專利名稱：一種硫化-氧化混合銅礦浮選方法
技術(shù)領(lǐng)域：
本發(fā)明涉及銅礦浮選，尤其涉及一種硫化-氧化混合銅礦浮選方法。
背景技術(shù)：
我國的銅礦儲量不小，但是我國銅礦的平均品位僅為0.87%，大于200 萬噸級的超大型銅礦品位基本上都低于1%;大部分的銅礦產(chǎn)資源為復(fù)雜共生 礦，中小型礦居多，大型礦床只占2.7%，中型礦床占8.9%，小型礦床占88.4%。 相當(dāng)大的一部分屬于硫化-氧化混合銅礦類型，具有銅氧化率高和組成復(fù)雜的 特點。而傳統(tǒng)的銅礦浮選技術(shù)只考慮了硫化銅礦(包括原生的黃銅礦，次生 的輝銅礦、銅蘭等)的浮選，而對于氧化銅礦只考慮采用活化劑進行活化， 然后采用普通的硫化礦捕收劑進行浮選，浮選過程控制參數(shù)只有藥劑種類濃 度和礦漿pH值，忽略了硫化-氧化銅礦物混合后一系列特點。此外，氧化銅 礦在浮選過程中會發(fā)生溶解，需要采用高效的氧化礦捕收劑與硫化礦捕收劑 混合使用，才能提高整個銅的回收率與精礦質(zhì)量。因此，采用常規(guī)的浮選方 法生產(chǎn)銅精礦存在回收率低、選礦藥劑消耗大、經(jīng)濟效益差等問題。

發(fā)明內(nèi)容
為了提高硫化-氧化混合銅礦浮選分離的效率，特提出本發(fā)明。
本發(fā)明硫化-氧化混合銅礦浮選方法，包括以下步驟
(1) 磨礦磨礦過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯20-50g/t原礦，同時加 入pH調(diào)整劑使礦漿pH保持9.5-10.5;
(2) 銅礦物浮選包括一次快選、 一次粗選、 一次掃選和三次精選。快 選過程中加入壬基羥肟酸20-30g/t原礦，加入起泡劑20-30g/t原礦；粗選過程 中加入戊基黃原酸甲酸乙酯10-30g/t原礦、壬基羥肟酸10-20g/t原礦，加入起 泡劑10-20g/t原礦；掃選過程中加入壬基羥肟酸10-20g/t原礦，保持整個浮選 過程中礦漿pH為9.5-10.5，回收銅礦物。
上述磨礦可采用濕式球磨，并使磨礦產(chǎn)品的粒度為-0.074mm占65~85%， 磨礦產(chǎn)品不經(jīng)過脫泥，直接進入浮選。
上述銅礦物浮選過程中加入的起泡劑可以為丁基醚醇。
上述pH調(diào)整劑可以選用石灰。
在銅礦物浮選后還可以包括對尾礦中含有大量的硫鐵礦等硫化礦物的浮
選。浮選銅礦物以后的尾礦，經(jīng)過濃密機濃縮后，降低礦漿的pH值，采用硫 酸活化，以黃藥和2號油為藥劑，采用常規(guī)的浮選方法回收硫鐵礦，獲得硫 精礦。
本發(fā)明中，銅浮選捕收劑為戊基黃原酸甲酸乙酯C5Hn0CSSC00Qft和壬基 羥肟酸(C晶》C0(NH0H)。戊基黃原酸甲酸乙酯對硫化銅礦物(包括原生的黃銅 礦，和次生的輝銅礦、銅蘭等)捕收能力強，對黃鐵礦和氧化礦石捕收能力 較弱；而壬基羥肟酸易水解為NH2OH和羧酸，能與Cu"離子生成化合物，對氧
化銅礦捕收能力強，對方解石、石英等脈石礦物不起作用。
在磨礦過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯，同時加入pH調(diào)整劑使礦漿pH 保持9.5-10.5，利用這種條件，使戊基黃原酸甲酸乙酯與硫化-氧化混合銅礦 中的硫化銅礦發(fā)生作用，而不與氧化礦、硫化鐵礦發(fā)生反應(yīng)；在浮選過程中 加入壬基羥肟酸，再加入起泡劑進行回收，保持浮選礦漿pH為9.5-10.5，這 樣能改變硫化-氧化混合銅礦中的銅礦物表面與脈石礦物、硫化鐵礦物表面親 水/疏水性質(zhì)，使得脈石礦物、硫化鐵礦表面親水，而不與浮選捕收劑發(fā)生作 用；銅礦物(包括硫化銅礦物和氧化銅礦物)表面疏水，可以浮選分離出銅 精礦。
相對傳統(tǒng)的硫化銅礦和氧化銅礦的浮選技術(shù)，本發(fā)明采用高效的硫化礦 捕收劑戊基黃原酸甲酸乙酯與高效的氧化礦捕收劑壬基羥肟酸配合使用，取 消了氧化銅礦的活化劑，提高了整個銅的回收率與精礦質(zhì)量。
在流程結(jié)構(gòu)上，利用混合礦石中銅硫化礦浮選速率不同的特點，采用快 速浮選的方法獲得銅礦物快速浮選的銅粗精礦，與精選流程合并得到最終銅 精礦，提高了浮選效率，減少了浮選設(shè)備與能耗。對氧化率為25%以上、硫 化銅礦物以黃銅礦為主的硫化-氧化混合銅礦，采用本發(fā)明可獲得銅品位為 23-25%，回收率80-83%，與常規(guī)方法相比，銅回收率提高10%以上。


圖1:本發(fā)明工藝流程示意圖。
具體實施例方式
實施例1:
使用原礦含Cu 0.91%、 S 11.65%的湖南某銅礦，銅礦物的物相分析表明 銅礦物中以氧化銅形式存在的占率為26.5%，其余是硫化銅礦物，以黃銅礦為 主。其它礦物主要是黃鐵礦、磁黃鐵礦、磁鐵礦等，脈石礦物是石英、方解 石等為主。將該礦物采用濕式球磨機進行球磨，使產(chǎn)品粒度為-0.074mm占80% 左右，如附圖1所示，在磨礦過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯，加入量為28g/t 原礦，磨礦體系的酸堿度控制在pH為10。磨礦產(chǎn)品不經(jīng)過脫泥，直接進入 浮選。浮選包括一次快選、 一次粗選、 一次掃選和三次精選，快選過程中加 入壬基羥肟酸20g/t原礦，加入起泡劑20g/t原礦；粗選過程中加入戊基黃原 酸甲酸乙酯10g/t原礦、壬基羥肟酸10g/t原礦，加入起泡劑10g/t原礦；掃選 過程中加入壬基羥肟酸10g/t原礦，浮選體系的酸堿度控制在pH為10，進行 浮選得到銅精礦，銅品位為23.28%，回收率82.54%。
實施例2:
使用原礦含Cu 1.12%、 S 12.77%的云南某銅礦，銅礦物的物相分析表明 銅礦物中以氧化銅形式存在的占率為27.3%，其余是硫化銅礦物，以黃銅礦為 主。其它礦物主要是黃鐵礦、毒砂、磁鐵礦等，主要脈石礦物是石英、方解 石等為主。將該礦物采用濕式球磨機進行球磨，使產(chǎn)品粒度為-0.074mm占74% 左右，如附圖1所示，在磨礦過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯，加入量為40g/t 原礦，磨礦體系的酸堿度控制在pH為9.8。磨礦產(chǎn)品不經(jīng)過脫泥，直接進入 浮選。浮選包括一次快選、 一次粗選、 一次掃選和三次精選，快選過程中加 入壬基羥肟酸30g/t原礦，加入起泡劑28g/t原礦；粗選過程中加入戊基黃原 酸甲酸乙酯25g/t原礦、壬基輕肟酸20g/t原礦，加入起泡劑20g/t原礦；掃選 過程中加入壬基羥肟酸20g/t原礦，浮選體系的酸堿度控制在pH為10，進行 浮選得到銅精礦，銅品位為22.67%，回收率80.33°/。。
權(quán)利要求
1.一種硫化-氧化混合銅礦浮選方法，其特征在于包括以下步驟(1)磨礦磨礦過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯20-50g/t原礦，同時加入pH調(diào)整劑使礦漿pH保持9.5-10.5；(2)銅礦物浮選包括一次快選、一次粗選、一次掃選和三次精選；快選過程中加入壬基羥肟酸20-30g/t原礦，加入起泡劑20-30g/t原礦；粗選過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯10-30g/t原礦、壬基羥肟酸10-20g/t原礦，加入起泡劑10-20g/t原礦；掃選過程中加入壬基羥肟酸10-20g/t原礦；保持浮選礦漿pH為9.5-10.5。
2. 如權(quán)利要求1所述的方法，其特征在于所述磨礦采用濕式球磨，磨 礦產(chǎn)品的粒度為-0.074mm占65 85。/。，磨礦產(chǎn)品不經(jīng)過脫泥，直接進入浮選。
3. 如權(quán)利要求1所述的方法，其特征在于所述起泡劑為丁基醚醇。
4. 如權(quán)利要求l所述的方法，其特征在于所述pH調(diào)整劑為石灰。
5. 如權(quán)利要求1 4所述之一的方法，其特征在于在銅礦物浮選后還包 括對尾礦中硫化礦物的浮選。
6. 如權(quán)利要求5所述的方法，其特征在于將所述尾礦濃縮，降低礦漿pH值，采用硫酸活化，以黃藥和2號油為藥劑，采用常規(guī)浮選方法回收硫鐵 礦。
全文摘要
本發(fā)明公開了一種硫化-氧化混合銅礦浮選方法，包括磨礦和銅浮選步驟磨礦過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯20-50g/t原礦，同時加入pH調(diào)整劑使礦漿pH保持9.5-10.5；包括一次快選、一次粗選、一次掃選和三次精選；快選過程中加入壬基羥肟酸20-30g/t原礦，加入起泡劑20-30g/t原礦；粗選過程中加入戊基黃原酸甲酸乙酯10-30g/t原礦、壬基羥肟酸10-20g/t原礦，加入起泡劑10-20g/t原礦；掃選過程中加入壬基羥肟酸10-20g/t原礦；保持浮選礦漿pH為9.5-10.5，回收銅礦物。相對傳統(tǒng)的硫化銅礦和氧化銅礦的浮選方法，本發(fā)明提高了浮選效率，減少了浮選設(shè)備與能耗，銅回收率提高10％以上。
文檔編號B03D1/004GK101190426SQ20061013673
公開日2008年6月4日 申請日期2006年11月24日 優(yōu)先權(quán)日2006年11月24日
發(fā)明者何名飛, 劉三軍, 張雁生, 軍 王, 覃文慶 申請人:中南大學(xué)