一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用

文档序号:1806989 发布日期:2021-11-09 浏览:34次 >En<

阅读说明:本技术 一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用 (Activating agent for improving recovery rate of copper and associated gold in copper ore, and preparation and application thereof ) 是由 田树国 王乾坤 孙忠梅 胡敏 崔立凤 丛颖 周利华 唐浪峰 缪彦 李继福 于 2021-08-11 设计创作,主要内容包括:本发明公开了一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用,活化剂的原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠10%-40%、柠檬酸钠20%-50%、巯基苯并噻唑钠20%-50%。本发明开发一种选择性活化效果好、适应性强、绿色环保、对提高铜矿石铜及伴生金回收率有明显作用的活化剂。(The invention discloses an activator for improving recovery rates of copper and associated gold in copper ores, and preparation and application thereof, wherein the raw materials of the activator comprise 10-40% of sodium dodecyl sulfate, 20-50% of sodium citrate and 20-50% of sodium mercaptobenzothiazole according to the following weight percentage. The activating agent has the advantages of good selective activation effect, strong adaptability, environmental protection and obvious effect of improving the recovery rate of copper in copper ores and associated gold.)

一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用,适用于伴生金以单体金及连生金为主的伴生铜金矿综合回收。

背景技术

金在地壳中的平均含量为约1亿分之1.1,金矿床是经过漫长时间的地壳运动和地质变化将金元素富集而形成的。一般工业价值的金矿中金的品位在2-3克/吨,富矿有5-50克/吨,特富矿50-500克/吨,贫矿在0.1-1克/吨,目前选冶技术水平0.5克/吨以上就有工业开采价值。金具有亲硫性,常与硫化物密切共生,形成伴生金矿。随着矿产资源的开发,单一矿石、富矿石濒临枯竭;贫杂细及伴生矿资源的选矿利用日益重要。铜金资源方面同样面临这样的问题,单一、易处理铜矿石、金矿石逐渐减少,嵌布关系复杂的铜金硫伴生矿石已经成为当前铜(金)综合回收的主要原料之一。对此类含金铜硫矿石的综合回收主要以浮选法为主,传统的选别工艺多以优先浮选工艺与混合浮选再分离工艺为主。但采用常规的优先浮选工艺或混合浮选再分离工艺,以强压强拉或强拉强压方式选别该类型铜矿石,药剂消耗通常较高,选矿指标差,尤其是金的回收率低,资源综合利用率低。因此,开发一种选择性活化效果好、适应性强的铜金浮选活化剂,配以合理的选矿工艺流程,有助于提高铜及伴生金回收率。

发明内容

针对现有技术的不足,本发明旨在提供一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂及制备和应用,开发一种选择性活化效果好、适应性强、绿色环保、对提高铜矿石铜及伴生金回收率有明显作用的活化剂。

为了实现上述目的,本发明采用如下技术方案:

一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂,原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠10%-40%、柠檬酸钠20%-50%、巯基苯并噻唑钠20%-50%。

本发明还提供一种上述提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂的制备方法,包括如下步骤:

S1、按重量百分比称取各原料,将各原料混匀;

S2、将步骤S1所得的混匀物料装入锥形瓶中,用瓶塞塞住瓶口,放入恒温振动摇床中,调整恒温振动摇床温度40-60摄氏度,转速150-200转/分钟,振幅5mm-20mm,在恒温条件下震荡2-3小时,得到所述活化剂。

本发明还提供上述活化剂在提高铜矿石铜及伴生金回收率上的应用。

进一步地,上述应用的具体过程为:

(1)磨矿:原矿破碎后与水混合进行磨矿;

(2)铜金硫混合粗选一作业:将磨好的矿物加入单槽浮选机,添加硫化矿捕收剂戊基黄药,搅拌后,添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫混合粗选一作业,铜金硫混合粗选一作业所得精矿即为铜金硫混合粗精矿一,铜金硫混合粗选一作业所得尾矿进入铜金硫混合粗选二作业;

(3)铜金硫混合粗选二作业:铜金硫混合粗选一作业所得尾矿浮选槽中添加所述活化剂,搅拌后添加硫化矿捕收剂戊基黄药,搅拌后,添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫混合粗选二作业,铜金硫混合粗选二作业所得精矿即为铜金硫混合粗精矿二,铜金硫混合粗选二作业所得尾矿进入铜金硫混合粗选三作业;

(4)铜金硫混合粗选三作业:铜金硫混粗选二作业所得尾矿浮选槽中添加活化剂,搅拌后添加硫化矿捕收剂戊基黄药,搅拌后,添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫混合粗选三作业,铜金硫混合粗选三作业所得精矿即为铜金硫混合粗精矿三,铜金硫混合粗选三作业所得尾矿即为尾矿一;

(5)铜金硫混合粗精矿再磨:将铜金硫混合粗精矿一、铜金硫混合粗精矿二、铜金硫混合粗精矿三合并,澄清,抽出多余的水分后,添加石灰进行细磨,然后进入铜金硫分离铜金粗选作业;

(6)铜金硫分离铜金粗选作业:将细磨好的铜金硫混合粗精矿添加至单槽浮选机内,添加石灰,矿浆pH值调整至11.5-12.0,搅拌后添加所述活化剂,搅拌后添加Z-200,搅拌后添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫分离铜金粗选作业,铜金硫分离铜金粗选作业所得精矿即为铜金粗精矿,进入铜金精选一作业,铜金硫分离铜金粗选作业所得尾矿进入铜金硫分离铜金扫选作业;

(7)铜金硫分离铜金扫选一作业:铜金硫分离铜金粗选作业所得尾矿添加所述活化剂,搅拌后添加捕收剂Z-200,搅拌后添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫分离铜金扫选一作业,铜金硫分离铜金扫选一作业所得精矿返回铜金硫分离铜金粗选作业,铜金硫分离铜金扫选一作业所得尾矿进入铜金硫分离铜金扫选二作业;

(8)铜金硫分离铜金扫选二作业:铜金硫分离铜金扫选一作业所得尾矿添加所述活化剂,搅拌后添加捕收剂Z-200,搅拌后添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫分离铜金扫选二作业,铜金硫分离铜金扫选二作业所得精矿返回铜金硫分离铜金扫选一作业,铜金硫分离铜金扫选二作业所得尾矿进入铜金硫分离铜金扫选三作业;

(9)铜金硫分离铜金扫选三作业:铜金硫分离铜金扫选二作业所得尾矿添加所述活化剂,搅拌后添加捕收剂Z-200,搅拌后添加起泡剂松醇油,搅拌后进行铜金硫分离铜金扫选三作业,铜金硫分离铜金扫选三作业所得精矿返回铜金硫分离铜金扫选二作业,铜金硫分离铜金扫选三作业所得尾矿即为尾矿二;

(10)铜金精选一作业:铜金粗精矿添加至挂槽浮选机内,添加石灰,搅拌后进行铜金精选一作业,铜金精选一作业所得精矿进入铜金精选二作业,铜金精选二作业所得尾矿返回铜金硫分离铜金粗选作业;

(11)铜金精选二作业:铜金精选一作业所得精矿添加至挂槽浮选机内,添加石灰,搅拌后进行铜金精选二作业,所得泡沫产品即为铜金精矿,尾矿返回铜金精选一作业。

本发明的有益效果在于:

(1)本发明的提高铜矿石铜及伴生金回收率活化剂制备工艺简单,其原料十二烷基磺酸钠、柠檬酸钠、巯基苯并噻唑钠均是在市场易采购的化工原料,原料价格低廉、来源广泛。

(2)本发明的提高铜矿石铜及伴生金回收率活化剂使用过程中能与金铜矿物表面发生反应,生成输水膜,增强金铜矿物的疏水性,进而达到选择性活化作用。十二烷基磺酸钠、柠檬酸钠、巯基苯并噻唑钠相互协同,活化金铜,实际应用中药剂用量少,对金铜活化效果好,尤其是对金的活化效果好,铜金综合回收指标好。

附图说明

图1为本发明实施例6的流程示意图;

图2为本发明实施例7-11的工艺流程图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述,需要说明的是,本实施例以本技术方案为前提,给出了详细的实施方式和具体的操作过程,但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

本实施例提供一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂,原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠10%、柠檬酸钠40%、巯基苯并噻唑钠50%。

实施例2

本实施例提供一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂,原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠10%、柠檬酸钠50%、巯基苯并噻唑钠40%。

实施例3

本实施例提供一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂,原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠40%、柠檬酸钠20%、巯基苯并噻唑钠40%。

实施例4

本实施例提供一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂,原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠40%、柠檬酸钠40%、巯基苯并噻唑钠20%。

实施例5

本实施例提供一种提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂,原料按照如下重量百分比包括十二烷基磺酸钠20%、柠檬酸钠30%、巯基苯并噻唑钠50%。

实施例6

本实施例提供一种如实施例1所述提高铜矿石铜及伴生金回收率的活化剂的制备方法,如图1所示,包括如下步骤:

S1、按重量百分比称取各原料,放置在40cm*40cm方形软橡胶垫上,采用翻滚混匀法(翻滚混匀法就是双手拿住方形软橡胶垫的对角,将橡胶垫对角尽量靠拢,形成一定角度,双手提着橡胶垫对角来回移动,使物料在橡胶垫上翻滚,翻滚6-9次后换另一对角重复物料翻滚运动6-9次,如此往复交换翻滚8-10次,翻滚过程将物料混匀)将各原料混匀。

S2、将步骤S1所得的混匀物料装入锥形瓶中,用瓶塞塞住瓶口,放入恒温振动摇床中,调整恒温振动摇床温度40-60摄氏度,转速150-200转/分钟,振幅5mm-20mm,在恒温条件下震荡2-3小时,得到所述活化剂(下称TC1910)。

图1中,a为十二烷基磺酸钠,b为柠檬酸钠,c为巯基苯并噻唑钠,E为TC1910。

实施例7

某含金硫化铜矿的矿石中铜矿物主要是黄铜矿,含有少量辉铜矿,铜蓝,极少量的斑铜矿;金主要是单体金与连生金、硫化铜矿物载金,其次是黄铁矿载金,脉石矿物载金较少;脉石矿物主要以石英为主,其次是绢云母,铝硅酸盐矿物。

采用实施例1-5所述的提高铜矿石铜及伴生金回收率活化剂(下称TC1910)对该矿区不同矿段的原矿开展选矿工艺试验,原生产工艺流程及药剂种类不变,仅在原工艺基础上增加活化剂TC1910的使用。

本实施例使用原矿含铜0.87%,金0.37g/t;

如图2所示,原矿破碎至2mm与水按1:1的重量比混合进行磨矿,磨矿至产品细度为-0.075mm占60%。将磨好的矿物加入单槽浮选机,添加硫化矿捕收剂戊基黄药,其用量为40g/t原矿干重,搅拌2分钟后,添加起泡剂松醇油,其用量10g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫混合粗选一,精矿(泡沫产品)即为铜金硫混合粗精矿一,尾矿进入铜金硫混合粗选二。铜金硫混合粗选一尾矿添加实施例1所述活化剂TC1910,其用量为150g/t原矿干重,搅拌3分钟后添加硫化矿捕收剂戊基黄药,其用量为20g/t原矿干重,搅拌2分钟后,添加起泡剂松醇油,其用量5g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫混合粗选二,精矿(泡沫产品)即为铜金硫混合粗精矿二,尾矿进入铜金硫混合粗选三。铜金硫混粗选二尾矿中添加实施例1所述活化剂TC1910,其用量为100g/t原矿干重,搅拌3分钟后添加硫化矿捕收剂戊基黄药,其用量为15g/t原矿干重,搅拌2分钟后,添加起泡剂松醇油,其用量5g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫混合粗选三,精矿(泡沫产品)即为铜金硫混合粗精矿三,尾矿即为尾矿一。将铜金硫混合粗精矿一、铜金硫混合粗精矿二、铜金硫混合粗精矿三合并,澄清,用洗耳球抽出多余的水分后,添加至艾莎磨机,再在艾莎磨机中添加石灰,用量为2500g/t原矿干重,进行细磨,细磨至产品细度为-0.020mm含量占80%,进入铜金与硫分离工艺。将细磨好的铜金硫混合粗精矿添加至单槽浮选机内,添加石灰,其用量为1500g/t原矿干重,矿浆pH值调整至11.80,搅拌3分钟后添加实施例1所述的TC1910,其用量为200g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加Z-200,其用量为20g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油,其用量为10g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫分离铜金粗选,精矿(泡沫产品)即为铜金粗精矿,进入铜金精选一作业,尾矿进入铜金硫分离铜金扫选作业。铜金硫分离铜金粗选尾矿添加实施例1所述的TC1910,其用量为500g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加捕收剂Z-200,其用量为15g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油,其用量为5g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫分离铜金扫选一,精矿(泡沫产品)返回铜金硫分离铜金粗选,尾矿进入铜金硫分离铜金扫选二。铜金硫分离铜金扫选一尾矿添加实施例1所述TC1910,其用量为100g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加捕收剂Z-200,其用量为10g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油,其用量为3g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫分离铜金扫选二,精矿(泡沫产品)返回铜金硫分离铜金扫选一,尾矿进入铜金硫分离铜金扫选三。铜金硫分离铜金扫选二尾矿添加实施例1所述的TC1910,其用量为50g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加捕收剂Z-200,其用量为10g/t原矿干重,搅拌2分钟后添加起泡剂松醇油,其用量为3g/t原矿干重,搅拌1分钟后进行铜金硫分离铜金扫选三,精矿(泡沫产品)返回铜金硫分离铜金扫选二,尾矿即为尾矿二。铜金粗精矿添加至挂槽浮选机内,添加石灰,其用量为300g/t原矿干重,搅拌三分钟后进行铜金精选一作业,精矿(泡沫产品)进入铜金精选二作业,尾矿返回铜金硫分离铜金粗选。铜金精选一精矿添加至挂槽浮选机内,添加石灰,其用量为200g/t原矿干重,搅拌三分钟后进行铜金精选二作业,泡沫产品即为铜金精矿,尾矿返回铜金精选一作业。

图2中,d为原矿,e为戊基黄药,f为松醇油,g为石灰,h为TC1910,i为Z-200,K为铜金精矿,X1为尾矿一,X2为尾矿二。

实施例8

本实施例使用的原矿含铜0.88%,金0.36g/t,获得铜金精矿含铜24.16%,金8.34g/t,铜回收率93.64%,金回收率79.49%。本实施例和实施例7所使用的浮选工艺完全相同,区别在于本实施例中采用实施例2所述的TC1910。

实施例9

本实施例使用的原矿含铜0.87%,金0.37g/t,获得铜金精矿含铜21.68%,金7.97g/t,铜回收率94.11%,金回收率81.77%。本实施例和实施例7所使用的浮选工艺完全相同,区别在于本实施例中采用实施例3所述的TC1910。

实施例10

本实施例使用的原矿含铜0.89%,金0.35g/t,获得铜金精矿含铜23.86%,金7.84g/t,铜回收率94.13%,金回收率80.11%。本实施例和实施例7所使用的浮选工艺完全相同,区别在于本实施例中采用实施例4所述的TC1910。

实施例11

本实施例使用的原矿含铜0.88%,金0.35g/t,获得铜金精矿含铜23.03%,金7.92g/t,铜回收率93.96%,金回收率77.52%。本实施例和实施例7所使用的浮选工艺完全相同,区别在于本实施例中采用实施例5所述的TC1910。

实施例7-11具体的工艺实验指标见表1。

表1

对比例1

本对比例使用的原矿含铜0.87%,含金0.32%,含硫2.08%。采用原生产工艺进行浮选,即实施例7-11的工艺去除活化剂TC1910的使用。原生产工艺闭路试验指标见表2。

表2原生产工艺闭路试验指标

由表1和表2可知,采用实施例1-5所述的活化剂TC1910,应用“铜金硫混浮-铜金硫混浮粗精矿细磨-细磨产品浮选铜金”的混合工艺方法,与原生产工艺对比,可有效提高铜金品位及回收率指标,尤其是金回收率大幅度提高,选矿指标稳定,选择性活化效果好,具有较好的应用前景。

对于本领域的技术人员来说,可以根据以上的技术方案和构思,给出各种相应的改变和变形,而所有的这些改变和变形,都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

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