[发明专利]一种硫化－氧化混合铜矿浮选方法

说明书

技术领域

本发明涉及铜矿浮选，尤其涉及一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法。

背景技术

我国的铜矿储量不小，但是我国铜矿的平均品位仅为0.87％，大于200万吨级的超大型铜矿品位基本上都低于1％；大部分的铜矿产资源为复杂共生矿，中小型矿居多，大型矿床只占2.7％，中型矿床占8.9％，小型矿床占88.4％。相当大的一部分属于硫化-氧化混合铜矿类型，具有铜氧化率高和组成复杂的特点。而传统的铜矿浮选技术只考虑了硫化铜矿(包括原生的黄铜矿，次生的辉铜矿、铜兰等)的浮选，而对于氧化铜矿只考虑采用活化剂进行活化，然后采用普通的硫化矿捕收剂进行浮选，浮选过程控制参数只有药剂种类浓度和矿浆pH值，忽略了硫化-氧化铜矿物混合后一系列特点。此外，氧化铜矿在浮选过程中会发生溶解，需要采用高效的氧化矿捕收剂与硫化矿捕收剂混合使用，才能提高整个铜的回收率与精矿质量。因此，采用常规的浮选方法生产铜精矿存在回收率低、选矿药剂消耗大、经济效益差等问题。

发明内容

为了提高硫化-氧化混合铜矿浮选分离的效率，特提出本发明。

本发明硫化-氧化混合铜矿浮选方法，包括以下步骤：

(1)磨矿磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯20-50g/t原矿，同时加入pH调整剂使矿浆pH保持9.5-10.5；

(2)铜矿物浮选包括一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选。快选过程中加入壬基羟肟酸20-30g/t原矿，加入起泡剂20-30g/t原矿；粗选过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯10-30g/t原矿、壬基羟肟酸10-20g/t原矿，加入起泡剂10-20g/t原矿；扫选过程中加入壬基羟肟酸10-20g/t原矿，保持整个浮选过程中矿浆pH为9.5-10.5，回收铜矿物。

上述磨矿可采用湿式球磨，并使磨矿产品的粒度为-0.074mm占65～85％，磨矿产品不经过脱泥，直接进入浮选。

上述铜矿物浮选过程中加入的起泡剂可以为丁基醚醇。

上述pH调整剂可以选用石灰。

在铜矿物浮选后还可以包括对尾矿中含有大量的硫铁矿等硫化矿物的浮选。浮选铜矿物以后的尾矿，经过浓密机浓缩后，降低矿浆的pH值，采用硫酸活化，以黄药和2号油为药剂，采用常规的浮选方法回收硫铁矿，获得硫精矿。

本发明中，铜浮选捕收剂为戊基黄原酸甲酸乙酯C₅H₁₁OCSSCOOC₂H₅和壬基羟肟酸(C₉H₁₉)CO(NHOH)。戊基黄原酸甲酸乙酯对硫化铜矿物(包括原生的黄铜矿，和次生的辉铜矿、铜兰等)捕收能力强，对黄铁矿和氧化矿石捕收能力较弱；而壬基羟肟酸易水解为NH₂OH和羧酸，能与Cu²⁺离子生成化合物，对氧化铜矿捕收能力强，对方解石、石英等脉石矿物不起作用。

在磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯，同时加入pH调整剂使矿浆pH保持9.5-10.5，利用这种条件，使戊基黄原酸甲酸乙酯与硫化-氧化混合铜矿中的硫化铜矿发生作用，而不与氧化矿、硫化铁矿发生反应；在浮选过程中加入壬基羟肟酸，再加入起泡剂进行回收，保持浮选矿浆pH为9.5-10.5，这样能改变硫化-氧化混合铜矿中的铜矿物表面与脉石矿物、硫化铁矿物表面亲水/疏水性质，使得脉石矿物、硫化铁矿表面亲水，而不与浮选捕收剂发生作用；铜矿物(包括硫化铜矿物和氧化铜矿物)表面疏水，可以浮选分离出铜精矿。

相对传统的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选技术，本发明采用高效的硫化矿捕收剂戊基黄原酸甲酸乙酯与高效的氧化矿捕收剂壬基羟肟酸配合使用，取消了氧化铜矿的活化剂，提高了整个铜的回收率与精矿质量。

在流程结构上，利用混合矿石中铜硫化矿浮选速率不同的特点，采用快速浮选的方法获得铜矿物快速浮选的铜粗精矿，与精选流程合并得到最终铜精矿，提高了浮选效率，减少了浮选设备与能耗。对氧化率为25％以上、硫化铜矿物以黄铜矿为主的硫化-氧化混合铜矿，采用本发明可获得铜品位为23-25％，回收率80-83％，与常规方法相比，铜回收率提高10％以上。

附图说明

图1：本发明工艺流程示意图。

具体实施方式

实施例1：