[发明专利]一种铜—硫分离浮选方法

说明书

技术领域

本发明涉及一种铜—硫分离浮选方法，属于选矿工程学领域。

背景技术

目前，混合金精矿(包括黄黄铜矿与黄铁矿)的选金工艺普遍采用“重选+浮选+氰化”的混合浮选方法，随着矿产资源的不断开发，入选原矿品位愈来愈低，矿石性质日趋复杂，特别是目前矿区储藏的部分中硫、低铜矿石，混合浮选的金精矿中含铜大于3％，导致氰化钠消耗增加，氰化冶炼成本高，金浸出率低；并且矿石中的铜资源也未加合理利用，造成了资源的浪费。

发明内容

本发明的目的在于提供一种铜—硫分离浮选方法，以合理利用铜资源，提高产品的附加值。

为了实现上述目的，本发明的技术方案采用了一种铜—硫分离浮选方法，包括以下步骤：依据混合金精矿中的黄铜矿与黄铁矿矿物表面的电荷、零电点(PZC)及零电点pH值(PH_PZC)的差异，使用调整剂，对混合金精矿的矿浆的pH值进行调整，控制pH为12.5—13；采用组合抑制剂，抑制黄铁矿的可浮性；采用捕收剂改变黄铜矿的可浮性；起泡剂采用2号浮选油；对混合金精矿的矿浆进行铜—硫分离浮选，采用一次粗选、二次扫选、三次精选的浮选流程。

所述的磨矿细度在-200目的占90—95％。

所述的调整剂为石灰。

所述的组合抑制剂为CaO、Na₂SO₃与NaCN的混合物。

所述的CaO用量为40—50kg/t，Na₂SO₃用量为480—550g/t，NaCN用量为45—55g/t。

所述的捕收剂为丁基黄药与戊基黄药混合物。

所述的丁基黄药的用量为15—25g/t，戊基黄药用量为35—45g/t。

所述的2号油的用量为4—6g/t。

所述的浮选采用充气式浮选机。

本发明铜—硫分离浮选方法是根据是：黄铜矿与黄铁矿表面的阴离子溶解进入溶液，使矿物表面带正电，且黄铜矿表面正电荷量大于黄铁矿表面的正电荷量。根据双电层理论，离子的优先溶解、吸附或解离其表面荷电，同时吸附反号离子，构成矿物/水界面双电层，当矿物表面电位为零时，定位离子浓度的负对数，叫“零电点”，用PZC表示，此时溶液的pH值，称零电点pH以pHPZC表示。如上所述，由于黄铜矿表面的电位大于黄铁矿表面的电位，由此推断，黄铜矿的零电点pH(pHPZC)远大于黄铁矿的零电点pH；也就是说，适当调整pH值到12.5—13，使黄铁矿表面带负电，使黄铜矿表面带正电，在浮选作业中，阴离子捕收剂即丁基黄药+戊基黄药组合捕收剂选择性地吸附在黄铜矿表面，组合抑制剂抑硫浮铜，从而达到铜硫分离的目的。

混合金精矿(黄铜矿与黄铁矿)通过本发明的方法浮选后，泡沫产品为含金铜精矿，底流为含金硫精矿；金、铜金属量在分离前后总量是平衡的，只是存在的形式有差异。金的价值不变，铜品位由3.85％提高到21.50％，售价由4000元/金属吨提高到13000元/金属吨，产生了巨大的经济效益。

工业试验安排在故县选厂，入选中硫、低铜矿石计1366吨，分离浮选混合金精矿109.49吨，指标统计表：

铜—硫分离浮选工业试验结果

本发明的效益分析如下：(1)混合金精矿中铜的价值：100％×3.85％×16000元/吨＝616.00元/吨；(2)铜精矿中铜的价值：16.20％×21.50％×50000元/吨＝1741.50元/吨；(3)硫精矿中铜的价值：由于硫精矿中铜品位仅为0.45％，不计价；(4)分离浮选作业成本：60元/吨。

分离浮选每吨含金混合精矿增加效益

(1)+(2)—(3)—(4)＝1065.50元/吨

采用本发明的方法分离浮选每吨含金混合精矿，含金铜精矿外销，可增加效益1065.50元，按企业年处理中硫、低铜矿石6万吨，年生产混合金精矿4200吨计算，企业年增加经济效益447.51万元；另外，含金硫精矿可以直接进入常规氰化作业，提高了金的浸出率，降低了生产成本，进一步提高了企业的经济效益。

具体实施方式