兴铜矿两个矿区矿石的主要伴生元素，其矿物也是铼等稀有金属的主要载体矿物；随着金属价格的提高，如何在充分回收铜的同时加强钥等伴生元素的回收是提高经济效益的一个重要课题，具有重大的经济意义；
工艺流程:粗选段浮选流程由一次粗选、一次铜硫混合粗选、两次扫选组成，一次粗选产出的粗精矿经两段浮选柱选别得到钥铜混合精矿，铜硫混合粗选产出的粗精矿经再磨后再进行三段浮选柱选别得到铜精矿，浮选柱的尾矿采用浮选机进行扫选；
精选段浮选流程分为一步精选、二步精选和再磨系统；一步精选包括一段浮选柱精选和一次浮选机精扫，浮选柱精选采用3台Φ4.27m的浮选柱,精扫作业采用四台70 m3的浮选机，分两列布置，每列两槽；二步精选包括一段浮选柱分离粗选、两段浮选柱精选和两次浮选机精扫，分离柱粗选采用5台Φ4.27m的浮选柱,二步精选一采用3台Φ4.27m的浮选柱，二步精选二采用2台4.27m的浮选柱，二步精扫共采用14槽70 m3的浮选机，分两列布置，每列7槽，其中扫选一 4槽，扫选二 3槽；再磨和分级系统使用3台现有的球磨机(两开一备)，分级系统设有预先分级和检查分级两个单独的作业，预先分级采用两组旋流器组，其中一组Φ 380-12旋流器组处理两个200 m3浮选系列的矿浆，一组Φ 380-5旋流器组处理160 m3浮选系列的矿浆，检查分级采用三组Φ 380-7旋流器组与三台再磨球磨机配套，也是两组工作，一组备用；
工艺特点:本发明的精选段选矿工艺为快速浮选浮铜一铜硫混合浮选一铜硫分离流程，经过大山选矿厂几年的生产检验，显示出了一些优越性:(I)利用铜矿物之间可浮性及浮选动力学差异，大部分铜在快速粗选作业中上浮，少部分铜和绝大部分的硫在混合浮选(粗二)中上浮，实现了大部分铜矿物的快速浮选，使大部分铜得到了早收；(2)快速浮选粗选采用AP作捕收剂，得到粗精矿含铜11.18%、含硫10.85%、铜回收率64.78%，黄铁矿基本上没有上浮，说明AP捕收剂对铜的捕收能力强、对硫的捕收能力弱，具有非常强的选择性；
(3)采用分别精选工艺；对不同性质的给矿，营造各自适宜的浮选环境:快速浮选粗精矿，含黄铁矿极少，不需要再磨，铜矿物主要是单体和富连生体，在弱碱环境中精选节省了石灰，获得了一个含铜28.30%的高品位铜精矿，同时保证了伴生元素的回收(快速浮选铜精矿中金回收率为35.98%、钥回收率为50.16%);混合浮选粗精矿(粗二精矿)，含大量的黄铁矿、较多的铜贫连生体，采用再磨高碱分离工艺，使铜具有较高的品位和回收率；(4)分别精选工艺把一部分铜不经再磨直接产出，减少了进入再磨的矿量，改善了二段作业给矿的粒度特性，同时，一部分粗粒铜矿物直接进入铜精矿，改善了铜精矿的粒度分布，有利于铜精矿的脱水过滤；(5)本发明工艺提高了钥的回收率、降低了钥的边界品位，提高了钥的综合利用水平；在钥铜等可浮阶段，选用对钥矿物选择性强的捕收剂，可以尽可能提高粗精矿中钥的品位和回收率，从而最大限度地提高钥的回收效果；工艺优先考虑了钥等伴生元素的回收，使钥等伴生元素的回收效果得到了明显的提高，而铜的回收水平也得到了改善，真正实现了铜及伴生元素回收效果的“双提高”，因此该工艺是迄今为止最佳的处理德兴矿石的浮选工艺； 生产效果:2010及2011年大山选矿厂主要生产经济技术指标如表所示: 主要生产经济技术指标
权利要求
1.一种硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法，其特征在于，所述方法包括快速浮选、混合浮选及精选段浮选流程三部分； 所述快速浮选流程由一次粗选一次精选组成，具体工艺步骤如下: A、低品位硫化矿经一段闭路磨矿形成-200目占62-65%的磨矿产品； B、A步骤产品进入快速浮选，经一次粗选产出粗精矿KB，尾矿XB进入粗选段浮选流程; C、B步骤产品粗精矿B进入一次精选，产出一步精矿KZl，尾矿XC进入精选段浮选流程; 其中，B步骤所加入的药剂为调整剂石灰，pH值7.0 ;捕收剂为硫胺脂类AP 10-20 g/t,;起泡剂为111#或其它2#油等醚醇类；C步骤所加入的药剂为调整剂石灰，pH值9.0 ;所述混合浮选流程由一次铜硫混合粗选、两次扫选组成，具体工艺步骤如下: D、B步骤产品尾矿C进入铜硫混合粗选，产出粗精矿KD，尾矿XD进入两次扫选； E、D步骤产品尾矿XD进入两次扫选，扫选中矿返回D步骤，扫选尾矿丢弃至尾矿库； F、D步骤产品粗精矿KD进入分级再磨，形成-200目占80-95%的磨矿产品KF，进入精选段浮选流程； 其中，D步骤所加入的药剂为捕收剂乙丁基黄药25-40 g/t;E步骤所加入的药剂为捕收剂乙丁基黄药5-20 g/t ； 所述精选段浮选流程由一次粗选、两次精选、三次扫选组成，具体工艺步骤如下: G、F步骤产品KF进入一次粗选，产出粗精矿KG，尾矿XG进入扫选； H、G步骤产品KG进入两次精选，产出二步精矿KZ2，尾矿XH返回F步骤； 1、C步骤产品尾矿XC进入扫选，扫选中矿返回F步骤，扫选尾矿进入J步骤； J、XG、XH进入2次扫选，扫选中矿返回G步骤，扫选尾矿进入硫回收环节，不在此叙述； 其中，F步骤所加入的药剂为调整剂石灰，pH值9.0 ;1、H步骤所加入的药剂为调整剂石灰，PH值10-12 J步骤所加入的药剂为捕收剂AP 1-5 g/t。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于:所述精选段浮选流程分为一步精选、二步精选和再磨系统；一步精选包括一段浮选柱精选和一次浮选机精扫，浮选柱精选采用3台Φ4.27m的浮选柱，精扫作业采用四台70 m3的浮选机，分两列布置，每列两槽；二步精选包括一段浮选柱分离粗选、两段浮选柱精选和两次浮选机精扫，分离柱粗选采用5台Φ4.27m的浮选柱，二步精选一采用3台Φ4.27m的浮选柱,二步精选二采用2台4.27m的浮选柱，二步精扫共采用14槽70 m3的浮选机，分两列布置，每列7槽，其中扫选一 4槽，扫选二 3槽；再磨和分级系统使用3台现有的球磨机，两开一备，分级系统设有预先分级和检查分级两个单独的作业，预先分级采用两组旋流器组，其中一组Φ 380-12旋流器组处理两个200m3浮选系列的矿浆，一组Φ 380-5旋流器组处理160 m3浮选系列的矿浆，检查分级采用三组Φ 380-7旋流器组与三台再磨球磨机配套，也是两组工作，一组备用。
全文摘要
本发明属于矿物加工领域，涉及一种选矿方法，尤其是一种对硫化铜矿铜及其伴生元素的精选方法。所述方法包括快速浮选、混合浮选及精选段浮选流程三部分；所述快速浮选流程由一次粗选一次精选组成，所述混合浮选流程由一次铜硫混合粗选、两次扫选组成，所述精选段浮选流程由一次粗选、两次精选、三次扫选组成。本发明的有益效果在于本发明快速浮选粗精矿，含黄铁矿极少、铜矿物主要是单体和富连生体，在弱碱环境中精选，节省了石灰，同时保证了伴生元素的回收；混合浮选粗精矿，含大量的黄铁矿、较多的铜贫连生体，采用再磨高碱分离工艺，使铜具有较高的品位和回收率。
文档编号B03B1/00GK103170409SQ20131009685
公开日2013年6月26日 申请日期2013年3月25日 优先权日2013年3月25日
发明者谢捷敏, 洪建华, 汪中伟, 罗时军, 余玮, 谢卫红, 张红华 申请人:江西铜业股份有限公司