一种硫化铜矿物与硫铁矿及易浮脉石浮选分离的方法
阅读说明：本技术 一种硫化铜矿物与硫铁矿及易浮脉石浮选分离的方法 (Method for flotation separation of copper sulfide minerals, pyrite and easy-to-float gangue ) 是由 于晨 陈元春 于 2020-05-08 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种硫化铜矿物与硫铁矿及易浮脉石浮选分离的方法,包括对铜硫矿原矿进行破碎、磨矿、调浆、铜硫矿粗扫选、粗选精矿再磨后精选步骤,本发明通过高效抑制剂Yu-002强化硫铁矿物和易浮脉石的抑制及消除矿浆中难免离子对硫铁矿物的活化,通过高效捕收剂异丁基钠黑药选择性强化对硫化铜矿物的捕收,同时,浮选时仅添加少量石灰将矿浆pH调整到弱碱性,该复合抑制剂的添加能有效地螯合铜离子、铁离子及亚铁离子,并减轻硫铁矿物对硫化铜矿物浮选的影响,从而实现硫化铜矿物与硫铁矿物和脉石矿物的高效分离。本发明具有分离效果好、选矿指标稳定、组合抑制剂较传统抑制剂清洁环保,易于现场操作管理的特点,适合复杂难选铜硫矿选矿的新方法,适于推广应用。(The invention discloses a method for flotation separation of copper sulfide minerals, pyrite and gangue minerals, which comprises the steps of crushing, grinding, size mixing, rough scavenging of copper sulfide minerals, regrinding of rough concentrate and fine selection. The method has the characteristics of good separation effect, stable beneficiation index, cleanness and environmental protection of the combined inhibitor compared with the traditional inhibitor, and easy field operation and management, is suitable for a new method for beneficiation of complex refractory copper-sulfur ores, and is suitable for popularization and application.)
技术领域
本发明涉及矿物冶金加工技术领域，具体涉及一种含易浮脉石的难选铜硫矿的选矿方法。
背景技术
常用的硫化铜矿浮选抑制剂主要为石灰，如德兴铜矿、冬瓜山铜矿等。石灰具有来源广，价格相对便宜的特点，在常规硫化铜矿浮选过程中，可以有效地抑制黄铁矿、白铁矿，得到了广泛的工业应用。
由于硫化铜矿石中往往含有大量的滑石、蛇纹石、高岭石、绿泥石等易浮脉石矿物，当石灰应用于浮选这类的硫化铜矿石时，存在以下的问题：首先，石灰本身是一种常用的凝聚剂，在矿浆中加入大量石灰，能够促进矿浆中粘土矿物颗粒与硫化铜矿物颗粒异相凝聚，不利于矿物颗粒的分散与浮选分离；其次，石灰加入矿浆中带来了大量的钙离子与钙羟基化合物，这些含钙组分可在粘土矿物与硫化矿物表面无选择性吸附，导致抑制剂难以选择抑制粘土矿物，浮选分离困难；随着石灰用量的不断增大，出现管道堵塞、结垢、团结、腐蚀设备，尤其是当石灰用量过大，造成矿山废水因pH值过高不达标等现象。因此，开发出可实现铜硫分离的高效、环保的硫矿物和易浮脉石的抑制剂，既符合当前节能环保的国家政策，也可提高矿产资源高效综合回收利用。
本发明首次使用六偏磷酸钠、焦亚硫酸钠、TETA（三乙烯四胺）或二乙烯三胺作为易浮脉石和硫铁矿的组合抑制剂，取得了较好的浮选效果。其作用机理为：抑制剂中的焦亚硫酸钠在矿浆中发生以下反应：
Na2S2O5+H2O＝2NaHSO3
2NaHSO3＝Na2SO3+H2O+SO2↑
SO3 2-+2Cu2+＝Cu2SO3↓
Cu2SO3＝CuSO3↓+Cu
可见，焦亚硫酸钠能消除矿浆中Cu2+对硫铁矿和易浮脉石的活化作用；另外，焦亚硫酸钠是还原剂，通过影响矿浆电极电位，有利于铜矿物上浮而不利于硫铁矿物的上浮。
抑制剂中的TETA（三乙烯四胺）或二乙烯三胺能与钙、镁、铁、铜、锰等离子生成水溶性络合物，因此能与硫铁矿表面的Fe2+、易浮脉石表面的Ca2+、Mg2+、Fe2+、Al3+
形成水溶性络合物，从而使这些矿物或脉石失去可浮性；同时能与矿浆中的Cu2+、Fe3+、Fe2+形成络合物结构，从而消除这些金属离子对硫铁矿的活化作用。
抑制剂的六偏磷酸钠作为一种高分子长链化合物，通过化学吸附形式吸附在易浮脉石表面，分子长链中带有大量的 PO3-基团，可以改变蛇纹石表面的电性，增加颗粒表面电位的绝对值，提高粒间静电排斥作用能，从而达到分散易浮脉石的目的。
抑制剂中各组分在浮选过程中，既发挥自身的优势又互相协同作用，功能互补。本发明首次使用六偏磷酸钠、焦亚硫酸钠与TETA（三乙烯四胺）或二乙烯三胺作为含易浮脉石的难选铜硫矿石浮选的组合抑制剂，通过强化分散矿浆中粘土矿物与硫化铜矿物颗粒、阻碍亲水性脉石矿物的泡沫夹带、消除矿浆中难免离子的不利影响，达到选择性抑制目的。
发明内容
为了克服现有含易浮脉石的难选铜硫矿浮选过程中抑制剂的不足，本发明的第一个目的是提供一种新的用于含易浮脉石的难选铜硫矿的组合抑制剂，其效果显著，与常规硫化铜矿石抑制剂相比，组合抑制剂有利于强化粘土矿物与硫化铜矿物颗粒的分散，促进抑制剂的选择性抑制作用，大幅度降低选矿废水的pH值，提高选矿指标。
本发明的目的是通过以下方式实现的：
一种含易浮脉石的难选铜硫矿石的组合抑制剂：是由六偏磷酸钠、焦亚硫酸钠与三乙烯四胺或二乙烯三胺三种药剂组合；所述的组合调整剂的质量配比为六偏磷酸钠：焦亚硫酸钠：三乙烯四胺或二乙烯三胺＝40～60:20～30:2～8。
本发明的第二个目的是提供上述含易浮脉石的难选铜硫矿石的组合抑制剂的应用。本发明首次将由六偏磷酸钠、焦亚硫酸钠、三乙烯四胺或二乙烯三胺三种药剂组合的调整剂用于浮选含易浮脉石的难选铜硫矿石。
具体的应用是浮选含易浮脉石的难选铜硫矿石时作为抑制剂。
进一步地，所述的组合抑制剂适用矿浆pH值为8.0～12.5，；优选适用矿浆pH值范围为8.5～11.0，组合抑制剂的用量为100-500g/t原矿。
本发明将组合抑制剂的质量配比优选与组合抑制剂剂的优选用量范围搭配，能更进一步提升抑制剂的作用，最大程度的提高选矿指标。
本发明所述的含易浮脉石的难选铜硫矿石的组合抑制剂在具体应用时，将六偏磷酸钠、焦亚硫酸钠、三乙烯四胺按照比例与矿石同时加入磨机或者加入浮选前的搅拌桶中与矿石搅拌混匀即可，再加入捕收剂、起泡剂进行浮选。
本发明所述的含易浮脉石的难选铜硫矿石的组合抑制剂在具体应用时，使用的捕收剂包括：丁基黄药、丁基钠黑药、Z-200、戊黄药、硫铵酯类捕收剂、硫脲类捕收剂中的一种或几种；起泡剂包括2#油、甲基异丁基甲醇的一种或几种。不再使用传统的易浮脉石抑制剂，如古尔胶、羧甲基纤维素钠、腐植酸钠、木质素磺酸盐。所述的捕收剂、抑制剂、起泡剂的使用量均按照常规用量。
本发明具有的优点及效果：首次使用六偏磷酸钠、焦亚硫酸钠、三乙烯四胺三种药剂的组合作为抑制剂对含易浮脉石的难选铜硫矿石进行浮选，可有效的分散粘土矿物与硫化铜矿物颗粒，阻碍亲水性脉石矿物的泡沫夹带现象，如蛇纹石、滑石、高岭石、绿泥石等；消除矿浆中难免离子的不利影响，强化抑制剂的选择性抑制作用，选择性抑制易浮的脉石矿物，如滑石、蛇纹石、高岭石、绿泥石等；在较少的石灰用量下有效地抑制硫矿物（包括黄铁矿和白铁矿）；从而有利于矿物的浮选分离，提高铜精矿的品位与回收率，大幅度提高选矿指标。
附图说明
图1为本发明的在浮选中应用的工艺流程图。
图2为本发明的组合抑制剂在浮选中应用的工艺流程图；
图3为常规抑制剂剂在浮选中应用的工艺流程图。
具体实施方式
本发明结合实施例旨在进一步说明本发明，而不会形成对本发明的限制。
实施例一：
某大型含易浮脉石硫化铜矿石，原矿铜品位0.65％左右，原矿中硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿与铜蓝，脉石矿物主要为黄铁矿、石英、闪石、绿泥石、滑石、高岭石。
（1）、原矿磨至-0.074mm占65％，加入石灰调整矿浆pH值为9.0～10.0，组合抑制剂用量为100g/t原矿，抑制剂比例为：六偏磷酸钠：焦亚硫酸钠：三乙烯四胺＝50:20:5；加入捕收剂丁基钠黑药 20克/吨原矿，丁基黄药20克/吨原矿，加入起泡剂甲基异丁基甲醇 24克/吨/原矿，搅拌2-3min，进行第一次铜硫混合浮粗选，粗选时间为4-8min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
（2）、往步骤（2）得到的粗选尾矿中按20g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min；加入起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为4-6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
（3）、往步骤（3）得到的粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药10g/t，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为2-4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
（4）、将步骤（1）、（2）、（3）中得到的铜硫粗选混合精矿合并采用水力旋流器分级，分级粒度为0.043mm，旋流器溢流直接进入铜硫分离作业，旋流器沉沙进入球磨机再磨，再磨至-0.043mm占90％，旋流器溢流加水或浓缩调浆至矿浆质量浓度为20-25％；
（5）、将步骤（4）中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-00250/t，搅拌3-4min，控制矿浆pH值为8～10；按10g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2-3min分钟，进行浮选，浮选时间为6-8min，获得铜硫分离一次精矿和铜硫分离粗选尾矿；
（6）、将步骤（5）中的铜硫分离粗一次精矿进行铜硫分离空白精选，搅拌2-3min，进行浮选，浮选时间为4-6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿按10g/t添加捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
（7）、将步骤（6）中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
对比例一：
对比例一的浮选给矿性质、磨矿细度与实施例一相同，一段磨矿产品加入石灰调整矿浆pH值为11.0，再磨产品石灰调整矿浆pH值为12.4。对比例一的粗扫选作业、二段磨矿细度、二段选别各作业的浮选药剂种类及用量与实施例一相同。
实施例一与对比例一选矿指标见表1。
表1实施例一与对比例一选矿指标
编号 产品名称 铜精矿品位，% 铜回收率，% 尾矿浆pH值（尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ合并） 实施例一 铜精矿 28.2 89.2 8.7 对比例一 铜精矿 24.5 87.1 10.8
实施例二：
某大型含易浮脉石硫化铜矿石，原矿铜品位0.90％左右，原矿中硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿，脉石矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、石英、绿泥石、滑石、蛇纹石。
（1）原矿磨至-0.074mm占70％，加入石灰调整矿浆pH值为8.6～9.5，组合抑制剂150g/t原矿，抑制剂比例为：六偏磷酸钠：焦亚硫酸钠：三乙烯四胺＝50:30:5；加入捕收剂丁基钠黑药 20克/吨原矿，丁基黄药20克/吨原矿，加入起泡剂甲基异丁基甲醇30克/吨原矿，搅拌2-3min，进行第一次铜硫混合浮粗选，粗选时间为4-8min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
（2）、往步骤（2）得到的粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药25g/t，搅拌2-3min；加入起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为4-6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
（3）、往步骤（3）得到的粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药10g/t，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为2-4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
（4）、将步骤（1）、（2）、（3）中得到的铜硫粗选混合精矿合并采用水力旋流器分级，分级粒度为0.043mm，旋流器溢流直接进入铜硫分离作业，旋流器沉沙进入球磨机再磨，再磨至-0.043mm占85％，旋流器溢流浓缩或加水调浆至矿浆质量浓度为20-25％；
（5）、将步骤（4）中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-002100/t，搅拌3-4min，控制矿浆pH值为8～10；加入捕收剂异丁基钠黑药10g/t，搅拌2-3min分钟，进行浮选，浮选时间为6-8min，获得铜硫分离一次精矿和铜硫分离粗选尾矿；
（6）、将步骤（5）中的铜硫分离粗一次精矿进行铜硫分离空白精选，搅拌2-3min，进行浮选，浮选时间为4-6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿按10g/t添加捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
（7）、将步骤（6）中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
对比例二：
对比例一的浮选给矿性质、磨矿细度与实施例一相同，一段磨矿产品加入石灰调整矿浆pH值为11.4，再磨产品石灰调整矿浆pH值为12.4。。对比例一的粗扫选作业、二段磨矿细度、二段选别各作业的浮选药剂种类及用量与实施例一相同。
实施例二与对比例二选矿指标见表1。
表1实施例二与对比例二选矿指标
编号 产品名称 铜精矿品位，% 铜回收率，% 尾矿浆pH值（尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ合并） 实施例二 铜精矿 25.1, 88.1 8.7 对比例二 铜精矿 20.5 86.2 10.7
实施例三：
某含易浮脉石硫化铜矿石，原矿铜品位0.720％左右，原矿中硫化铜矿物为黄铜矿、辉铜矿，脉石矿物主要为黄铁矿、白铁矿、石英、高岭石、绿泥石。
（1）原矿磨至-0.074mm占65％，加入石灰调整矿浆pH值为9.0～10.0，组合抑制剂120g/t原矿，抑制剂比例为：六偏磷酸钠：焦亚硫酸钠：三乙烯四胺＝40:25:6；加入捕收剂丁基钠黑药 20克/吨原矿，丁基黄药20克/吨原矿，加入起泡剂甲基异丁基甲醇30克/吨原矿，搅拌2-3min，进行第一次铜硫混合浮粗选，粗选时间为4-8min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
（2）、往步骤（2）得到的粗选尾矿中按15g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min；按10g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为4-6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
（3）、往步骤（3）得到的粗选尾矿中按8g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为2-4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
（4）、将步骤（1）、（2）、（3）中得到的铜硫粗选混合精矿合并采用水力旋流器分级，分级粒度为0.043mm，旋流器溢流直接进入铜硫分离作业，旋流器沉沙进入球磨机再磨，再磨至-0.043mm占88％，旋流器溢流浓缩或加水调浆至矿浆质量浓度为20-25％；
（5）、将步骤（4）中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-00250/t，搅拌3-4min，控制矿浆pH值为8～10；按10g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2-3min分钟，进行浮选，浮选时间为6-8min，获得铜硫分离一次精矿和铜硫分离粗选尾矿；
（6）、将步骤（5）中的铜硫分离粗一次精矿进行铜硫分离空白精选，搅拌2-3min，进行浮选，浮选时间为4-6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿按10g/t添加捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
（7）、将步骤（6）中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
对比例三：
对比例三的浮选给矿性质、磨矿细度与实施例一相同，一段磨矿产品加入石灰调整矿浆pH值为11.0，再磨产品石灰调整矿浆pH值为12.4。对比例三的粗扫选作业、二段磨矿细度、二段选别各作业的浮选药剂种类及用量与实施例三相同。
实施例三与对比例三选矿指标见表1。
表1实施例三与对比例三选矿指标
编号 产品名称 铜精矿品位，% 铜回收率，% 尾矿浆pH值（尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ合并） 实施例三 铜精矿 30.10 90.1 8.4 对比例三 铜精矿 25.50 87.2 10.5
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。
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