一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法

摘要

本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法，分选过程采用浮选工艺流程，其中浮选流程采用分区浮选，分为两个区，1区主要用于精矿指标控制，2区用于回收率的控制。在工业生产范畴内实现同时对硫化铜钴矿中的铜、钴元素进行高效回收。利用双区分步浮选的方法，有效缓解了领域内关于回收率和精矿品位的矛盾，提高了质量控制的效率。通过该方法大大提高了回收率和精矿品指标的优化效率，实现品位和回收率相对分离控制。

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法。

背景技术

硫化铜钴矿的选矿，目前国内鲜有成熟的工业应用。回收率和精矿品位作为选矿领域中相互联系，相互矛盾的两个指标，存在品位和回收率不易于相对分离控制的问题。

发明内容

本发明解决的技术问题是，提供一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法，在工业生产范畴内实现同时对硫化铜钴矿中的铜、钴元素进行高效回收。利用双区分步浮选的方法，有效缓解了领域内关于回收率和精矿品位的矛盾，提高了质量控制的效率。通过该方法大大提高了回收率和精矿品指标的优化效率，实现品位和回收率相对分离控制。

本发明的技术方案：

一种用于工业生产的硫化铜钴矿双区浮选方法，包括如下步骤

1)步骤一：粗碎

汽车运输来的矿石经原矿格筛直接倒入矿仓，经过重型板式给料机运送到颚式破碎机，粗碎产物经胶带输送机转运至中间矿堆；

2)步骤二：中间矿堆堆存

由于粗碎的作业制度与分选作业制度不同，为保证破碎检修停车期间供矿，设置中间矿堆作为分选流程的供矿缓冲；

3)步骤三：磨矿

将中间矿堆的矿石通过皮带运输至半自磨机进行磨矿，筛下物料进入磨矿泵池后经渣浆泵送入水力旋流器分级，沉沙进入球磨机磨矿，球磨机磨矿产物进入磨矿泵池后，经渣浆泵送入水力旋流器分级，溢流产物送入浮选，沉沙继续进入球磨机磨矿；

4)步骤四：浮选

采用分区浮选，分为两个区，Ⅰ区主要用于精矿指标控制，Ⅱ区用于回收率的控制，Ⅰ区和Ⅱ区两个作业区各有一个搅拌桶，分别为1#搅拌桶和2#搅拌桶，两个区各产出一种精矿产品，分别为精矿1和精矿2；

Ⅰ区浮选作业采用二粗一扫三精的工艺流程

Ⅰ区粗选一的药剂加在1#搅拌桶，当水力旋流器溢流矿浆进入1#搅拌桶，即Ⅰ区的起始点，待矿浆充分搅匀后进入粗选一作业浮选槽，粗选一作业矿浆进入粗选二作业，粗选二作业矿浆进入扫选作业，而粗选一作业和粗选二作业的泡沫进入Ⅰ区的精选作业区；扫选作业的泡沫返回到粗选二作业，矿浆进入到Ⅱ区的起始位置2#搅拌桶；Ⅰ区精选作业分为三次精选；精选一泡沫进入精选二作业，矿浆返回粗选一作业，精选二泡沫进入精选三作业，精选三作业不添加药剂，精选二和精选三作业的矿浆分别顺序返回至精选一和精选二，精选三作业的泡沫即为精矿1产品；

所述Ⅰ区粗选一的药剂加在1#搅拌桶，其中pH调整剂石灰用量600g/t，保证矿浆pH＝9.5～10.0，抑制剂腐植酸钠用量150g/t，起泡剂2#油用量70g/t，捕收剂丁基黄药用量60g/t。

所述Ⅰ区粗选二作业添加药剂种类及用量为：抑制剂腐植酸钠用量70g/t，起泡剂2#油用量24g/t，捕收剂丁基黄药用量35g/t。

所述Ⅰ区扫选作业仅添加捕收剂丁基黄药，用量为25g/t。

所述Ⅰ区精选一作业仅添加抑制剂腐植酸钠，用量为40g/t。

所述Ⅰ区精选二作业仅添加抑制剂腐植酸钠，用量为20g/t。

Ⅱ区浮选作业为一粗二扫三精的工艺流程

Ⅱ区粗选作业的药剂加在2#搅拌桶，待矿浆充分搅匀后进入粗选一浮选槽，粗选作业的矿浆进入扫选一作业，矿浆进入Ⅱ区精选作业区，扫选一作业的矿浆进入扫选二作业，泡沫返回至粗选作业，扫选二作业不添加浮选药剂，扫选二矿浆进入尾矿池，通过矿浆泵输送至尾矿浓密机；Ⅱ区精选作业分为三次精选，精选一作业泡沫进入精选二作业，矿浆返回至粗选作业，精选二作业泡沫进入精选三，精选二和精选三作业的矿浆分别顺序返回至精选一和精选二，精选三的泡沫即为精矿2产品。

所述Ⅱ区粗选一的药剂为捕收剂丁基黄药和抑制剂腐植酸钠，用量分别为20g/t和30g/t。

所述Ⅱ区扫选一作业仅添加捕收剂丁基黄药，用量为10g/t。

所述Ⅱ区精选一和精选二均只添加抑制剂腐植酸钠，用量分别为15g/t和10g/t。

本发明的有益效果：

该种硫化铜钴矿选矿方法药剂制度简单，但是在优化的流程和药剂配比的情况下分选效果良好，通过在某铜钴矿山应用该方法的选矿流程。浮选1区注意控制产品指标，浮选2区主要优化产品回收率，通过分区浮选，划分任务，很好的缓解了普通选矿流程中存在的回收率和品位的矛盾，使这两种目标的解决方案划分开来，有利于指标的控制。

附图说明

本发明共有3幅附图

图1为本发明硫化铜钴矿双区浮选方法设备形象联系图；

图2为本发明硫化铜钴矿双区浮选步骤简易图；

图3为本发明硫化铜钴矿双区浮选工艺流程图；

具体实施方式

下面结合附图和最佳实施例对本发明进一步详细地描述。

针对的原矿类型主要为硫化铜钴矿，其中铜元素平均品位1.5％；钴元素平均品位0.5％。矿物学特性为：矿石中铜矿物主要为黄铜矿，其次为斑铜矿、辉铜矿，很少量的自然铜及铜蓝等；钴矿物为硫铜钴矿；其它硫化矿物主要为黄铁矿等；脉石矿物主要有白云石、石英、云母等；矿石中含有少量的碳质物。

磨矿采用半自磨+球磨的SAB工艺流程，

分选过程采用浮选工艺流程，其中浮选流程采用分区浮选，分为两个区，1区主要用于精矿指标控制，2区用于回收率的控制。

主要主要工艺如下：

1.粗碎

原矿密度：2.73t/m³，松散系数1.5-1.7，矿石含水率2-5％。

粗碎站整体露天布置，汽车运输来的矿石经原矿格筛直接倒入矿仓。

经过1500X8000mm重型板式给料机給入到颚式破碎机。

破碎机给矿口尺寸850×1100mm，给料粒度0-750mm，最大产品粒度为150mm；粗碎产物经1#胶带输送机转运至中间矿堆；

2.中间矿堆

由于破碎的作业制度与分选作业制度不同，为保证破碎检修停车期间供矿，设置中间矿堆作为分选流程的供矿缓冲；

中间矿堆主要设备

3.磨矿

来于半自磨给矿粒度250-0mm，P80＝175mm；排矿粒度要求-2mm≥80％，磨矿浓度(平均)75％-80％。排料端设双层圆筒筛(内层筛孔尺寸20×40mm、外层筛孔尺寸6×15mm)筛下物料进入磨矿泵池后经渣浆泵送入水力旋流器分级，溢流产物送入浮选，沉沙进入球磨机磨矿。

球磨给矿粒度P80＝2mm，磨矿浓度(平均)75％-80％，循环负荷300％。筒体转速13r/min，转速率75％。球磨机磨矿产物进入磨矿泵池(与半自磨共用排矿泵池)后经渣浆泵送入水力旋流器分级，溢流产物送入浮选，沉沙进入球磨机磨矿。

水力旋流器组规格为Φ500x10，给矿矿浆量335.7m3/h(考虑波动系数)，溢流重量浓度30％，溢流细度-0.074mm占80％。

磨矿车间主要设备

4.浮选

浮选作业分为1区和2区两个作业区，两个作业区各有一个搅拌桶，分别为1#搅拌桶和2#搅拌桶，两个区各产出一种精矿产品，分别为精矿1和精矿2。具体工艺流程如下所述。

1区浮选作业为二粗一扫三精的工艺流程。

水力旋流器溢流矿浆进入1#搅拌桶，即1区的起始点。

1区粗选一药剂加在1#搅拌桶，其中pH调整剂石灰用量600g/t，保证矿浆pH＝9.5～10.0，抑制剂腐植酸钠用量150g/t，起泡剂2#油用量70g/t，捕收剂丁基黄药用量60g/t，待矿浆充分搅匀后进入粗选一作业浮选槽。粗选一作业矿浆进入粗选二作业；

粗选二作业添加药剂种类及用量为：抑制剂腐植酸钠用量70g/t，起泡剂2#油用量24g/t，捕收剂丁基黄药用量35g/t。

粗选二作业矿浆进入扫选作业，粗选一作业和粗选二作业的泡沫进入1区的精选作业区；

扫选作业仅添加捕收剂丁基黄药，用量为25g/t，扫选作业的泡沫返回到粗选二作业，矿浆进入到2区的起始位置2#搅拌桶；

1区精选作业分为三次精选。

精选一作业仅添加抑制剂腐植酸钠，用量为40g/t，精选一泡沫进入精选二作业，矿浆返回粗选一作业。

精选二同样仅添加抑制剂腐植酸钠，用量为20g/t，精选二泡沫进入精选三作业。

精选三作业不添加药剂，精选二和精选三作业的矿浆分别顺序返回至精选一和精选二，精选三作业的泡沫即为精矿1产品。

2区浮选作业为一粗二扫三精的工艺流程。

2区粗选作业的药剂加在2#搅拌桶，添加的药剂为捕收剂丁基黄药和抑制剂腐植酸钠，用量分别为20g/t和30g/t，待矿浆充分搅匀后进入粗选一浮选槽。粗选作业的矿浆进入扫选一作业，矿浆进入2区精选作业区。

扫选一作业仅添加捕收剂丁基黄药，用量为10g/t。扫选一作业的矿浆进入扫选二作业，泡沫返回至粗选作业。扫选二作业不添加浮选药剂，扫选二矿浆进入尾矿池，通过矿浆泵输送至尾矿浓密机。

2区精选作业分为三次精选。

精选一作业泡沫进入精选二作业，矿浆返回至粗选作业。精选一和精选二均只添加抑制剂腐植酸钠，用量分别为15g/t和10g/t。

精选二作业泡沫进入精选三，精选二和精选三作业的矿浆分别顺序返回至精选一和精选二。

精选三的泡沫即为精矿2产品。

浮选车间主要设备

生产指标如下表：

从生产结果来看，使用该方法实现了硫化铜钴矿的高效分选。

最终，通过该方法在硫化铜钴矿原矿Cu品位1.5％，Co品位0.5％的条件下，可以生产出Cu品位23％，Co品位8％的硫化铜钴精矿，Cu回收率达到90％以上，钴回收率达到80％以上。同时，改流程通过又对药剂制度的优化，还可以进行硫化铜钴矿和氧化铜钴矿的混合分选，用于处理部分氧化矿。

采用图3的工艺流程，处理量达到3000t/d，实现在原矿品平均品位为Cu1.5％，Co0.5％的情况下，可以生产出Cu品位23％，Co品位8％的硫化铜钴精矿，Cu回收率达到90％以上，钴回收率达到80％以上。