一种黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法

摘要

本发明公开一种黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，该方法以硫酸铜作为黄铜矿的活化剂，以水玻璃及六偏磷酸钠等做脉石矿物的抑制剂和矿浆分散剂，以田菁胶等作为黄铁矿的抑制剂，Z200等作为黄铜矿的捕收剂，2#油作为起泡剂，进行浮选分离，可以有效的抑制黄铁矿的浮选，在中性条件下能有效实现黄铜矿与黄铁矿的浮选分离，在给矿铜含量为0.5％～0.9％、含硫量为3％～11％的条件下，经过浮选分离后，可得到含铜量18％～21％的铜精矿，回收率高达77％～85％。

权利要求

1.一种黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，其特征在于：包括以下步骤：(1)在含有黄铜矿与黄铁矿的原矿矿浆中加入硫酸铜、水玻璃和/或六偏磷酸钠、胶类抑制剂、铜矿捕收剂及起泡剂，保持原矿矿浆pH为6.5～7.5，进行粗选，得到铜粗精矿和铜粗尾矿；

(2)所得铜粗尾矿中加入铜矿捕收剂及起泡剂，进行扫选，得到扫选精矿；

(3)所得铜粗精矿中加入水玻璃、胶类抑制剂，进行精选，得到铜精矿；

所述的胶类抑制剂为田菁胶、黄原胶、卫兰胶中的至少一种。

2.根据权利要求1所述的黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，其特征在于：(1)中硫酸铜相对原矿的加入量为200～300g/t，水玻璃和/或六偏磷酸钠相对原矿的加入量为2000～

5000g/t，胶类抑制剂相对原矿的加入量为100～300g/t，铜矿捕收剂相对原矿的加入量为

100～300g/t，起泡剂相对原矿的加入量为50～100g/t。

3.根据权利要求1所述的黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，其特征在于：(2)中铜矿捕收剂相对原矿的加入量为50～150g/t，起泡剂相对原矿的加入量为25～50g/t。

4.根据权利要求1所述的黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，其特征在于：(3)中水玻璃和/或六偏磷酸钠相对原矿的加入量为1000～1500g/t，胶类抑制剂相对原矿的加入量为50～75g/t。

5.根据权利要求1或2或3所述的黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，其特征在于：所述的铜矿捕收剂为Z200、黑药、丁黄药中至少一种；所述的起泡剂为2#油。

6.根据权利要求1所述的黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，其特征在于：所述的原矿中铜品位为0.5％～0.9％、硫质量百分比含量为3％～11％。

说明书

一种黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法

技术领域

[0001] 本发明涉及一种硫化铜矿浮选分离方法，特别涉及一种中性条件下黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法。

背景技术

[0002] 传统的铜硫分离浮选方法：1.石灰法。采用加入大量的石灰，形成高碱度矿浆环境抑制黄铁矿，实现铜硫分离。2.氰化物工艺。氰化物是黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿的有效抑制剂。因其良好的抑制能力，过去广泛应用于多金属硫化矿石的浮选

[0003] 石灰工艺已相当成熟，分离效果好。但在高碱度的介质中，石灰对矿石中的铜、硫、金、银等矿物均有不同程度的抑制作用，不利于铜指标的进一步提高，尤其不利于伴生金、银等有价元素的综合回收。同时由于石灰管路易堵、易结垢，添加量难以准确控制，石灰不利于生产操作和管理，影响设备使用寿命。

[0004] 氰化物属于剧毒化学物质，对环境存在严重污染。因此，我国多数有色金属硫化矿石浮选厂已不用氰化物或仅用少量氰化物。虽然少数选厂由于分离工艺的复杂性尚放弃不了氰化物，但在生产实际中经常将氰化物与其它抑制剂联合使用以求降低氰化物的用量。

发明内容

[0005] 针对现有的石灰工艺和氰化物工艺处理黄铜矿与黄铁矿混合矿物存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种能在无石灰的中性环境中有效实现黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，获得较高铜品位和回收率的铜精矿。

[0006] 为了实现上述技术目的，本发明提供了一种黄铜矿与黄铁矿的浮选分离方法，该方法包括以下步骤：

[0007] (1)在含有黄铜矿与黄铁矿的原矿矿浆中加入硫酸铜、水玻璃和/或六偏磷酸钠、胶类抑制剂、铜矿捕收剂及起泡剂，保持原矿矿浆pH为6.5～7.5，进行粗选，得到铜粗精矿和铜粗尾矿；

[0008] (2)所得铜粗尾矿中加入铜矿捕收剂及起泡剂，进行扫选，得到扫选精矿；

[0009] (3)所得铜粗精矿中加入水玻璃、胶类抑制剂，进行精选，得到铜精矿。

[0010] 本发明的技术方案中以硫酸铜作黄铜矿的活化剂，水玻璃及六偏磷酸钠作为石英等其他脉石矿物抑制剂和矿浆分散剂，胶类抑制剂作黄铁矿的抑制剂，通过捕收剂浮选捕收，能有效富集铜矿物，实现黄铜矿与黄铁矿的分离。

[0011] 优选的方案中，(1)中硫酸铜相对原矿的加入量为200～300g/t，水玻璃和/或六偏磷酸钠相对原矿的加入量为2000～5000g/t，胶类抑制剂相对原矿的加入量为100～300g/t，铜矿捕收剂相对原矿的加入量为100～300g/t，起泡剂相对原矿的加入量为50～100g/t。

[0012] 优选的方案中，(2)中铜矿捕收剂相对原矿的加入量为50～150g/t，起泡剂相对原矿的加入量为25～50g/t。

[0013] 优选的方案中，(3)中水玻璃和/或六偏磷酸钠相对原矿的加入量为1000～1500g/t，胶类抑制剂相对原矿的加入量为50～75g/t。

[0014] 较优选的方案中，铜矿捕收剂为Z200、黑药、丁黄药中至少一种。

[0015] 较优选的方案中，起泡剂为2#油。

[0016] 较优选的方案中，胶类抑制剂为田菁胶、黄原胶、卫兰胶中的至少一种。

[0017] 优选的方案中，原矿中铜品位为0.5％～0.9％、硫质量百分比含量为3％～11％。

[0018] 优选的方案中，精选次数一般为1～2次。

[0019] 本发明的技术方案中扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业；铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。

[0020] 本发明采用的Z200、黑药、丁黄药、2#油、田菁胶、黄原胶、卫兰胶等属于市售常规试剂。

[0021] 本发明的技术方案中硫酸铜预配成质量百分比浓度为10～20％的水溶液进行添加，水玻璃或六偏磷酸钠预配成质量百分比浓度为20～30％的水溶液进行添加，田菁胶或黄原胶或卫兰胶预配成质量百分比浓度为5～10％的水溶液进行添加，Z200直接原液添加，黑药或丁黄药预配成质量百分比浓度为1～2％的水溶液进行添加，2#油直接原液添加。

[0022] 相对现有技术，本发明技术方案带来的有益效果：

[0023] 1、本发明的技术方案以硫酸铜做黄铜矿活化剂，同时采用田菁胶、黄原胶、卫兰胶等天然多糖高分子化合物做黄铁矿抑制剂，可以在较宽的pH范围内，实现黄铜矿和黄铁矿的有效分离，尤其在偏中性的条件下分离效果最好，可得到铜品位为18％～21％的铜精矿，铜的回收率达到77％～85％。

[0024] 2、本发明的技术方案相对传统的石灰法，避免了向矿浆中添加石灰，能防止石灰在使用过程中易结垢、固结、堵塞管道，腐蚀管道等问题，且有利于有价金属金、银等的回收。

[0025] 3、本发明的技术方案相对传统的氰化物法，采用的胶类抑制剂，如田菁胶、黄原胶、卫兰胶等属于天然多糖高分子化合物，对环境无污染，并且用量低，药剂成本低。

具体实施方式

[0026] 以下实施例旨在进一步说明本发明内容，而不是限制本发明权利要求的保护范围。

[0027] 实施例1

[0028] 1.矿物原料

[0029] 取河北省某铜矿山原矿石，含铜量为0.619％，含硫量为3.262％。

[0030] 2.浮选药剂总用量为:

[0031]

[0032] 操作步骤及技术条件如下：

[0033] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、田菁胶和卫兰胶的混合物作黄铁矿的抑制剂、丁黄药作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药和2#油进行铜扫选，扫选次数为1次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂田菁胶、卫兰胶的混合物，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了65t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.619％、含硫量为3.262％的条件下，经过一次粗选两次精选一次扫选后，可得到含铜18.13％，回收率为80.13％的铜精矿。

[0034] 对比实施例1

[0035] 1.矿物原料

[0036] 取河北省某铜矿山原矿石，含铜量为0.619％，含硫量为3.262％。

[0037] 2.浮选药剂总用量为:

[0038]

[0039] 操作步骤及技术条件如下：

[0040] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、石灰作黄铁矿的抑制剂、丁黄药作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药和2#油进行铜扫选，扫选次数为1次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂石灰，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了65t/d扩大试验，在给矿铜含量为
0.619％、含硫量为3.262％的条件下，经过一次粗选两次精选一次扫选后，可得到含铜
16.82％，回收率为78.28％的铜精矿。

[0041] 实施例2

[0042] 1.矿物原料

[0043] 取新疆省某铜矿山原矿石，含铜量为0.592％，含硫量为4.010％。

[0044] 2.浮选药剂总用量为:

[0045]

[0046] 操作步骤及技术条件如下：

[0047] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、田菁胶和黄原胶混合物作黄铁矿的抑制剂、丁黄药、黑药和Z200混合物作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药、黑药、Z200和2#油进行铜扫选，扫选次数为2次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂田菁胶，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了75t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.592％、含硫量为4.010％的条件下，经过一次粗选两次精选两次扫选后，可得到含铜20.37％，回收率为83.65％的铜精矿。

[0048] 对比实施例2

[0049] 1.矿物原料

[0050] 取新疆省某铜矿山原矿石，含铜量为0.592％，含硫量为4.010％。

[0051] 2.浮选药剂总用量为:

[0052]

[0053]

[0054] 操作步骤及技术条件如下：

[0055] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、腐植酸钠和次氯酸钙混合物作黄铁矿的抑制剂、丁黄药、黑药和Z200混合物作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药、黑药、Z200和2#油进行铜扫选，扫选次数为2次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂腐植酸钠和次氯酸钙，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了75t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.592％、含硫量为4.010％的条件下，经过一次粗选两次精选两次扫选后，可得到含铜19.35％，回收率为
81.29％的铜精矿。

[0056] 实施例3

[0057] 1.矿物原料

[0058] 取江西省某铜矿山原矿石，含铜量为0.840％，含硫量为10.135％。

[0059] 2.浮选药剂总用量为:

[0060]

[0061] 操作步骤及技术条件如下：

[0062] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、六偏磷酸钠作为矿浆分散剂、田菁胶作黄铁矿的抑制剂、丁黄药作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药和2#油进行铜扫选，扫选次数为2次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂田菁胶，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了90t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.840％、含硫量为10.135％的条件下，经过一次粗选两次精选两次扫选后，可得到含铜20.56％，回收率为81.26％的铜精矿。

[0063] 对比实施例3

[0064] 1.矿物原料

[0065] 取江西省某铜矿山原矿石，含铜量为0.840％，含硫量为10.135％。

[0066] 2.浮选药剂总用量为:

[0067]

[0068] 操作步骤及技术条件如下：

[0069] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、六偏磷酸钠作为矿浆分散剂、石灰作黄铁矿的抑制剂、丁黄药作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药和2#油进行铜扫选，扫选次数为2次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂石灰，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了90t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.840％、含硫量为10.135％的条件下，经过一次粗选两次精选两次扫选后，可得到含铜20.13％，回收率为81.10％的铜精矿。

[0070] 实施例4

[0071] 1.矿物原料

[0072] 取河北省某铜矿山原矿石，含铜量为0.851％，含硫量为3.027％。

[0073] 2.浮选药剂总用量为:

[0074]

[0075] 操作步骤及技术条件如下：

[0076] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、六偏磷酸钠作为矿浆分散剂、黄原胶作黄铁矿的抑制剂、Z200作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入Z200和2#油进行铜扫选，扫选次数为1次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂黄原胶，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了70t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.851％、含硫量为3.027％的条件下，经过一次粗选两次精选一次扫选后，可得到含铜20.14％，回收率为79.42％的铜精矿。

[0077] 实施例5

[0078] 1.矿物原料

[0079] 取新疆省某铜矿山原矿石，含铜量为0.710％，含硫量为9.349％。

[0080] 2.浮选药剂总用量为:

[0081]

[0082]

[0083] 操作步骤及技术条件如下：

[0084] 浮选过程中，将矿石加入磨矿机磨矿至矿物单体解离后，在自然pH条件下，依次加入硫酸铜作黄铜矿的活化剂、水玻璃作为石英等其他脉石矿物的抑制剂、卫兰胶和黄原胶混合物作黄铁矿的抑制剂、丁黄药和黑药混合物作捕收剂和2#油作起泡剂进行粗选作业，获得铜粗精矿和铜粗尾矿，粗选尾矿加入丁黄药、黑药和2#油进行铜扫选，扫选次数为2次，扫选精矿顺序返回至上一次浮选作业。铜精矿加入调整抑制剂水玻璃、黄铁矿抑制剂卫兰胶和黄原胶，精选次数为2次，获得铜精矿，铜精选中矿顺序返回至上一次浮选作业。按上述工艺参数进行了75t/d扩大试验，在给矿铜含量为0.710％、含硫量为9.349％的条件下，经过一次粗选两次精选两次扫选后，可得到含铜20.07％，回收率为82.87％的铜精矿。