一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法与流程

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法。

背景技术：

铁矿石是钢铁工业最重要的基础原料，我国铁矿石工业类型可分为磁铁矿、混合矿、钒钛磁铁矿等八类。目前可供利用的铁矿储量中，磁铁矿储量达到64.56％，磁铁矿石仍是目前铁矿石选矿的主要对象。

近年来，随着资源的开采，多金属矿石普遍呈现出“贫、细、杂”的特点，其中含金铜磁铁矿选矿方法主要采用先浮后磁，保证铁精矿硫含量不超标，再对金铜等有用矿物进行浮选回收，达到收益最大化的目的。但由于金铜铁多金属矿矿石中金铜硫嵌布粒度细，对磨矿细度要求高，然而矿石中含有次生铜，提高磨矿细度解离出cu²⁺使黄铁矿受到活化，部分受到活化的黄铁矿在高ph值抑制的情况下仍然会上浮，影响铜硫分离效果，而矿石中的蛇纹石等脉石矿物又易磨易泥化，恶化浮选作业，导致浮选产率大，金铜回收率偏低；同时在后续的混合浮选中，浮选泡沫粘稠，受磁铁矿影响混合浮选压力大，矿石中黄铁矿、黄铜矿表面不清洁，影响其可浮性，出现上浮慢等现象。

技术实现要素：

为了克服上述问题，本发明提供一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法，特别适用于有用矿物以磁铁矿、铜、金为主和脉石矿物以蛇纹石为主的含金铜磁铁矿，采用金铜硫混合浮选，混合浮选尾矿进行磁选，混合精矿进行铜硫分离的作业流程，解决了“先浮后磁”工艺中，因金铜硫嵌布粒度细，脉石易泥化等影响造成的金铜回收率偏低的难题。

本发明的技术方案是这样实现的：

一种含金铜磁铁矿中金铜浮选工艺方法，包括如下步骤：

步骤1原矿进行磨矿分级

对原矿进行一段闭路磨矿，经过球磨磨矿、旋流器分级至旋流器溢流，使得矿石细度为-0.074mm质量百分比含量65-75％，选取一段磨矿即可实现所要求的磨矿细度与溢流浓度，降低了磨矿成本；

步骤2旋流器溢流进入搅拌槽，进行金铜硫混合浮选作业，混浮流程为一粗两精三扫；

其中进行粗选时保证矿浆质量浓度为20％，并加入捕收剂烃基黄原酸盐、起泡剂松醇油和mibc，松醇油与mibc添加的质量比例为1：1，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫三不加药；其中粗选加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为80-120g/t原矿，起泡剂松醇油和mibc用量分别为10-15g/t原矿和10-15g/t原矿，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10-15g/t原矿，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10-15g/t原矿；捕收剂烃基黄原酸盐在混浮流程中的一粗三扫中用量的质量比例为8：1：1；

步骤3铜硫分离浮选：将步骤二中金铜硫混合浮选后所得的精矿再进行铜硫分离浮选，浮选流程为一粗两精三扫，得到铜精矿和硫精矿；

其中粗选过程加入氧化钙作为硫抑制剂，保持矿浆ph在11-11.5之间，加入捕收剂乙硫胺脂，用量为15-30g/t原矿，加入起泡剂松醇油，用量为5-8g/t原矿；

步骤4将步骤二所得的金铜硫混合浮选尾矿进行磁选，磁选作业流程为一粗两精一扫，得到铁精矿和磁选尾矿。

本发明的有益效果：

在不影响铁精矿品位和回收率的前提下，采取一段磨矿，降低了磨矿成本，采取切实有效的药剂并配以适合的比例，最大程度上提高有价元素铁、金、铜的综合回收率；该方法相对于其他选矿方法，适应性强，易操控，设备简单，耗能小；对以磁铁矿为主的企业有很好的实用意义，能够在低成本投入的情况下，获得更大的经济效益和社会效益。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例1

采用国内某含金铜磁铁矿，该矿石中金属硫化物主要为黄铁矿、黄铜矿，还含有磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、毒砂、硫铜钴矿；氧化铁矿物主要为大磁铁矿，还含有赤铁矿、褐铁矿；贵金属矿物主要为自然金，其次为银金矿，还含有金银矿；非金属矿物主要为蛇纹石，其次为方解石、白云石、橄榄石、云母、长石、石英、石榴石、绿帘石、透辉石、铁辉石、角闪石、磷灰石、硅灰石、榍石、滑石、高岭石、重晶石、金红石。

矿石中的铜矿物主要为黄铜矿，还含有斑铜矿、辉铜矿、黝铜矿、铜蓝等次生铜矿物，黄铜矿粒度分布不均匀，大于0.074mm占49.84％，小于0.037mm质量百分含量占26.39％，黄铜矿时常被斑铜矿、辉铜矿、铜蓝交代，被脉石溶蚀交代，偶见被褐铁矿交代，其表面不清洁，对其可浮性有影响，黄铜矿与金矿物关系密切，与黄铁矿、磁铁矿、脉石关系也相对密切。

请参阅图1所示，将上述矿石按照以下步骤操作；

步骤1原矿进行磨矿分级

对原矿进行一段闭路磨矿，经过球磨磨矿、旋流器分级至旋流器溢流，使得矿石细度为-0.074mm质量百分比含量70％，选取一段磨矿即可实现所要求的磨矿细度与溢流浓度，降低了磨矿成本；

步骤2旋流器溢流进入搅拌槽，进行金铜硫混合浮选作业，混浮流程为一粗两精三扫；

其中进行粗选时保证矿浆质量浓度为20％，并加入捕收剂烃基黄原酸盐、起泡剂松醇油和mibc，松醇油与mibc添加的质量比例为1：1，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，扫三不加药；其中粗选加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为80g/t原矿，起泡剂松醇油和mibc用量分别为10g/t原矿和10g/t原矿，扫一加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10g/t原矿，扫二加入捕收剂烃基黄原酸盐，用量为10g/t原矿；

在矿石细度为-0.074mm质量百分比含量65％-75％的细度条件下，捕收剂烃基黄原酸盐在混浮流程中的一粗三扫中用量的质量比例为8：1：1，可以提高混合浮选粗选回收率，再以扫选药剂的添加来强化因磨矿细度不足、矿石表面污染而难以捕捉到的黄铁矿、黄铜矿，两种起泡剂的配合添加，既避免因脉石矿物上浮所产生的泡沫量过大，又能在磁铁矿等矿物的影响下，保证混合浮选效果；

步骤3铜硫分离浮选：将步骤二中金铜硫混合浮选后所得的精矿再进行铜硫分离浮选，浮选流程为一粗两精三扫，得到铜精矿和硫精矿；

其中粗选过程加入氧化钙作为硫抑制剂，保持矿浆ph在11-11.5之间，加入捕收剂乙硫胺脂，用量为20g/t原矿，加入起泡剂松醇油，用量为5g/t原矿；

经过混浮所得到的混合精矿，部分黄铜矿和黄铁矿仍未单体解离，在ph值11-11.5的条件下，采取乙硫胺脂作为黄铜矿的捕收剂，以松醇油强化泡沫强度，提升金、铜回收率。

步骤4将步骤二所得的金铜硫混合浮选尾矿进行磁选，磁选作业流程为一粗两精一扫，得到铁精矿和磁选尾矿。

相比于之前的生产指标，在保证铁精矿品位、回收率、含硫量不变的情况下，铜回收率提高8.04％，金回收率提高4.97％。该结果证明了使用本方法的优越性，采用该方法前半年生产指标见表1，采用该方法所得月生产指标见表2。

表1国内某含金铜磁铁矿前半年生产指标

表2采用本方法后所得月生产指标