高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法

摘要

本发明为一种高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法，属于选矿技术领域。所述氧化铜原矿制浆，矿浆浓度为20～28%；将矿浆搅拌均匀后进行弱磁选除强磁性矿物，得到弱磁选尾矿，所述弱磁选尾矿进行高梯度强磁选预富集并抛尾，得到强磁选粗精矿和强磁选尾矿；将强磁选粗精矿进行磨矿后进行氧硫混合浮选，得到氧硫混合精矿和氧硫混合扫选尾矿；将所述氧硫混合扫选尾矿进行湿法浸出。该方法有利于提高高泥质、高碱性脉石、低品位氧化铜矿的选矿指标，铜的总回收率89%以上，适应性强，易于工业实施。

说明书

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法。

背景技术

铜是关系到国计民生的重要有色金属，它以导电、导热、抗张、耐磨等优良性能，被广泛地应用于电气、机械制造、能源军事等工业领域。随着国民经济的发展，我国对铜的需求不断增加。我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺，硫化铜矿和易选富矿日益减少，因此加强难选氧化铜矿石的选矿回收研究，提高其综合利用率，具有重要意义。

高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿中的铜与铁矿物紧密相关或与是铁类质同象的铜矿物，可浮性差、含泥高、粒度细、碱性高、品位低，现有的难选氧化铜矿选矿方法中，普遍存在工艺流程复杂、生产成本高、药剂用量大、铜回收率低、环境污染等问题。

针对上述现有技术描述中存在的技术问题，目前尚未提出有效的解决方案。

发明内容

本发明的目的是提供一种高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法。该方法以高泥质、高碱性脉石的低品位难选氧化铜或浮选尾矿为原料，采用磁-浮-冶联合工艺（磁选-浮选-湿法浸出），达到最佳选矿工艺技术参数和选矿指标，具有工艺回收率高，适应性强，易于实施等特点。

为实现上述目的，本发明的提供了一种高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法，包括以下步骤：

S1：原矿制浆，矿浆浓度为20～28%；

S2：磁选，将矿浆搅拌均匀后进行弱磁选除强磁性矿物，得到弱磁选尾矿，所述弱磁选尾矿进行高梯度强磁选预富集并抛尾，得到强磁选粗精矿和强磁选尾矿（尾矿1）；

S3：磨矿，将强磁选粗精矿进行磨矿至细度为-0.074mm占88～95%；

S4：浮选，磨矿后强磁选粗精矿进行氧硫混合浮选，氧硫混合浮选粗选得到氧硫混合粗选精矿和氧硫混合粗选尾矿，对所述氧硫混合粗选尾矿进行扫选得到氧硫混合扫选尾矿（尾矿2），对所述氧硫混合粗选精矿进行精选得到氧硫混合精矿，所述氧硫混合精矿即为铜精矿，所说铜精矿Cu品位20%以上、回收率75%以上；

S5：湿法浸出，将所述氧硫混合扫选尾矿（尾矿2）进行湿法浸出。浸出率达到90%以上，浸出过程耗酸30～50kg/t•给矿。

进一步的，S1中，所述原矿制浆前可以进行粗磨，细度为-0.074mm占55～85%；

进一步的， S1中，所述原矿全铁含量15%～35%，脉石矿物以粘土类碱性脉石为主，其中CaO+MgO含量10%～25%，所述原矿铜矿物氧化率40%～95%)。所述原矿中的铜与铁矿物紧密相关或与是铁类质同象的铜矿物。

进一步的，S2中，所述弱磁选磁场强度为0.2～0.5T；高梯度强磁选的磁场强度为1.2～1.5T。

进一步的，S4中，所述氧硫混合浮选粗选，按每吨强磁选粗精矿添加100～1000g硫化钠作为硫化剂，100～500g戊基钠黄药作为捕收剂，30～50g松醇油作为起泡剂；所述氧硫混合浮选扫选，按每吨强磁选粗精矿添加50～500g硫化钠作为硫化剂，50～100g戊基钠黄药作为捕收剂，15～25g松醇油作为起泡剂。

进一步的，S4中，进行氧硫混合浮选粗选一次，氧硫混合浮选扫选三次，氧硫混合浮选精选二到三次。

进一步的，S5中，湿法浸出条件为：采用搅拌浸出，浸出用酸为硫酸，矿浆中酸浓度为50～150g/L，浸出温度20℃～30℃，浸出时间1～3小时。

本发明的有益效果为：

（1）对于含铜0.3～0.6%高泥质难选氧化铜矿，弱磁选除强磁性矿物，弱磁选尾矿进行强磁选预富集抛尾，强磁选粗精矿中的铜富集比为5左右，强磁选抛尾产率80%以上；强磁选粗精矿磨矿后进行氧硫混合浮选得到铜精矿，铜精矿品位达20%以上，铜的回收率75%以上；氧硫混合扫选尾矿含铜0.4%左右，且含耗酸物质CaO、MgO的含量低，进行湿法浸出，浸出率90%以上。采用本发明选矿方法，铜的总回收率达89%以上。

（2）本发明采用磁-浮-冶联合工艺（磁选-浮选-湿法浸出），充分发挥了浮选、磁选和湿法各自的优势，克服了传统单一浮选或单一磁选铜矿物回收率低，湿法浸出过程中高泥质导致药剂消耗大，浸出率低，能耗高，生产成本高等问题。

（3）本发明采用磁-浮-冶联合工艺（磁选-浮选-湿法浸出），达到了最佳选矿工艺技术参数和选矿指标，具有工艺回收率高，适应性强，易于实施等特点。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例中的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1是本发明高泥质高碱性脉石低品位难选氧化铜矿的选矿方法流程图。

图中：尾矿1-弱磁选尾矿；尾矿2-氧硫混合扫选尾矿。

具体实施方式

为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

除有特别说明，本发明中用到的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。

实施例1

某含高泥质、高碱性脉石的氧化铜矿的浮选尾矿，该矿含铜0.26%左右，铜矿物主要为斑铜矿、黄铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石、氯铜矿等，粒径较细小，约1-10μm，解离度低，且连生关系较为复杂。脉石矿物主要以方解石、长石、石英、绿泥石、云母为主。属高泥质、高碱性脉石的低品位难选氧化铜矿。

该浮选尾矿的选矿回收方法包括以下步骤：

（1）浮选尾矿制浆：浮选尾矿矿浆浓度为20～24%；

（2）磁选：将矿浆进行弱磁选除去强磁性矿矿物，得到弱磁选尾矿，所述弱磁选尾矿进行强磁选预富集并抛尾，得到强磁选粗精矿和强磁选尾矿（尾矿1），强磁选尾矿（尾矿1）铜品位0.054%，尾矿产率84.14%；强磁粗精矿铜品位2.68%，富集比达5以上；弱磁选磁场强度0.2～0.3T，强磁选磁场强度1.3～1.4T；

（3）磨矿：将强磁选粗精矿进行磨矿至细度为-0.074mm占92～95%。

（4）浮选：磨矿后强磁选粗精矿进行氧硫混合浮选，氧硫混合浮选粗选一次得到氧硫混合粗选精矿和氧硫混合粗选尾矿，对所述氧硫混合粗选尾矿进行三次扫选得到氧硫混合扫选尾矿（尾矿2），对所述氧硫混合粗选精矿进行二次精选得到氧硫混合精矿，所述氧硫混合精矿即为铜精矿；铜精矿铜品位20.02%、铜回收率77.35%，氧硫混合扫选尾矿（尾矿2）含铜0.45%；药剂制度为：所述氧硫混合浮选粗选，按每吨强磁选粗精矿添加100g硫化钠作为硫化剂，100g戊基钠黄药作为捕收剂， 30g松醇油作为起泡剂；所述氧硫混合浮选扫选，每次按每吨强磁选粗精矿添加50硫化钠作为硫化剂， 50g戊基钠黄药作为捕收剂，15g松醇油作为起泡剂；

（5）湿法浸出：步骤（4）中的氧硫混合扫选尾矿（尾矿2）进行湿法浸出，浸出条件为：采用搅拌浸出，浸出用酸为硫酸，矿浆中酸浓度为80～100g/L，浸出温度25～30℃，浸出时间1.0小时，浸出率为92.40%，对原矿铜回收率为12.47%；氧硫混合扫选尾矿（尾矿2）中CaO、MgO的含量分别为0.41%、0.53%，耗酸量25～30Kg/t•给矿。

本实施例中铜的总回收率为89.82%。

实施例2

某堆存矿可回收的有价元素为铜，品位0.4～0.6%，矿石中硫化铜矿物主要为蓝辉铜矿和辉铜矿，其次是铜蓝，还有少量黄铜矿、斑铜矿、自然铜等；主要氧化铜矿物为蓝铜矿、孔雀石；其他金属矿物主要为褐铁矿，其次为钛铁矿、黄铁矿、金红石以及少量的磁黄铁矿、方铅矿等。脉石矿物主要以方解石、石英和斜长石，其次为白云母、绿泥石、白云石和钾长石，还可见少量磷灰石、重晶石等。属高泥质、高碱性脉石的低品位难选氧化铜矿。

该矿回收铜方法包括以下步骤：

（1）原矿制浆：原矿磨矿细度-0.074mm占60%左右，矿浆浓度24～28%；

（2）磁选：将矿浆进行弱磁选除去强磁性矿矿物，得到弱磁选尾矿，所述弱磁选尾矿进行强磁选预富集并抛尾，得到强磁选粗精矿和强磁选尾矿（尾矿1），强磁选尾矿（尾矿1）铜品位0.06%，尾矿产率80.24%；强磁选粗精矿铜品位2.48%，富集比4.6左右；弱磁选磁场强度0.2～0.3T，强磁选磁场强度1.4～1.5T；

（3）磨矿：将强磁选粗精矿进行磨矿至细度-0.074mm占90～92%。

（4）浮选：磨矿后强磁选粗精矿进行氧硫混合浮选，氧硫混合浮选粗选一次得到氧硫混合粗选精矿和氧硫混合粗选尾矿，对所述氧硫混合粗选尾矿进行三次扫选得到氧硫混合扫选尾矿（尾矿2），对所述氧硫混合粗选精矿进行三次精选得到氧硫混合精矿，所述氧硫混合精矿即为铜精矿；铜精矿铜品位20.52%、铜回收率76.56%，氧硫混合扫选尾矿含铜0.44%；药剂制度为：所述氧硫混合浮选粗选，按每吨强磁选粗精矿添加1000g硫化钠作为硫化剂，400g戊基钠黄药作为捕收剂， 50g松醇油作为起泡剂；所述氧硫混合浮选扫选，第一次扫选按每吨强磁选粗精矿添加500g硫化钠作为硫化剂，第二次扫选添加200g硫化钠，第三次扫选添加200g硫化钠，第一次扫选按每吨原矿强磁选粗精矿添加200g戊基钠黄药作为捕收剂，第二次扫选添加100g戊基钠黄药，第三次扫选添加100g戊基钠黄药，第一次、第二次、第三次扫选均按每吨强磁选粗精矿添加25g松醇油作为起泡剂；

（5）湿法浸出：步骤（4）中的氧硫混合扫选尾矿（尾矿2）进行湿法浸出，浸出条件为：采用搅拌浸出，浸出用酸为硫酸，矿浆中酸浓度为100～120g/L，浸出温度25～30℃，浸出时间2.0小时，浸出率为90.40%，对原矿铜回收率13.11%。氧硫混合扫选尾矿（尾矿2）中CaO、MgO的含量分别为0.49%、0.55%，耗酸量30～35Kg/t•给矿。

实施例2铜的总回收率达到89.67%。

虽然，上文中已经用一般性说明、具体实施方式及试验，对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。