从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法
【专利摘要】本发明一种从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法，首先抑制黄铁矿，分步优先浮选铜矿物，然后在铜精矿中选择性脱除硫砷铜矿。铜精矿脱除硫砷铜矿采用再磨脱药-氧化法，以石灰与次氯酸钙调浆，以高锰酸钾的强氧化性优先氧化辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等不含砷的铜矿物，使辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等矿物表面形成亲水氧化膜而得到抑制，实现与硫砷铜矿的浮选分离，优化了铜精矿产品方案，有利于促进铜精矿销售和冶炼回收。
【专利说明】从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法 一.
【技术领域】
[0001] 本发明涉及冶炼行业，尤其涉及一种低铜高砷铜矿石的选矿方，具体说是一种从 硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法。 二.
【背景技术】
[0002] 铜精矿降砷一直是选矿领域中的一大难题。铜精矿含砷过高，将直接影响冶炼工 人的身心健康并严重污染环境，因此，冶炼厂要求铜精矿含砷不得超过0.5%。高砷低铜 火山-次火山岩热液型铜矿床是具有开采价值的主要铜矿床类型，矿石由不同含量的黄铁 矿、辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿及石英、明矾石、地开石、絹云母等矿物组成。硫砷铜 矿是矿石中最主要的含砷矿物，也是矿石中含铜目的矿物之一，硫砷铜矿在铜矿物总量中 的平均含量约为15?20%。因硫砷铜矿和铜蓝、辉铜矿等矿物表面性质相似，可浮性相近， 采用常规浮选流程和使用常规药剂很难分离出硫砷铜矿。由于矿浆中影响电位的因素较 多，难以找到适宜的矿物分离电位区间，电位波动较大，采用电位调控浮选也难以实现铜砷 分离。因此，开发一种分选效果好、适应性强的硫砷铜矿脱除方法，优化铜精矿产品方案，有 利于提升铜精矿品质，促进铜精矿销售。 三.
【发明内容】
[0003] 本发明的目的是寻求一种分选效果好、适应性强的硫砷铜矿脱除方法，将硫砷铜 矿与其它不含砷的铜矿物分离，提升铜精矿品质的选矿方法。
[0004] 为了达到以上目的，本发明采用的技术方案是首先抑制黄铁矿，分步优先浮选铜 矿物，然后在铜精矿中选择性脱除硫砷铜矿。铜精矿脱除硫砷铜矿采用再磨脱药-氧化法， 以石灰与次氯酸钙调浆，以高锰酸钾的强氧化性优先氧化辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等不含砷 的铜矿物，使辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等矿物表面形成亲水氧化膜而得到抑制，实现与硫砷 铜矿的浮选分离。
[0005] 从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法，分步优先选铜（A)、铜精矿氧化法脱砷 (B)两个工艺环节得以实现，具体包括以下步骤：
[0006] A :分步优先选铜：按每吨原矿石干重计，在球磨机内加入氧化钙（a)用量1000? 1100g/t，将经过破碎后的原矿石（1)与水按1 :1的比例给入球磨机进行磨矿，至球磨机排 出物料的磨矿细度为-〇.〇74mm占60?65%，矿浆pH值为9.0?10. 0。在球磨机排出物 料内依次添加水玻璃（b)用量500?550g/t、丁铵黑药（c)用量20?25g/t和松醇油（d) 用量10?15g/t搅拌调浆，进行铜粗选I作业；再依次添加氧化钙（a)用量1000?1100g/ t、水玻璃（b)用量250?300g/t、丁铵黑药（c)用量10?15g/t和丁基黄药（e)用量5? l〇g/t进行铜粗选II作业。依次添加丁铵黑药（c)用量5?10g/t和丁基黄药（e)用量 2. 5?5g/t进行铜扫选I作业，再依次添加丁铵黑药（c)用量5?10g/t和丁基黄药（e) 用量2. 5?5g/t进行铜扫选II作业。在铜粗选I作业精矿内添加氧化钙（a)用量500? 550g/t进行铜精选I作业；将铜精选I作业尾矿（2)合并进铜粗选II作业精矿，依次添加 氧化钙（a)用量250?300g/t、水玻璃（b)用量50?60g/t进行铜精选II作业；在铜精选 Π 作业精矿内添加水玻璃（b)用量50?60g/t进行铜精选III作业。由二次铜粗选、二次铜 扫选、三次铜精选、各作业中间产品（铜精选II作业尾矿（3)、铜精选III作业尾矿（4)、铜扫 选I作业精矿（5)和铜扫选II作业精矿（6))顺序返回上一作业的浮选回路，得到最终尾矿 (7)和铜精矿（8)。
[0007] B :铜精矿氧化法脱砷：将由步骤A)得到的铜精矿（8)经过浓缩后给入球磨机进 行磨矿，在球磨机内加入活性炭（f)用量600?650g/t，至球磨机排出物料的磨矿细度 为-0. 074mm占90?95%。在球磨机排出物料内依次添加氧化钙（a)用量1200?1300g/ t、次氯酸钙（g)用量1200?1300g/t和高锰酸钾（h)用量3800?4000g/t搅拌调浆，使矿 浆pH值为10. 5?11. 5,进行砷分离粗选作业。再添加高锰酸钾（h)用量500?550g/t进 行砷分离扫选作业。依次添加氧化钙（a)用量1000?1100g/t、次氯酸钙（g)用量1000? ll〇〇g/t进行砷分离精选I作业；依次添加氧化钙（a)用量200?250g/t、次氯酸钙（g)用 量200?250g/t进行砷分离精选II作业。由砷分离粗选、砷分离扫选、二次砷分离精选、砷 分离扫选作业尾矿（9)返回上一作业的浮选回路，得到的最终精矿为高砷铜精矿（10)，而 砷分离精选I作业尾矿、砷分离精选II作业尾矿和砷分离扫选作业精矿则合并成为低砷铜 精矿（11)。
[0008] 本发明的优点在于：
[0009] 本发明工艺首先分步优先选铜，然后通过选择性地脱除铜精矿中的硫砷铜矿获得 高砷铜精矿和低砷铜精矿两种铜精矿产品。从铜精矿中脱除硫砷铜矿采用再磨脱药-氧化 浮选法，利用高锰酸钾的强氧化性可优先氧化并抑制辉铜矿、兰辉铜矿、铜蓝等不含砷铜矿 物，得到的低砷铜精矿铜品位> 22. 0%，铜回收率> 70. 0%，砷含量< 0. 5% ;高砷铜精矿 铜品位> 20. 0%、铜回收率> 20. 0%，砷含量> 2. 0%，铜综合回收率> 90. 0%。本发明方 法优化了铜精矿产品方案，有利于促进铜精矿销售和冶炼回收。 四.
【专利附图】
【附图说明】
[0010] 图1是本发明从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法的工艺流程图。
[0011] 标注：a :氧化钙；b :水玻璃；c :丁铵黑药；d :松醇油；e :丁基黄药；f :活性炭；g : 次氯酸钙；h:高锰酸钾。 五.
【具体实施方式】
[0012] 下面结合实施例对本发明【具体实施方式】进一步说明。紫金山铜矿为高硫型浅成低 温热液-斑岩型铜矿床，矿石主要有黄铁矿、辉铜矿-兰辉铜矿、铜兰、块硫砷铜矿、硫砷铜 矿及石英、明矾石、地开石、絹云母等矿物组成。块硫砷铜矿、硫砷铜矿是矿石中最主要的含 砷矿物，在铜矿物总量中的平均含量约为17%，采用常规的药剂及浮选工艺很难降低铜精 矿中砷的含量。
[0013] 采用紫金山铜矿不同矿段的矿石进行试验，实施例1使用的铜矿石含铜0.55%、 砷0. 034 %，实施例2使用的铜矿石含铜0. 42 %、砷0. 028 %。
[0014] 实施例1 :按每吨原矿石干重计，在球磨机内加入氧化钙用量1000g/t，将经过 破碎后的原矿石与水按1 :1的比例加入球磨机进行磨矿，至球磨机排出物料磨矿细度 为-0.074mm占60%，矿浆pH值为9. 0?10.0。在球磨机排出物料内依次添加水玻璃用 量500g/t、丁铵黑药用量20g/t和松醇油用量10g/t搅拌调浆后，进行第一次铜粗选作业； 再依次添加氧化钙用量l〇〇〇g/t、水玻璃用量250g/t、丁铵黑药用量10g/t和丁基黄药用 量5g/t搅拌调浆后进行第二次铜粗选作业。依次添加丁铵黑药用量5g/t和丁基黄药用量 2. 5g/t搅拌调浆后进行第一次铜扫选作业，再依次添加丁铵黑药用量5g/t和丁基黄药用 量2. 5g/t搅拌调浆后进行第二次铜扫选作业。在第一次铜粗选作业精矿内添加氧化钙用 量500g/t搅拌调浆后进行第一次铜精选作业；将第一次铜精选作业尾矿合并入第二次铜 粗选作业精矿，依次添加氧化钙用量250g/t、水玻璃用量50g/t搅拌调浆后进行第二次铜 精选作业；在第二次铜精选作业精矿内添加水玻璃用量50g/t搅拌调浆后进行第三次铜精 选作业，各作业中间产品顺序返回上一作业，得到铜精矿。将铜精矿经过浓缩后给入球磨机 进行磨矿，在球磨机内加入活性炭用量600g/t，至球磨机排出物料的磨矿细度为-0. 074mm 占90%。在球磨机排出物料内依次添加氧化钙用量1200g/t、次氯酸钙用量1200g/t和高 锰酸钾用量3800g/t搅拌调浆，使矿浆pH值为10. 5?11. 5,进行砷分离粗选作业。再添加 高锰酸钾用量500g/t搅拌调浆后进行砷分离扫选作业。依次添加氧化钙用量1000g/t、次 氯酸钙用量l〇〇〇g/t搅拌调浆后进行第一次砷分离精选作业；依次添加氧化钙用量200g/ t、次氯酸钙用量200g/t搅拌调浆后进行第二次砷分离精选作业，砷分离扫选作业尾矿返 回上一作业，得到的最终精矿为高砷铜精矿，第一次砷分离精选作业尾矿、第二次砷分离精 选作业尾矿和砷分离扫选作业精矿合并为低砷铜精矿。
[0015] 实施例2 :按照图1本发明工艺流程实施方式，试验步骤及工艺参数、药剂制度与 实施例1完全相同。本发明实施例1、实施例2工艺指标见表1。由表1所示实施结果表 明，采用本发明方法，实施例1得到的低砷铜精矿铜品位22. 54%，铜回收率72. 48%，砷含 量为0. 46% ;高砷铜精矿铜品位21. 09%，铜回收率21. 17%，砷含量为2. 73%。实施例2 得到的低砷铜精矿铜品位22. 14 %，铜回收率71. 09 %，砷含量为0. 42% ;高砷铜精矿铜品 位20. 01%，铜回收率20. 01%，砷含量为2. 48%。
[0016] 表1各实施例结果
[0017] 本发明实 品位/% 回收率/% 令7:广 产品名称 产率/% ____ 犯例 Cu As Cu As 1.76 22.54 0.46 72.48 23.81 胃坤铜精矿 0.55 21.09 2.73 21.17 44.17 实施例1 (低坤+高珅）铜精矿 2.31 22.30 1.00 93.65 67.98 尾矿 97.69 0,036 0.011 6.35 32.02 原矿 100.0 0.55 0.034 100.0 100.0 1.35 22.14 0.42 71.09 20.25 0.42 20.01 2.48 20.01 37.20 实施例2 (低坤+高珅）铜精矿 1.77 21.62 0.91 91.10 57.45 尾矿 98.23 0,038 0.012 8.90 42.55 原矿 100.0 0.42 0.028 100.0 100.0
【权利要求】
1.从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法，其特征在于：步骤及工艺条件如下： A :分步优先选铜：按每吨原矿石干重计，在球磨机内加入氧化|丐（a)用量1000? 1100g/t，将经过破碎后的原矿石（1)与水按1 :1的比例给入球磨机进行磨矿，至球磨机排 出物料的磨矿细度为-〇. 〇74mm占60?65%，矿浆pH值为9. 0?10. 0,在球磨机排出物料 内依次添加水玻璃（b)用量500?550g/t、丁铵黑药（c)用量20?25g/t和松醇油（d)用 量10?15g/t搅拌调浆，进行铜粗选I作业；再依次添加氧化钙（a)用量1000?1100g/ t、水玻璃（b)用量250?300g/t、丁铵黑药（c)用量10?15g/t和丁基黄药（e)用量5? l〇g/t进行铜粗选II作业。依次添加丁铵黑药（c)用量5?10g/t和丁基黄药（e)用量 2. 5?5g/t进行铜扫选I作业，再依次添加丁铵黑药（c)用量5?10g/t和丁基黄药（e) 用量2. 5?5g/t进行铜扫选II作业。在铜粗选I作业精矿内添加氧化钙（a)用量500? 550g/t进行铜精选I作业；将铜精选I作业尾矿（2)合并进铜粗选II作业精矿，依次添加 氧化钙（a)用量250?300g/t、水玻璃（b)用量50?60g/t进行铜精选II作业；在铜精选 Π 作业精矿内添加水玻璃（b)用量50?60g/t进行铜精选III作业。由二次铜粗选、二次铜 扫选、三次铜精选、各作业中间产品（铜精选II作业尾矿（3)、铜精选III作业尾矿（4)、铜扫 选I作业精矿（5)和铜扫选II作业精矿（6))顺序返回上一作业的浮选回路，得到最终尾矿 (7)和铜精矿⑶； B:铜精矿氧化法脱砷：将由步骤A)得到的铜精矿⑶经过浓缩后给入球磨机进 行磨矿，在球磨机内加入活性炭（f)用量600?650g/t，至球磨机排出物料的磨矿细度 为-0. 074mm占90?95%，在球磨机排出物料内依次添加氧化钙（a)用量1200?1300g/t、 次氯酸钙（g)用量1200?1300g/t和高锰酸钾（h)用量3800?4000g/t搅拌调浆，使矿 浆pH值为10. 5?11. 5,进行砷分离粗选作业，再添加高锰酸钾（h)用量500?550g/t进 行砷分离扫选作业。依次添加氧化钙（a)用量1000?1100g/t、次氯酸钙（g)用量1000? ll〇〇g/t进行砷分离精选I作业；依次添加氧化钙（a)用量200?250g/t、次氯酸钙（g)用 量200?250g/t进行砷分离精选II作业。由砷分离粗选、砷分离扫选、二次砷分离精选、砷 分离扫选作业尾矿（9)返回上一作业的浮选回路，得到的最终精矿为高砷铜精矿（10)，而 砷分离精选I作业尾矿、砷分离精选II作业尾矿和砷分离扫选作业精矿则合并成为低砷铜 精矿（11)。
【文档编号】B03D1/00GK104117433SQ201410352506
【公开日】2014年10月29日 申请日期:2014年7月23日 优先权日:2014年7月23日
【发明者】鲁军, 田树国, 崔丽凤, 徐其红, 陈晓芳 申请人:紫金矿业集团股份有限公司