[发明专利]阶段解离-分步选别浮选新工艺

说明书

技术领域

本发明涉及对硫化铜矿的磨-浮选别工艺，特别是原生铜含量较低、次生铜含量较高并与氧化铜等共生或硫含量较高的复杂硫化铜矿磨-浮工艺。

背景技术

随着全世界铜资源的逐渐贫化，入选矿石品位下降。目前我国经济正处于高速发展时期，铜矿资源的消耗增长速度较西方工业发达国家为快。我国铜矿资源有910处，总保有储量为6243万t，居世界第七位，但人均拥有量低于世界平均水平，在有限的矿产资源状况下，提高选铜回收率是提高矿产资源综合利用，发展循环经济较有效的方法之一。

目前，选铜工艺的普通流程是采用一段磨矿，排矿经分级机分级，分级溢流产品达到一定细度(通常控制在-0.074mm 65％)，进入浮选系统，分级沉砂返回和原矿合并再进球磨机。浮选系统包括粗选、精选和扫选，溢流产品经粗选得到的泡沫产品再经精选得到合格精矿，中矿(包括精选的尾矿和扫选的精矿)循序返回到相应位置再次选别。现有流程采用一段磨矿，排矿要么细度不够，难以充分解离矿物，要么细度过细，较大部分有用矿物过磨，两者都造成选铜回收率不高。

现有的提高选铜回收率的方法包括：(1)提高一段磨矿细度，以增加有用矿物的解离度，随之提高回收率，这种做法既增加磨矿成本、还使易浮粗嵌布粒度矿物过磨，过磨的颗粒难以浮选，使部分易浮铜矿物过磨而损失在尾矿中；(2)浮选槽内通过增加药剂用量以达到浮选回收率更高，常用的做法是增加捕收剂和抑制剂的用量，采取“重拉重压”的做法，这种做法既增加药剂消耗，同时给药剂带来的环境污染更加严重；(3)增加二段磨矿(包括粗精矿再磨或中矿再磨)工艺，这种做法忽略一段磨矿的细度，虽然经二段磨矿后连生体颗粒得到有效的解离，但有用矿物颗粒过磨现象严重，导致有用矿物泥化，并且此工艺药剂制度单一，难以有效回收有用矿物；(4)混合同时用药。浮选系统的粗选同时添加酯类和黄药药剂，虽然浮选回收率有所提高，因酯类药剂的溶解性差，黄药率先吸附在矿物表面，酯类药剂的作用没有充分发挥，回收效率仍然不高，且混合用药的同时没有足够重视细度对选矿指标影响。

发明内容

本发明的目的在于提高铜矿物的选矿回收率，提供一种磨矿成本较低、药剂消耗少、环境污染程度低、选矿效率高的阶段解离-分步选别浮选新工艺。

本发明采用的技术方案：阶段解离-分步选别浮选新工艺包括以下步骤：

一、第一段磨矿解离，原矿进入球磨机前合格粒度小于15mm，原矿含Cu品位0.40-1.5％，含S品位1-20％，球磨机进行放粗磨矿即降低磨矿细度，排出的矿物颗粒经筛子分级，溢流产品的磨矿细度控制-0.074mm在50％-62％之间，溢流产品进入浮选系统，分级不合格的沉砂与新给矿重新一起进入第一段磨矿工序；

二、第二段磨矿解离，第二段磨矿通过选择中矿3和中矿4(分别为精选I的尾矿和扫选段的精矿)，合并为中矿后经筛子分级，筛下产品进入第二段球磨机再磨，再磨后的排矿返回筛子分级，溢流产品返回到粗选II段，第二段磨矿的目的是进一步有效提高中矿连生体颗粒有用矿物的解离度，此时溢流产品铜矿物解离度达90％以上，磨矿细度达到-0.074mm 90％以上；

三、第一步选别

第一步选别包括粗选I和独立精选两个工序，将步骤一得到的溢流产品经补加水并添加酯-105药剂15-30g/t、2#油20g/t和石灰，使得矿浆pH达到7-9范围内，进行混合粗选I浮选作业，选出较大部分易浮的铜、硫混合精矿；泡沫产品进入独立精选段，添加石灰300-700g/t，经独立精选段刮出的泡沫为高品位合格精矿，精矿品位在24％以上；

四、第二部选别，含粗选II和精选段

将步骤二得到的溢流产品返回到粗选II，粗选II段添加黄药类药剂20-40g/t、2#油15g/t，扫选段添加的黄药和2#油根据粗选II用量逐步减半；将中矿1和中矿2(分别为独立精选的尾矿和粗选II浮选的精矿)合并进入第二步选别系统，添加石灰2.0-3.0Kg/t到精选II段，使得精选II段矿浆pH达到11.5-13.0，共经过3次精选，获得低品位合格精矿，精矿品位为15-20％。

最佳工艺条件为：一段磨矿的细度为-0.074mm 56％，二段磨矿的细度为-0.074％95％；粗选I段酯类药剂用量为20g/t、2#油20g/t，独立精选段石灰500g/t，粗选II段添加黄药类药剂30g/t、2#油15g/t，扫选段添加的药剂逐步减半。