用带磁性疏水颗粒提高微细粒硫化铜矿浮选回收率的方法

摘要

本发明提供一种利用带磁性疏水颗粒提高微细粒硫化铜矿浮选回收率的方法，属于选矿技术领域。该方法先将嵌布粒度较细的硫化铜矿粗磨，加入常规药剂进行浮选，然后将尾矿磨细，加入带有磁性的四氧化三铁和苯乙烯‑丙烯酸丁酯复合粒子浮选在常规浮选条件下难以回收的微细粒硫化铜矿物。本发明利用粒度较粗的带有磁性的疏水粒子强化微细粒硫化铜矿物的表面疏水性，实现了微细粒硫化铜矿物的强化浮选，提高了微细粒难处理硫化铜矿的选矿回收率。本发明解决了微细粒硫化铜矿物由于粒度小、表面容易氧化导致的回收率难以提高的问题，提高了微细粒难处理硫化铜矿的选矿指标，同时带有磁性的疏水粒子可以用磁选机回收后重复使用，成本较低。

说明书

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，特别是指一种用带磁性疏水颗粒提高微细粒硫化铜矿浮选回收率的方法。

背景技术

铜是国民经济发展中应用最为广泛的重要基础原材料之一，被广泛应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域。我国是铜资源大国，但近年来铜的消费量增长速度明显大于生产增长速度。随着通信、电力等基础设施建设的加快以及汽车和信息技术产品的普及，今后中国对铜产品的需求将继续大幅度增长。但随着资源的大量开采，铜资源日趋贫细杂化，给铜资源的高效回收带来影响。据统计，全世界每年约有六分之一的铜资源因为粒度细而损失在尾矿中。因此，开发微细粒硫化铜矿浮选新技术，实现微细粒级硫化铜矿的高效回收，对实现铜资源的高效利用具有重要意义。

与常规粒级矿物相比，微细粒级矿物难于浮选回收的重要原因在于微细粒级矿物的质量小，导致矿物颗粒的动量小，在碰撞过程中难以克服矿粒与气泡之间的能垒而无法粘附到气泡上。为了提高微细粒级矿物的浮选回收率，选矿工作者进行了大量研究，发现增大微细粒级矿物的表观粒径或减小气泡尺寸是提高微细粒矿物和气泡的粘附概率，增加微细粒级矿物浮选回收率的重要手段。基于以上认识，选矿工作者提出了疏水聚团分选、复合聚团分选、选择性絮凝分选、纳米气泡浮选、电解浮选等技术。虽然一些微细粒矿物浮选回收技术在个别矿山得到应用，但由于这些技术本身的不足或矿石性质复杂等问题，微细粒级矿物的浮选回收问题仍没有得到很好解决。

发明内容

本发明为解决微细粒硫化铜矿物由于粒度小、表面容易氧化导致的回收率难以提高的技术难题，提供一种用带磁性疏水颗粒提高微细粒硫化铜矿浮选回收率的方法。

该方法具体步骤如下：

(1)磨矿：将嵌布粒度较细的硫化铜矿石磨细到-0.074mm含量占70％-80％，得到磨矿矿浆；

(2)向步骤(1)所得的磨矿矿浆中加入抑制剂刺槐豆胶、捕收剂进行搅拌调浆并进行硫化铜矿物粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；其中，刺槐豆胶用量为200-500g/t，捕收剂用量为80-150g/t；

(3)向步骤(2)所得粗选精矿中加入刺槐豆胶进行两次精选，得到精矿1，精选的中矿顺序返回上一级作业，其中，第一次精选所加刺槐豆胶用量为100-150g/t，第二次精选所加刺槐豆胶用量为50-80g/t；向步骤(2)所得粗选尾矿中加入捕收剂进行两次扫选，得到扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一级作业，第一次扫选所加捕收剂用量为40-60g/t，第二次扫选所加捕收剂用量为20-30g/t；

(4)将步骤(3)得到的扫选尾矿再磨到-0.037mm含量占80-90％，得到再磨矿浆；

(5)向步骤(4)得到的再磨矿浆中加入带有磁性的疏水颗粒搅拌5-10min，然后加入10-15g/t起泡剂2号油进行浮选，得到精矿2和最终尾矿；将精矿2和步骤(3)所得精矿1合并为最终精矿，带有磁性的疏水颗粒用磁选机进行回收。

所用的捕收剂为丁黄药和异羟肟酸钠混合物，其中，丁黄药和异羟肟酸钠的质量比为4:1。

步骤(5)中带有磁性的疏水颗粒为带有磁性和疏水性的四氧化三铁和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合粒子，粒度为10-100μm，其中，四氧化三铁的质量百分比为30％。

步骤(5)中带有磁性的疏水颗粒的加入量为再磨矿质量的3-5％。

上述方法最终精矿中铜品位大于20％，铜回收率大于80％。

本发明的上述技术方案的有益效果如下：

本发明首次使用带有磁性和疏水性的四氧化三铁和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合粒子浮选在常规浮选条件下难以回收的微细粒硫化铜矿物，强化微细粒硫化铜矿物的表面疏水性，实现了微细粒硫化铜矿物的强化浮选。同时带有磁性的疏水粒子可以用磁选机回收，成本较低，是一种稳定、高效的微细粒难处理硫化铜矿选矿方法。

具体实施方式

为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合具体实施例进行详细描述。

本发明针对现有的微细粒硫化铜矿物由于粒度小、表面容易氧化导致的疏水性难以提高的技术难题，提供一种用带磁性疏水颗粒提高微细粒硫化铜矿浮选回收率的方法。

该方法步骤如下：

(1)磨矿：将嵌布粒度较细的硫化铜矿石磨细到-0.074mm含量占70％-80％，得到磨矿矿浆；

(2)向步骤(1)所得的磨矿矿浆中加入抑制剂刺槐豆胶、捕收剂进行搅拌调浆并进行硫化铜矿物粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；其中，刺槐豆胶用量为200-500g/t，捕收剂用量为80-150g/t；

(3)向步骤(2)所得粗选精矿中加入刺槐豆胶进行两次精选，得到精矿1，精选的中矿顺序返回上一级作业，其中，第一次精选所加刺槐豆胶用量为100-150g/t，第二次精选所加刺槐豆胶用量为50-80g/t；向步骤(2)所得粗选尾矿中加入捕收剂进行两次扫选，得到扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一级作业，第一次扫选所加捕收剂用量为40-60g/t，第二次扫选所加捕收剂用量为20-30g/t；

(4)将步骤(3)得到的扫选尾矿再磨到-0.037mm含量占80-90％，得到再磨矿浆；

(5)向步骤(4)得到的再磨矿浆中加入带有磁性的疏水颗粒搅拌5-10min，然后加入10-15g/t起泡剂2号油进行浮选，得到精矿2和最终尾矿；将精矿2和步骤(3)所得精矿1合并为最终精矿，带有磁性的疏水颗粒用磁选机进行回收。

下面结合具体实施例予以说明。

实施例1

将某硫化铜矿磨细到-0.074mm占70％，向矿浆中加入200g/t抑制剂刺槐豆胶、80g/t捕收剂丁黄药、20g/t捕收剂异羟肟酸钠进行搅拌调浆并进行硫化铜矿物的粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；在粗选精矿中加入刺槐豆胶进行两次精选，得到精矿1，精选1刺槐豆胶用量为100g/t，精选2刺槐豆胶用量为50g/t，精选的中矿顺序返回上一级作业。在粗选尾矿中加入捕收剂丁黄药和异羟肟酸钠进行两次扫选，得到扫选尾矿，扫选1丁黄药用量为40g/t，异羟肟酸钠用量为10g/t，扫选2丁黄药用量为20g/t，异羟肟酸钠用量为5g/t，扫选中矿顺序返回上一级作业。将扫选尾矿再磨到-0.037mm含量占90％，加入用量为矿量5％的四氧化三铁和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合颗粒搅拌5min后加入10g/t起泡剂2号油进行浮选，得到精矿2和最终尾矿；将精矿1和精矿2合并为最终精矿，四氧化三铁粒子和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合颗粒用磁选机进行回收。选矿试验结果如下表所示。

表1实施例1浮选试验指标(wt％)

产品名称产率铜品位铜回收率精矿3.9721.7782.57尾矿96.030.1917.43原矿1001.05100

实施例2

将某硫化铜矿磨细到-0.074mm占75％，向矿浆中加入400g/t抑制剂刺槐豆胶、100g/t捕收剂丁黄药、25g/t捕收剂异羟肟酸钠进行搅拌调浆并进行硫化铜矿物的粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；在粗选精矿中加入刺槐豆胶进行两次精选，得到精矿1，精选1刺槐豆胶用量为150g/t，精选2刺槐豆胶用量为80g/t，精选的中矿顺序返回上一级作业。在粗选尾矿中加入捕收剂丁黄药和异羟肟酸钠进行两次扫选，得到扫选尾矿，扫选1丁黄药用量为40g/t，异羟肟酸钠用量为10g/t，扫选2丁黄药用量为20g/t，异羟肟酸钠用量为5g/t，扫选中矿顺序返回上一级作业。将扫选尾矿再磨到-0.037mm含量占90％，加入用量为矿量4％的四氧化三铁和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合颗粒搅拌10min后加入10g/t起泡剂2号油进行浮选，得到精矿2和最终尾矿；将精矿1和精矿2合并为最终精矿，四氧化三铁和苯乙烯-丙烯酸丁酯复合颗粒用磁选机进行回收。选矿试验结果如下表所示。

表2实施例2浮选试验指标(wt％)

产品名称产率铜品位铜回收率精矿4.4120.2184.58尾矿95.590.1715.42原矿1001.05100

以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。