CN106391297A - 一种铜锡硫化矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种铜锡硫化矿的选矿方法，具体方法是：将原矿放入磨矿机中，磨矿至‑200目达到55%的矿石物料，将矿石物料进行一次粗选得到硫化矿矿浆和剩余的矿浆，粗选过程中加入的抑制剂700～900克/吨，搅拌五分钟，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，加入量为200～240克/吨，搅拌五分钟，将剩余的矿浆进行二次扫选得到重选回收锡石的原料；硫化矿进行再磨、铜硫分选、一次浮选，得到铜精矿、硫精矿；该方法通过选择性磨矿‑浮选方法，硫化矿在较粗粒级条件下进行浮选，避免了粒度较细时锡石的过粉碎，硫化矿得到有效的回收利用，大幅度简化并提高了选锡的效率，具有良好的经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及一种铜锡硫化矿的选矿方法，属于选矿技术领域。
背景技术
在选矿过程中对于铜锡硫化矿的选矿，一般先将硫化矿物通过浮选的方法脱出，对脱去了硫化矿物的矿石再利用重选的方法回收锡石，但是如何控制过程中矿石磨矿粒度既能选出硫化矿又能更好的回收锡，硫化矿物采用浮选的方法脱除时，要求矿石磨矿粒度较细，这样才有利于硫化矿物的浮选，但是如果矿石磨矿粒度太细，锡石过度粉碎，不利于锡石重选工艺回收；选择什么样的捕收剂捕收硫化矿使得硫化矿更好的富集，铜硫分离过程中pH值控制在什么值上能更好的的实现铜硫的分离的难题，pH值过低捕收剂不能起到捕收铜矿的效果，pH值过高硫化矿中的铜和硫难以分选，对于铜锡硫化矿锡在粗粒级条件下重选，铜硫在细粒级、合适pH值、合适的捕收剂条件下分离一直是选矿中需要解决的问题。
经过检索，查找到一些关于硫化铜矿磨矿、浮选的公开文献：
1、名称为一种高硫含金铜矿石的浮选方法，专利号为CN103691569A，该技术本发明公开了一种高硫含金铜矿石的浮选方法，以解决目前选矿方法存在的在髙碱条件下，铜、金回收率较低；采用黄药、黑药作高硫含金铜矿石捕收剂捕收力较强，选择性较差，加剧了铜硫分离的难度，使抑制剂的消耗增加的问题，该方法采用石灰和焦亚硫酸钠作矿浆pH值调整剂和黄铁矿抑制剂，捕收起泡剂为异丙基黄原酸丙腈酯、黑药酸、乙基二硫代甲酸丙腈酯按一定配比配制的混合物，对原矿进行磨矿、粗选、一次扫选、二次扫选、一次精选、二次精选，实现含金高硫铜矿石中铜和金的高效回收，该方法通过药剂的合理组合与添加，强化捕收剂对目的矿物-黄铜矿等硫化铜矿物及金矿物的选择性吸附，铜回收率、金回收率有所提高，但是该方法药剂用量过大、药剂成本过高、不利于环境。
2、名称为一种浮选硫化铜矿的方法，专利号为CN102631993A，该技术涉及一种硫化铜矿的浮选方法，其特征在于其选矿过程采用巯基羧酸酯作为捕收剂，本发明的方法具有对硫化铜矿物高选择性和药剂用量少及低pH值下浮选的特点，克服了使用常规的浮选硫化铜矿的捕收剂方法选择性差、药剂用量大、不利于环境的缺点，为硫化铜矿物浮选提供了一种有效方法，该方法虽然在捕收剂方面有了改进，但对有铜硫分选的效果还欠佳，对后续冶炼会造成不良的影响。
发明内容
针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种铜锡硫化矿的选矿方法，该方法通过选择性磨矿-浮选方法，使得硫化矿在一定粒级条件下进行浮选，即选出了硫化矿又避免了粒度较细时锡石的过粉碎，能够使得硫化铜矿物得到有效的回收利用，大幅度简化并提高了重选时选锡的效率，具有良好的经济效益，解决了铜锡硫化选矿过程中传统磨矿细度过细在锡石重选时矿泥多造成的效率低，以及铜硫分离过程中铜硫不能很好地分离的问题，本发明通过以下技术方案实现。
一种铜锡硫化矿的选矿方法，其具体步骤如下：
（1）将铜锡硫化矿的原矿放入磨矿机中，磨矿至-200目占比达到55%的矿石物料；
（2）将步骤（1）的矿石物料进行一次粗选，得到硫化矿和剩余的矿浆，粗选过程中加入抑制剂硅酸钠700～900克/吨，搅拌五分钟，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，混合捕收剂的加入量为200～240克/吨，搅拌五分钟；
（3）将步骤（2）得到的剩余的矿浆进行二次扫选，得到锡的重选原料，扫选尾矿返回上一步；
将步骤（2）得到的硫化矿放入磨矿机进行再磨后，进行铜硫分选，得到硫精矿和铜精选，铜精选经过浮选得到铜精矿，浮选尾矿返回铜硫分选。
优选的，所述步骤（1）磨矿浓度为65%，磨矿体系的pH值为7～8。
优选的，所述步骤（1）磨矿机为湿式棒磨机。
优选的，所述步骤（3）剩余的矿浆的二次扫选中的第一次扫选过程加入硅酸钠400克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，混合捕收剂的加入量为100～140克/吨；第二次扫选的矿浆中加入硅酸钠180～220克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，混合捕收剂的加入量为60～80克/吨。
优选的，所述步骤（3）的硫化矿进行再磨时，在磨机中加入石灰800～1200克/吨作为铜硫分选时的抑制剂和pH值的调整剂，浮选中加入石灰将矿浆pH值调至10，并且后续浮选中保持矿浆pH值为10。
本发明的有益效果是：对铜锡硫化矿进行磨矿后放入浮选槽中，充分搅拌，通过浮选将有用矿物铜矿在粗粒级条件下优先富集，使得有用矿物得到合理的回收利用，与此同时保护锡石在过粉碎情况下，具有良好的经济效益，解决了铜锡硫化矿选矿过程中铜硫分离难，锡石选别效率低的问题。
附图说明
图1为本发明选矿流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
本实施例所述铜锡硫化矿的选矿方法，具体步骤如下：
（1）将500g铜锡硫化矿（含Cu0.4wt%、Sn0.5wt%、S8.2wt%）放入磨矿机中，磨矿至-200目达到55%的矿石物料，磨矿浓度为65%，磨矿体系的酸碱度控制pH值为7，磨矿机为湿式棒磨机；
（2）将步骤（1）的矿石物料进行一次粗选，得到硫化矿矿浆和剩余的矿浆，粗选过程中加入抑制剂硅酸钠700克/吨，搅拌时间为五分钟，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，加入异戊基黄药120克/吨和乙硫胺酯Z200 120克/吨，搅拌时间为五分钟；
（3）将步骤（2）经过一次粗选的剩余的矿浆进行二次扫选，得到的尾矿成为下一步重选回收的锡石的原料，其中第一次扫选过程中加入硅酸钠400克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，两种捕收剂加入量都为60克/吨，扫选尾矿返回粗选；第二次扫选过程中加入硅酸钠200克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，两种捕收剂加入量都为40克/吨，扫选尾矿返回第一次扫选；
将步骤（2）经过一次粗选的硫化矿矿浆进行粗精矿再磨，再磨时在磨机中加入石灰800克/吨作为铜硫分选时黄铁矿的抑制剂和pH值的调整剂，再磨后进行铜硫分选，得到硫精矿和铜精选，铜精选经过浮选得到铜精矿，浮选中在加入石灰将矿浆pH值调至10，浮选过程保持矿浆pH值为10，浮选尾矿返回铜硫分选。
本实施例得到的铜精矿铜品位（Cu）14.88wt%，铜的回收率达到74.31%。
实施例2
本实施例所述铜锡硫化矿的选矿方法，具体步骤如下：
（1）将500g铜锡硫化矿（含Cu0.47wt%、Sn0.5wt%、S8.2wt%）放入磨矿机中，磨矿至-200目达到55%的矿石物料，磨矿浓度为65%，磨矿体系的酸碱度控制pH值为7.5，磨矿机为湿式棒磨机；
（2）将步骤（1）的矿石物料进行一次粗选，得到硫化矿矿浆和剩余的矿浆，粗选过程中加入抑制剂硅酸钠800克/吨，搅拌时间为五分钟，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，加入异戊基黄药100克/吨和乙硫胺酯Z200 100克/吨，搅拌时间为五分钟；
（3）将步骤（2）经过一次粗选的剩余的矿浆进行进行二次扫选，得到的尾矿成为下一步重选回收的锡石的原料，其中第一次扫选过程中加入硅酸钠400克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，两种捕收剂加入量都为70克/吨，扫选尾矿返回粗选；第二次扫选过程中加入硅酸钠180克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，两种捕收剂加入量都为35克/吨，扫选尾矿返回第一次扫选；
将步骤（2）经过一次粗选的硫化矿矿浆进行粗精矿再磨，再磨时在磨机中加入石灰1200克/吨作为铜硫分选时黄铁矿的抑制剂和pH值的调整剂，再磨后进行铜硫分选，得到硫精矿和铜精选，铜精选经过浮选得到铜精矿，浮选中在加入石灰将矿浆pH值调至10，浮选过程保持矿浆pH值为10，浮选尾矿返回铜硫分选。
本实施例得到的铜精矿铜品位（Cu）17.88wt%，铜的回收率达到73.60%。
实施例3
本实施例所述铜锡硫化矿的选矿方法，具体步骤如下：
（1）将500g铜锡硫化矿（含Cu0.4wt%、Sn0.5wt%、S8.2wt%）放入磨矿机中，磨矿至-200目达到55%的矿石物料，磨矿浓度为65%，磨矿体系的酸碱度控制pH值为8，磨矿机为湿式棒磨机；
（2）将步骤（1）的矿石物料进行一次粗选，得到硫化矿矿浆和剩余的矿浆，粗选过程中加入抑制剂硅酸钠900克/吨，搅拌时间为五分钟，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，加入异戊基黄药110克/吨和乙硫胺酯Z200 110克/吨，搅拌时间为五分钟；
（3）将步骤（2）经过一次粗选的剩余的矿浆进行进行二次扫选，得到的尾矿成为下一步重选回收的锡石的原料，其中第一次扫选过程中加入硅酸钠400克/吨作为抑制剂，质量比1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，两种捕收剂加入量都为50克/吨，扫选尾矿返回粗选；第二次扫选过程中加入硅酸钠220克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200作为捕收剂，两种捕收剂加入量都为30克/吨，扫选尾矿返回第一次扫选；
将步骤（2）经过一次粗选的硫化矿矿浆进行粗精矿再磨，再磨时在磨机中加入石灰900克/吨作为铜硫分选时黄铁矿的抑制剂和pH值的调整剂，再磨后进行铜硫分选，得到硫精矿和铜精选，铜精选经过浮选得到铜精矿，浮选中在加入石灰将矿浆pH值调至10，浮选过程保持矿浆pH值为10，浮选尾矿返回铜硫分选。
本实施例得到的铜精矿铜品位（Cu）16.88wt%，铜的回收率达到75.24%。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化，均属于本发明的保护范围。
Claims (5)
1.一种铜锡硫化矿的选矿方法，其特征在于，具体步骤如下：
（1）将铜锡硫化矿的原矿放入磨矿机中，磨矿至-200目占比达到55%的矿石物料；
（2）将步骤（1）的矿石物料进行一次粗选，得到硫化矿和剩余的矿浆，粗选过程中加入抑制剂硅酸钠700～900克/吨，搅拌五分钟，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，混合捕收剂的加入量为200～240克/吨，搅拌五分钟；
（3）将步骤（2）得到的剩余的矿浆进行二次扫选，得到锡的重选原料，扫选尾矿返回上一步；
将步骤（2）得到的硫化矿放入磨矿机进行再磨后，进行铜硫分选，得到硫精矿和铜精选，铜精选经过浮选得到铜精矿，浮选尾矿返回铜硫分选。
2.根据权利要求1所述的铜锡硫化矿选矿方法，其特征在于，所述步骤（1）磨矿浓度为65%，磨矿体系的pH值为7～8。
3.根据权利要求1所述的铜锡硫化矿选矿方法，其特征在于，所述步骤（1）磨矿机为湿式棒磨机。
4.根据权利要求1所述的铜锡硫化矿选矿方法，其特征在于，所述步骤（3）剩余的矿浆的二次扫选中的第一次扫选过程加入硅酸钠400克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，混合捕收剂的加入量为100～140克/吨；第二次扫选的矿浆中加入硅酸钠180～220克/吨作为抑制剂，质量比为1:1的异戊基黄药和乙硫胺酯Z200的混合物作为捕收剂，混合捕收剂的加入量为60～80克/吨。
5.根据权利要求1所述的铜锡硫化矿选矿方法，其特征在于，所述步骤（3）的硫化矿进行再磨时，在磨矿机中加入石灰800～1200克/吨，同时浮选过程中加入石灰保持矿浆pH值为10。
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