一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法及其用于的捕收剂的利记博彩app
【专利摘要】本发明公开了一种用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿的捕收剂及其选矿方法，属于矿物浮选分离工艺【技术领域】。本发明采用在低钙条件下进行浮选，酯-112对蓝辉铜矿有较好选择性，避免蓝辉铜矿本身活性较差，铜回收率不高局面；采用Ca(ClO)2+石灰对黄铁矿进行抑制，降低了Cu+的活性，避免部分黄铁矿被Cu+活化；低钙条件下，避免了管道结钙，在一定程度减少废水对矿山污染；中矿再磨的选择，使蓝辉铜矿物与黄铁矿得到充分的解离，实现了矿山节能减排。采用该工艺可以得到较高的经济技术指标。
【专利说明】一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法及其用于的捕收剂
【技术领域】
[0001]本发明属于矿物浮选分离工艺【技术领域】，具体涉及一种有色金属矿分选工艺中用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿的捕收剂及其选矿方法。
技术背景
[0002]目前，难选铜硫矿是指高硫低铜、高氧化率，铜矿物次生程度较高，黄铁矿活性较强的矿石，在有色金属矿浮选工艺中嵌布粒度较细的次生兰辉铜矿与黄铁矿分离主要存在以下问题:1)采用大量的石灰产生许多有害的后果:管道结垢，容易堵塞，矿山废水污染严重，不利于有价伴生元素的综合回收；2)该类矿石次生蓝辉铜矿物易氧化分解4Cu2S+902=4CuS04+2Cu20,导致矿浆中溶解大量的Cu+，使黄铁矿受到活化，很难实现铜硫分离；3)次生蓝辉铜矿本身活性较差，容易损失在尾矿中，导致回收率偏低；4)由于嵌布粒度较细，磨矿成本较高。
【发明内容】
[0003]为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明的目的是提供一种嵌布粒度较细的次生蓝辉铜矿与黄铁矿分离过程中在低钙条件下，添加次生蓝辉铜矿和黄铁矿均有选择效果、后续容易分离的捕收剂进行捕收后，添加Ca (ClO)2及石灰对黄铁矿进行抑制，并进行中矿再磨，最终实现粒度较细的次生蓝辉铜矿与黄铁矿分离的捕收剂及其选矿方法。
[0004]为解决本发明的技术问题，采用如下技术方案:
技术方案一，一种用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法的捕收剂，其组分如下:
丁基黄药20份-40份 酯-112 15份-30份
其中酯-112由O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、N，N- 二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、二丁基二硫代磷酸铵及J-622按1: 1.05:1:1.02体积比配比而成。
[0005]技术方案二，一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，具体步骤如下:
步骤1:在原矿中加入1000?3000克/吨原矿的石灰后，通过球磨机磨细制得质量浓度为30?35%矿浆，然后加入上述权利要求1所述的捕收剂搅拌2?3分钟后进行铜硫混选，得到铜硫粗精矿；
步骤2:在铜硫粗精矿矿浆质量浓度为20?30%条件下经过两次精选得到铜硫混合精
矿；
步骤3:在铜硫精矿矿浆质量浓度为20?30%条件下加入Ca(ClO)2IOO?500克/吨原矿和石灰1000?6000克/吨原矿搅拌3?7分钟后，再加入2?5克/吨原矿上述权利要求I中的酯-112，搅拌2?3分钟后进行铜硫分离，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过I?2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过一次精选产出硫精矿；
步骤4:铜精选I和硫精选I尾矿经过磨至细度为85?95%-0.044mm后，返回铜硫分离粗选。[0006]每吨原矿中加入丁基黄药为20g_40g、酯-112为15g_30g。
[0007]所述步骤I中矿物的细度为0.074mm的矿物占全部矿物的65%_75%。
[0008]所述步骤I中铜硫混选的浮选时间为2?8分钟。
[0009]所述步骤3中铜硫分离的浮选时间为2?5分钟。
[0010]通过以上四个步骤达到了嵌布粒度较细的次生蓝辉铜矿与黄铁矿分离的目的。
[0011]本发明采用在低钙条件下进行浮选，酯-112对蓝辉铜矿有较好选择性，避免蓝辉铜矿本身活性较差，铜回收率不高局面；采用Ca(ClO)2+石灰对黄铁矿进行抑制，降低了 Cu+的活性，避免部分黄铁矿被Cu+活化；低钙条件下，避免了管道结钙，在一定程度减少废水对矿山污染；中矿再磨的选择，使蓝辉铜矿物与黄铁矿得到充分的解离，实现了矿山节能减排。采用该工艺可以得到较高的经济技术指标。
【具体实施方式】
[0012]实施例1
一种用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法的捕收剂，其组分如下:
丁基黄药20份，酯-112 15份，其中酯-112由O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、N, N- 二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、二丁基二硫代磷酸铵及J-622按1: 1.05:1:1.02体积比配比而成。
[0013]一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，对某嵌布粒度较细的次生蓝辉铜矿进行铜与黄铁矿的分离浮选，该矿石原矿品位铜为0.40%，硫为6.10%。在I吨原矿中添加石灰2000克后，通过湿式球磨机磨至细度为0.074mm的矿物占全部矿物的75%，所得的矿浆质量浓度为32%的，在此矿浆浓度条件下加入捕收剂丁基黄药30克和酯-112 20克，搅拌2分钟后进行铜硫混选，浮选时间为6分钟，得到铜硫粗精矿；在铜硫粗精矿在矿浆质量浓度为28%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为25%条件下加入Ca (ClO) 2200克和石灰4000克，然后搅拌6分钟后，再加入酯-112 3克，搅拌2分钟后进行铜硫分离，浮选时间为4分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过I次精选产出硫精矿；铜精选I和硫精选I尾矿经过磨至细度为0.044mm的物料占90%后，返回铜硫分离粗选的工艺流程。获得了铜精矿铜品位为22.81%，铜回收率为70.01% ;硫精矿硫品位为38.45%，硫回收率为70.25%的选矿指标。
[0014]为了进一步说明本实施例的有益效果，下面做了两组对照试验:
对照例I
在实施例1中采用丁基黄药和松醇油作为蓝辉铜与黄铁矿的捕收剂和起泡剂，Ca(ClO)2+石灰作为黄铁矿的抑制剂进行浮选得到铜精矿，得到的铜精矿铜品位为18.42%，铜回收率为64.25% ;硫精矿硫品位为35.15%，硫回收率为68.53%。
[0015]对照例2
在实施例1中的矿石采用丁基黄药、酯-112作为蓝辉铜与黄铁矿的捕收起泡剂，石灰作为黄铁矿的抑制剂进行浮选得到铜精矿，得到的铜精矿铜品位为19.28%，铜回收率为66.25% ;硫精矿硫品位为36.24%，硫回收率为68.98%。
[0016]实施例2
一种用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法的捕收剂，其组分如下: 丁基黄药40份，酯-112 25份，其中酯-112由O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、N, N- 二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、二丁基二硫代磷酸铵及J-622按1: 1.05:1:1.02体积比配比而成。
[0017]一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，对某嵌布粒度较细的次生蓝辉铜矿进行铜与黄铁矿的分离浮选，该矿石原矿品位铜为0.35%，硫为4.89%。在I吨原矿中添加石灰3000克后，通过湿式球磨机磨至细度为0.074mm的矿物占全部矿物的75%，所得的矿浆质量浓度为32%的，在此矿浆浓度条件下加入丁基黄药30克和酯-112 25克，搅拌2分钟后进行铜硫混选，浮选时间为7分钟，得到铜硫粗精矿；在铜硫粗精矿在矿浆质量浓度为27%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为24%条件下加入Ca (ClO) 2300克和石灰6000克，然后搅拌6分钟后，再加入酯-112 5克，搅拌2分钟后进行铜硫分离，浮选时间为5分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过I次精选产出硫精矿；铜精选I和硫精选I尾矿经过磨至细度为0.044mm的物料占92%后，返回铜硫分离粗选的工艺流程。获得了铜精矿铜品位为21.89%，铜回收率为67.43% ;硫精矿硫品位为37.94%，硫回收率为68.77%的选矿指标。
[0018]为了进一步说明本实施例的有益效果，下面做了两组对照试验:
对照例I
在实施例2中的矿石采用丁基黄药和松醇油作为蓝辉铜与黄铁矿的捕收剂和起泡剂，Ca(ClO)2+石灰作为黄铁矿的抑制剂进行浮选得到铜精矿，铜精矿铜品位为19.99%，铜回收率为64.22% ;硫精矿硫品位为36.84%，硫回收率为68.01%。
[0019]对照例2
在实施例2中的矿石采用丁基黄药和酯-112作为蓝辉铜与黄铁矿的捕收起泡剂，石灰作为黄铁矿的抑制剂进行浮选得到铜精矿，铜精矿铜品位为20.01%，铜回收率为65.24% ；硫精矿硫品位为37.01%，硫回收率为67.69%。
[0020]实施例3
一种用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法的捕收剂，其组分如下:
丁基黄药为30份，酯-112为30份，其中酯-112由O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、N，N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、二丁基二硫代磷酸铵及J-622按1: 1.05:1:1.02体积比配比而成。
[0021]一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，对某嵌布粒度较细的次生蓝辉铜矿进行铜与黄铁矿的分离浮选，该矿石原矿品位铜为3.92%，硫为38.84%。在I吨原矿中添加石灰2000克后，通过湿式球磨机磨至细度为0.074mm的矿物占全部矿物的75%，所得的矿浆质量浓度为25%的，在此矿浆浓度条件下加入捕收剂丁基黄药30克和酯-112 20克，其中酯-112由
O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、N, N- 二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、二丁基二硫代磷酸铵及J-622按1:1.05:1:1.02体积比配比而成。搅拌2分钟后进行铜硫混选，浮选时间为6分钟，得到铜硫粗精矿；在铜硫粗精矿在矿浆质量浓度为28%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿；铜硫混合精矿在矿浆质量浓度为25%条件下加入Ca (ClO) 2400克和石灰5000克，然后搅拌6分钟后，再加入酯-112 3克，搅拌2分钟后进行铜硫分离，浮选时间为5分钟，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过I次精选产出硫精矿；铜精选I和硫精选I尾矿经过磨至细度为0.044mm的物料占92%后，返回铜硫分离粗选的工艺流程。获得了铜精矿铜品位为21.87%，铜回收率为85.44% ;硫精矿硫品位为36.81%，硫回收率为84.48%的选矿指标。
[0022]为了进一步说明本实施例的有益效果，下面做了一组对照试验:
对照例I
在实施例3中的矿石采用酯-112作为蓝辉铜捕收起泡剂，Ca(ClO)2+石灰作为黄铁矿的抑制剂，铜硫混合粗精矿磨至细度为90%-0.044mm (铜精选I和硫精选I尾矿不再磨)进行浮选得到铜精矿，铜精矿铜品位为21.78%，铜回收率为85.36% ;硫精矿硫品位为36.89%，硫回收率为84.50%。
【权利要求】
1.一种用于蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法的捕收剂，其特征在于其组分如下: 丁基黄药20份-40份 酯-112 15份-30份 其中酯-112由O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、N，N- 二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、二丁基二硫代磷酸铵及J-622按1: 1.05:1:1.02体积比配比而成。
2.一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，其特征在于其步骤如下: 步骤1:在原矿中加入1000?3000克/吨原矿的石灰后，通过湿式球磨机磨细制得质量浓度为30?35%矿浆，然后加入上述权利要求1所述的捕收剂搅拌2?3分钟后进行铜硫混选，得到铜硫粗精矿； 步骤2:在铜硫粗精矿矿浆质量浓度为20?30%条件下经过两次精选得到铜硫混合精矿； 步骤3:在铜硫精矿矿浆质量浓度为20?30%条件下加入Ca(ClO)2IOO?500克/吨原矿和石灰1000?6000克/吨原矿搅拌3?7分钟后，再加入2?5克/吨原矿上述权利要求I中的酯-112，搅拌2?3分钟后进行铜硫分离，得到铜粗精矿和硫粗精矿，铜粗精矿经过I?2次精选产出铜精矿，硫粗精矿经过一次精选产出硫精矿； 步骤4:铜粗精矿经过I?2次精选和硫粗精矿经过一次精选产生的尾矿磨至细度为0.044mm的物料占85?95%后,返回铜硫分离粗选。
3.根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法,其特征在于:每吨原矿中加入丁基黄药为20g-40g、酯-112为15g-30g。
4.根据权利要求2或3所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，其特征在于:所述步骤I中矿物的细度为0.074mm的矿物占全部矿物的65%_75%。
5.根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，其特征在于:所述步骤I中铜硫混选的浮选时间为2?8分钟。
6.根据权利要求2所述的一种蓝辉铜矿与黄铁矿选矿方法，其特征在于:所述步骤3中铜硫分离的浮选时间为2?5分钟。
【文档编号】B03D1/001GK103447155SQ201310372114
【公开日】2013年12月18日 申请日期:2013年8月23日 优先权日:2013年8月23日
【发明者】彭贵熊, 孙运礼, 郭海宁, 柏亚林, 袁艳, 廖雪珍, 苗梁, 王李鹏, 包玺琳, 陈侃 申请人:西北矿冶研究院