專利名稱：高品位氧化銅精礦的制備方法
技術領域：
本發明涉及選礦技術領域，具體而言，涉及一種高品位氧化銅精礦的制備方法。
背景技術：
在我國的銅資源中，氧化銅礦約占銅礦資源的三分之一，大多數銅礦床都有氧化帶，甚至有的已經形成了獨立的大中型氧化銅礦床，隨著硫化銅礦資源的日益枯竭和我國對銅金屬需求與日俱增，高效開發和利用氧化銅礦資源具有重大意義。氧化銅的處理工藝主要有如下幾大類:1、直接浸出，采用濕法冶煉生產銅；2、選礦產出銅精礦(約含銅8%-25%)，再浸出精礦，采用濕法冶煉生產銅；3、選礦產出銅精礦(約含銅18%-25%)，再電爐還原熔煉，生產粗銅。同等情況下，如果能產出品位相對較高的銅精礦，采用電爐還原熔煉的方法是最經濟的。氧化銅礦一般見于銅礦床上部的氧化帶，由于物理化學條件極為復雜、礦物粒度大小不均、破碎磨礦過程中易過粉碎、泥化嚴重等原因造成了氧化銅礦的浮選效果不理想。產出高品位的氧化銅精礦難度較大。因此，選礦若能生產出高品位的氧化銅精礦，對火法冶煉的意義巨大。氧化銅礦的浮選指標低，主要是因為:氧化銅礦石結構松散易碎，含水較多，尤其是含泥質脈石時，磨礦過程泥化嚴重，浮選困難；有用礦物嵌布粒度較細，一般呈凝膠狀或土狀，有的呈深入脈石或圍巖中的狀態，難以分離回收；再者氧化銅礦溶解度大，礦漿中銅離子濃度較高，增加了藥劑的消耗并破壞了浮選過程的選擇性；氧化銅礦石組成復雜，有用礦物種類多，可浮性差異大，脈石組成復雜，有硅質、鈣質及鐵質脈石，對浮選影響大。
發明內容
本發明旨在提供一種高品位氧化銅精礦的制備方法，以解決現有技術中制備氧化銅精礦時鈣鎂等脈石礦物雜質含量高及銅品位低的技術問題。為了實現上述目的，根據本發明的一個方面，提供了一種高品位氧化銅精礦的制備方法，依次包括復雜氧化銅原礦磨礦，硫化銅浮選，氧化銅浮選，氧化銅浮選包括:粗選，向硫化銅浮選得到的硫化銅浮選尾礦中加入浮選藥劑，混合、攪拌、分離得到粗精礦和粗選尾礦；以及精選，向粗精礦中加入脈石礦物抑制劑進行攪拌，脈石礦物抑制劑為鹵代乙基磺酸鈉。進一步地，鹵代乙基磺酸鈉的加入量為20 150g/噸硫化銅浮選尾礦。進一步地，在加入鹵代乙基磺酸鈉之前還包括:向粗精礦中加入硅質脈石抑制劑并進行攪拌，其中硅質脈石抑制劑為草酸，草酸的加入量為60 150g/噸硫化銅浮選尾礦。進一步地，精選步驟依次包括第一次銅精選、第二次銅精選、第三次銅精選和第四次銅精選四個步驟；其中，第一次銅精選包括向粗精礦中加入草酸作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選一精礦和精選一中礦；第二次銅精選包括向精選一精礦中加入草酸作為抑制齊U，混合，攪拌，分離得到精選二精礦和精選二中礦；第三次銅精選包括向精選二精礦中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選三精礦和精選三中礦；以及第四次銅精選包括向精選三精礦中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到高品位氧化銅精礦和精選四中礦。進一步地，將精選步驟中得到的精選一中礦、精選二中礦、精選三中礦及精選四中礦合并得到精選中礦，將精選中礦磨礦并調制成中礦礦漿，對中礦礦漿進行浮選，得到氧化銅中礦浮選精礦和氧化銅中礦浮選尾礦；其中，氧化銅中礦浮選精礦返回至第一次銅精選步驟；氧化銅中礦浮選尾礦返回至精選中礦的磨礦步驟。進一步地，中礦礦漿的浮選步驟依次包括第一次銅中礦粗選、第二次銅中礦粗選和銅中礦空白精選；其中，第一次銅中礦粗選包括向中礦礦漿中加入浮選藥劑并混合，攪拌，分離得到銅中礦粗精礦一和銅中礦粗選尾礦一；第二次銅中礦粗選包括向銅中礦粗選尾礦一中加入浮選藥劑并混合，攪拌，分離得到銅中礦粗精礦二和銅中礦粗選尾礦二；將銅中礦粗精礦一和銅中礦粗精礦二合并后進行銅中礦空白精選，得到氧化銅中礦浮選精礦和所述氧化銅中礦浮選尾礦；其中，氧化銅中礦浮選精礦返回至第一次銅精選步驟，氧化銅中礦浮選尾礦返回至第一次銅中礦粗選步驟。進一步地，還包括向粗選尾礦中加入浮選藥劑進行掃選的步驟。進一步地，浮選藥劑包括調整劑、捕收劑以及起泡劑；其中，調整劑為硫化鈉，捕收劑為戊黃藥和羥肟酸形成的組合藥劑，起泡劑為松醇油。進一步地，在復雜氧化銅原礦磨礦的步驟中磨至礦料細度為粒徑小于0.074mm的礦料占總磨礦礦料質量的70 85%。本發明采用復雜氧化銅原礦磨礦、硫化銅浮選和氧化銅浮選等工藝，通過在氧化銅浮選的精選過程中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，使得雜質脈石礦物親水，從而在精選過程中提高目的礦物與雜質脈石礦物的分離效果。該方法大幅度地降低了氧化銅精礦中的二氧化硅、氧化鈣和氧化鎂等雜質脈石礦物的含量，使得雜質的去除率高達95%以上，在不降低銅精礦回收率的同時，得到了高品位氧化銅精礦。氧化銅精礦品位提高后，可以采用電爐還原熔煉的火法冶煉工藝產出粗銅，由于精礦品位的提高，使得冶煉過程中爐渣量顯著降低，其帶走的銅明顯減少，使冶煉回收率增加；工藝過程融化爐渣所需的電能也相應的減少，使能量效率更高。由于僅僅采用電爐還原熔煉就可以產出粗銅，相對于濕法冶煉，則大幅降低冶煉廠的建設投資。高純度氧化銅精礦的生產，為冶金工藝流程的精簡和優化奠定了基礎，應用前景廣泛。
構成本申請的一部分的說明書附圖用來提供對本發明的進一步理解，本發明的示意性實施例及其說明用于解釋本發明，并不構成對本發明的不當限定。在附圖中:圖1示出了根據本發明典型實施例的高品位氧化銅精礦的制備工藝簡要流程示意圖；圖2示出了根據本發明典型實施例的高品位氧化銅精礦的制備工藝詳細流程示意圖；圖3示出了本發明實施例1中得到的粗銅礦、銅精選一精礦、銅精選二精礦、銅精選三精礦以及高品位氧化銅精礦中的Si02、Mg0和CaO的變化趨勢圖；以及
圖4示出了本發明實施例2中得到的粗銅礦、銅精選一精礦、銅精選二精礦、銅精選三精礦以及高品位氧化銅精礦中的Si02、Mg0和CaO的變化趨勢圖。
具體實施例方式需要說明的是，在不沖突的情況下，本申請中的實施例及實施例中的特征可以相互組合。下面將參考附圖并結合實施例來詳細說明本發明。本發明中的“高品位氧化銅精礦”是指硫化銅浮選尾礦經過浮選后得到的銅品位較高的氧化銅精礦。根據本發明的一種典型實施方式，該高品位氧化銅精礦的制備方法如圖1所示，依次包括復雜氧化銅原礦磨礦，硫化銅浮選和氧化銅浮選，其中氧化銅浮選包括粗選和精選，粗選包括向硫化銅浮選得到的硫化銅浮選尾礦中加入浮選藥劑，混合、攪拌、分離得到粗精礦和粗選尾礦；以及精選包括向粗精礦中加入脈石礦物抑制劑進行攪拌，該脈石礦物抑制劑為鹵代乙基磺酸鈉。本發明采用復雜氧化銅原礦磨礦、硫化銅浮選和氧化銅浮選等工藝，通過在硫化銅浮選尾礦中加入浮選藥劑進行氧化銅浮選，其目的是使氧化銅礦物在浮選藥劑的作用下，粘附于泡沫而上浮出來。在此過程中，部分脈石礦物由于泡沫夾帶等原因，一些雜質脈石礦物也隨之上浮出來，浮出的雜質脈石礦物與氧化銅礦物混雜在一起，為了能夠使浮出的泡沫產品中的目的礦物和雜質脈石礦物分離，在對粗精礦進行精選的過程中加入抑制劑對雜質脈石礦物進行抑制，抑制劑的加入能夠改變浮選產物表面的電位，表面電位的不同可使得不同表面性質的顆粒相互排斥，進而達到分離。在精選時加入抑制劑能夠使雜質脈石礦物與目的礦物有效地分離。目前的方法一般選用常規的單寧酸和淀粉形成的組合藥劑或者其他的一些藥劑作為精選過程中的抑制劑，但是由于氧化銅礦石結構松散易碎，含水較多，尤其是含泥質脈石較多，磨礦過程泥化嚴重，有些礦物嵌布粒度較細，難以分離回收；再加上氧化銅礦溶解度大，礦漿中銅離子濃度較高，這些常規的抑制劑因自身的原因很難實現復雜氧化銅礦中氧化銅礦與雜質脈石礦物的有效分離，這樣就使得最終得到的硫化銅精礦中的雜質含量較高，銅品位較低。本發明采用鹵代乙基磺酸鈉作為精選過程中的脈石礦物抑制劑，該鹵代乙基磺酸鈉是指氯代乙基磺酸鈉和溴代乙基磺酸鈉。選用上述鹵代乙基磺酸鈉是因為它們都具有抑制鈣、鎂脈石礦物特點，其作用原理是一方面鹵代乙基磺酸鈉的磺酸鈉基團選擇性地與含鈣、鎂脈石礦物表面形成吸附；另一方面，鹵代基親水，形成一邊親固一邊親水的雙向作用形式，使含鈣、鎂礦物親水。因此鹵代乙基磺酸鈉能夠在不降低銅精礦回收率的同時，有效地抑制鈣鎂雜質礦物的浮出，提高了氧化銅的浮選效率，得到了高品位氧化銅精礦。本發明采用復雜氧化銅礦作為原礦，經過磨礦、硫化銅浮選和氧化銅浮選等工藝，通過在氧化銅精選過程中加入齒代乙基磺酸鈉雜質抑制劑，使得雜質脈石礦物從浮出的泡沫中有效地沉淀下來，提高了目的礦物與雜質脈石礦物的分離效果。該方法大幅度地降低了氧化銅精礦中的二氧化硅、氧化鈣和氧化鎂等雜質脈石礦物的含量，使得雜質的去除率高達95%以上，在不降低銅精礦回收率的同時，得到了高品位氧化銅精礦。此外，該選礦工藝成本較低，操作簡單可行，為高純度氧化銅精礦的應用提供了更廣闊的前景。
優選地，鹵代乙基磺酸鈉的加入量為20 150g/噸硫化銅浮選尾礦。在對氧化銅粗精礦的精選步驟中，抑制劑的添加量對礦漿體系具有顯著的影響，將其控制在上述范圍內是考慮到銅的品位與回收率等因素，如果鹵代乙基磺酸鈉的含量多于150克/噸硫化銅浮選尾礦，則會影響銅的回收率；如果鹵代乙基磺酸鈉的含量少于20克/噸硫化銅浮選尾礦，則會影響銅的品位，因為鈣鎂雜質脈石礦物的抑制不徹底導致，銅品位低，冶煉成本高。將鹵代乙基磺酸鈉的加入量控制在上述范圍內，否則會導致最終得到的目的產物中的銅品位較低，雜質含量較高，也會因尾礦中的銅含量較高而造成了銅資源的浪費。根據本發明的一種優選實施方式，在加入鹵代乙基磺酸鈉之前還包括:向粗精礦中加入硅質脈石抑制劑并進行攪拌，其中硅質脈石抑制劑為草酸，其中，草酸的加入量為60 150g/噸硫化銅浮選尾礦。根據氧化銅礦的成因可知，氧化銅礦的含泥量較高，粒度較細，在硫化礦浮選時泥漿會產生不良的影響，使得氧化銅礦物的浮選回收率不高，銅品位很低。在對粗精礦進行精選時先加入硅質脈石抑制劑并進行攪拌，再加入齒代乙基磺酸鈉抑制劑是考慮到先將大部分含硅的脈石礦物進行抑制，以節省后續抑制劑用量的因素，具有降低選礦成本和降低含硅脈石礦物對浮選的影響，對后續抑制含鈣鎂脈石具有較好的效果。先向粗精礦中加入草酸進行精選，之后再加入鹵代乙基磺酸鈉進行精選，相對于單純地加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑進行精選，更能夠從根本上降低Si02、MgO和CaO等雜質的含量，使得雜質的去除率高達95%，最終得到高銅品位的氧化銅精礦。本發明優選但并不局限于上述硅質抑制劑，選擇草酸是因為它有一種螯合基，能夠與硅酸鹽礦物表面溶解的離子螯合，生成水溶性的螯合物。將硅質脈石抑制劑的加入量控制在60 150克/噸硫化銅浮選尾礦范圍內既能夠最大程度地實現雜質娃脈石與目的礦物的分離，又不會產生抑制劑的浪費。相對于現有技術的常規抑制劑，本發明所采用的抑制劑實現了少劑量加入和最大化分離的效果。根據本發明的一種典型實施方式，如圖2所示，精選步驟依次包括第一次銅精選、第二次銅精選、第三次銅精選和第四次銅精選四個步驟；其中，第一次銅精選包括向粗精礦中加入草酸作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選一精礦和精選一中礦；第二次銅精選包括向精選一精礦中加入草酸作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選二精礦和精選二中礦；第三次銅精選包括向精選二精礦中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選三精礦和精選三中礦；以及第四次銅精選包括向精選三精礦中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到高品位氧化銅精礦和精選四中礦。一般根據粗選和精選時礦漿體系的濃度來調整抑制劑的加入量，如根據粗選時礦漿體系的濃度來調整草酸的加入量。其中在第二次銅精選步驟中加入草酸抑制劑的量要比第一次銅精選步驟中加入的草酸抑制劑的量要少；同樣地，第四次銅精選步驟中加入的鹵代乙基磺酸鈉的量相對于第三次銅精選步驟中加入的鹵代乙基磺酸鈉的量要少，是因為隨著精選次數的增加，礦漿體系中所含的雜質脈石礦物逐漸減少，一般根據礦漿體系濃度來調整鹵代乙基磺酸鈉的加入量。對氧化銅粗精礦的精選步驟分為四步進行，先加入硅質抑制劑實現硅質雜質脈石礦物的分離，再加入鈣鎂雜質脈石礦物對氧化鈣和氧化鎂等雜質礦物進行分離，實現了快速有效的浮選，節約了工藝流程，避免了藥劑的大量耗費，在不降低銅回收率的前提下得到了高品位的氧化銅精礦。
根據本發明的另一種典型實施方式，如圖2所示，將精選步驟中得到的精選一中礦、精選二中礦、精選三中礦及精選四中礦合并得到精選中礦，將精選中礦磨礦并調制成中礦礦漿，對中礦礦漿進行浮選，得到氧化銅中礦浮選精礦和氧化銅中礦浮選尾礦；其中，氧化銅中礦浮選精礦返回至第一次銅精選步驟；氧化銅中礦浮選尾礦返回至精選中礦粗選的步驟。將精選中礦送入球磨機進行球磨得到中礦礦漿，該中礦礦漿的礦漿細度為粒徑小于0.074mm的礦料占總磨礦礦料的75 85%，之后將此中礦礦漿進行浮選，得到的氧化銅中礦浮選精礦返回到銅精選一步驟中再次進行精選，得到的氧化銅中礦浮選尾礦返回到銅中礦浮選步驟再次進行浮選。中礦再磨工藝有效地保證了中礦中的氧化銅礦物與雜質脈石礦物的有效解離，同時，氧化銅中礦再磨之后浮選得到的銅中礦浮選精礦的返回地點保證了銅精礦的回收率，提高了氧化銅礦的解離度和氧化銅精礦中的銅品位。優選地，如圖2所示，中礦礦漿的浮選步驟依次包括第一次銅中礦粗選、第二次銅中礦粗選和銅中礦空白精選；其中，第一次銅中礦粗選包括向礦漿中加入浮選藥劑并混合，攪拌，分離得到銅中礦粗精礦一和銅中礦粗選尾礦一；第二次銅中礦粗選包括向銅中礦粗選尾礦加入浮選藥劑并混合，攪拌，分離得到銅中礦粗精礦二和銅中礦粗選尾礦二；將銅中礦粗精礦一和銅中礦粗精礦二合并后進行銅中礦空白精選，得到氧化銅中礦浮選精選和氧化銅中礦浮選尾礦；其中，氧化銅中礦浮選精礦返回至第一次銅精選步驟，氧化銅中礦浮選尾礦返回至第一次銅中礦粗選步驟。通過對氧化銅中礦進行兩次粗選和一次空白精選，主要是為了進一步使加可浮性差的銅礦物(如硅孔雀石)與捕收劑再次作用，盡可能的回收銅礦物，提高銅的回收率。根據本發明的一種優選實施方式，還包括向粗選尾礦中加入浮選藥劑進行掃選的步驟。向粗選尾礦中加入浮選藥劑并攪拌，經過浮選得到的銅掃選中礦返回至氧化銅粗選步驟中再次進入浮選工藝流程，對粗選尾礦進行掃選提高了銅的回收率。優選地，浮選藥劑包括調整劑、捕收劑以及起泡劑；其中，調整劑為硫化鈉，捕收劑為戊黃藥和羥肟酸形成的組合藥劑，起泡劑為松醇油。本發明在氧化銅粗選、粗選尾礦的掃選以及對精選過程中合并得到的精選中礦進行浮選中均采用硫化鈉、戊黃藥、羥肟酸以及松醇油作為浮選藥劑。其中在氧化銅粗選步驟中硫化鈉的加入量為500 800g/噸硫化銅浮選尾礦；戊黃藥和羥肟酸形成的組合藥劑的加入量共計為130 200g/噸硫化銅浮選尾礦，其中戊黃藥和羥肟酸的質量比為I 12:5 ;松油醇作為氣泡劑使用，其加入量為30 50g/噸硫化銅浮選尾礦。在氧化銅粗選尾礦的掃選步驟中硫化鈉的加入量為200 500g/噸硫化銅浮選尾礦；戊黃藥和羥肟酸形成的組合藥劑的加入量共計為100 160g/噸硫化銅浮選尾礦，其中戊黃藥和羥肟酸的質量比為I 5:2 ;松油醇的加入量為20 40g/噸硫化銅浮選尾礦。在對精選過程中合并得到的精選中礦進行浮選中添加的硫化鈉的量為200 400g/噸硫化銅浮選尾礦，戊黃藥和羥肟酸形成的組合藥劑的加入量共計為50 90g/噸硫化銅浮選尾礦，其中戊黃藥和羥肟酸的質量比為I 12:5 ;松油醇作為氣泡劑使用，其加入量為20 40g/噸硫化銅浮選尾礦。本發明優選但并不局限于上述浮選藥劑，選擇上述浮選藥劑是因為它們具有以下優點:硫化鈉在浮選過程中一是能使礦物表面快速形成硫化膜、促進捕收劑牢固地吸附，從而增大難選銅礦物的浮游速度和浮選效率；二是能排除礦泥對浮選過程的干擾，增強對氧化銅礦物選擇性和捕收能力。而戊黃藥是硫化銅礦浮選常用的藥劑，使用黃藥在硫化條件下進行氧化銅礦的浮選其選別指標不佳，主要是因為“硫化過度”(產生抑制)或者“硫化不完全”(不足以浮游)，所以單一的捕收劑難以適應復雜氧化銅礦的浮選要求，選擇性和捕收力的矛盾不能統一。選用羥肟酸作為捕收劑，是因為其能夠與多種金屬生成鹽，形成N-O型和0-0型螯合物，其穩定常數依有用礦物或脈石礦物表面的陽離子種類不同而異，其中乙基羥肟酸與Cu2+的螯合物穩定常數為7.9，說明乙基羥肟酸對氧化銅的浮選具有很好的選擇性，在與氧化銅礦物鍵合時，羥肟酸傾向于與Cu2+形成共價性較強的化學吸附，所以羥肟酸具有很強的捕收能力。使用羥肟酸-戊黃藥混合藥劑，產生其對氧硫混雜的復雜氧化銅礦的綜合捕收作用，在銅礦物表面產生共吸附，形成Cu-羥肟酸-戊黃藥(復合)絡合物，增加極性基的斷面寬度，擴大捕收劑在銅礦物上的覆蓋面，以提高浮選性。本發明所采用的硫化銅浮選尾礦是由一些復雜的氧化銅礦物經磨礦、硫化銅浮選得到。根據本發明的一種典型實施方式，在復雜氧化銅原礦磨礦的步驟中磨至礦料細度為粒徑小于0.074mm的礦料占總磨礦礦料的70 85%。將磨礦細度在上述范圍內的礦漿進行硫化銅浮選，之后控制硫化銅浮選尾礦的礦漿為24 36%時加入浮選藥劑進行氧化銅浮選。在磨礦時若磨礦細度小于70%-0.074mm,則不利于下一步的硫化銅礦和氧化銅礦的浮選；若磨礦細度大于85%-0.074mm，則會造過粉碎和能量的浪費。下面結合具體實施例進一步說明本發明的有益效果。實施例1硫化銅浮選尾礦，含銅3.26%。硫化銅浮選尾礦粗選:將I噸的硫化銅浮選尾礦礦漿送入浮選槽中進行粗選，邊攪拌邊加入500g硫化鈉，80g戊黃藥，50g羥肟酸以及30g松醇油，得到氧化銅粗選尾礦以及浮在上面的泡沫狀氧化銅粗精礦；獲得氧化銅粗精礦，氧化銅粗精礦中的銅品位
11.86%, SiO2 含量 25.36%、MgO 含量 10.29%, CaO 含量 13.84%。粗精礦四次精選:邊攪拌邊向泡沫狀的粗精礦中加入60g草酸作為抑制劑，進行銅精選一作業；得到精選一精礦和精選一中礦。邊攪拌邊向精選一精礦中加入30g的草酸進行銅精選二作業，得到精選二精礦和精選二中礦。向精選二精礦中加20g的氯代乙基磺酸鈉進行銅精選三作業，得到精選三精礦和精選三中礦。刮出精選三精礦，邊攪拌邊加入IOg的氯代乙基磺酸鈉進行銅精選四作業，得到高品位銅精礦和精選四中礦。高品位氧化銅精礦的回收率為72.34%，銅品位為52.69%，相對于孔雀石的純度是88.25%, SiO2 含量 0.91%、CaO 含量 0.93%、MgO 含量 0.74%。銅中礦浮選:將精選一中礦、精選二中礦、精選三中礦及精選四中礦合并得到精選中礦，將精選中礦磨礦并調制成中礦礦漿，該中礦礦漿的礦料細度為粒徑小于0.074mm的礦料占總磨礦礦料的80%。對中礦礦漿進行兩次粗選和一次空白精選，浮選藥劑同銅粗選中的浮選藥劑相同，最終得到的氧化銅中礦浮選精礦返回至銅粗選步驟中。 對粗選尾礦進行兩次掃選，加入的浮選藥劑同氧化銅粗選步驟相同。粗銅礦、銅精選一精礦、銅精選二精礦、銅精選三精礦以及最終的聞品位氧化銅精礦中的SiO2、MgO和CaO的變化趨勢見圖3。實施例2
硫化銅浮選尾礦，含銅1.42%。同實施例1的工藝不同之處在于:硫化銅浮選尾礦粗選時加入800g硫化鈉，120g戊黃藥,80g輕廂酸以及50g松醇油，得到的氧化銅粗精礦中的銅品位為10.776%，SiO2含量30.44%、MgO含量8.91%，CaO含量 11.86%ο粗精礦四次精選:精選一作業中加入150g草酸；精選二步驟中加入75g草酸；精選三步驟中加入150g的溴代乙基磺酸鈉，精選四作業中加入75g的溴代乙基磺酸鈉，最終得到高品位銅精礦和精選四中礦。高品位氧化銅精礦的回收率為71.25%，銅品位為50.76%，SiO2含量1.02%、CaO含量 0.76%、MgO 含量 0.91%。粗銅礦、銅精選一精礦、銅精選二精礦、銅精選二精礦以及最終的聞品位氧化銅精礦中的Si02、Mg0和CaO的變化趨勢見圖4。從圖表1-2中可以看出，隨著精選次數的增加，目的礦物即氧化銅精礦中的Si02、MgO和CaO的變化趨勢明顯降低，尤其是SiO2的含量在前兩次的精選步驟中降低尤為顯著，MgO和CaO在后兩次的精選步驟中降低較為顯著。該圖表進一步說明了本發明所采用的氯代乙基磺酸鈉抑制劑具有較好的分離效果。實施例3與實施例1的工藝不同之處是沒有前兩次精選步驟，即去掉了加入草酸作為抑制劑的精選步驟，其它步驟與實施例1相同。最終得到的高品位銅精礦的回收率為74.20%,銅品位為40.23%，SiO2含量3.28%、CaO 含量 0.98%、MgO 含量 1.23%。對比例1
與實施例1的工藝相同，不同之處在于:銅精選一和銅精選二中均采用水玻璃和六偏磷酸鈉組合藥劑作為抑制劑，其添加量為1000克/噸硫化銅浮選尾礦，質量比為1:5 ;銅精選三和銅精選四均采用單寧和淀粉組合藥劑作為抑制劑。最終得到的高品位銅精礦回收率為78.49%，銅品位21.88%，SiO2含量16.44%,CaO含量 5.94%、MgO 含量 4.01%。從以上的描述中，可以看出，本發明上述的實施例實現了如下技術效果:本發明采用復雜氧化銅原礦磨礦、硫化銅浮選和氧化銅浮選等工藝，通過在氧化銅浮選的精選過程中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，使得雜質脈石礦物從浮出的泡沫中有效地沉淀下來，提高了目的礦物與雜質脈石礦物的分離效果。該方法大幅度地降低了氧化銅精礦中的二氧化硅、氧化鈣和氧化鎂等雜質脈石礦物的含量，使得雜質的去除率高達95%以上，在不降低銅精礦回收率的同時，得到了高品位氧化銅精礦。此外，該選礦工藝成本較低，操作簡單可行，為高純度氧化銅精礦的應用提供了更廣闊的前景。以上所述僅為本發明的優選實施例而已，并不用于限制本發明，對于本領域的技術人員來說，本發明可以有各種更改和變化。凡在本發明的精神和原則之內，所作的任何修改、等同替換、改進等，均應包含在本發明的保護范圍之內。
權利要求
1.一種高品位氧化銅精礦的制備方法，依次包括復雜氧化銅原礦磨礦，硫化銅浮選，氧化銅浮選，其特征在于，所述氧化銅浮選包括: 粗選，向所述硫化銅浮選得到的硫化銅浮選尾礦中加入浮選藥劑，混合、攪拌、分離得到粗精礦和粗選尾礦；以及 精選，向所述粗精礦中加入脈石礦物抑制劑進行攪拌，所述脈石礦物抑制劑為齒代乙基橫酸納。
2.根據權利要求1所述的方法，其特征在于，所述鹵代乙基磺酸鈉的加入量為20 150g/噸硫化銅浮選尾礦。
3.根據權利要求1所述的方法，其特征在于，在加入所述鹵代乙基磺酸鈉之前還包括: 向所述粗精礦中加入硅質脈石抑制劑并進行攪拌，其中，所述硅質脈石抑制劑為草酸，所述草酸的加入量為60 150g/噸硫化銅浮選尾礦。
4.根據權利要求3所述的方法，其特征在于，所述精選步驟依次包括第一次銅精選、第二次銅精選、第三次銅精選和第四次銅精選四個步驟；其中， 所述第一次銅精選包括向所述粗精礦中加入所述草酸作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選一精礦和精選一中礦； 所述第二次銅精選包括向所述精選一精礦中加入所述草酸作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選二精礦和精選二中礦； 所述第三次銅精選包括向所述精選二精礦中加入所述鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到精選三精礦和精選三中礦； 所述第四次銅精選包括向所述精選三精礦中加入所述鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，混合，攪拌，分離得到高品位氧化銅精礦和精選四中礦。
5.根據權利要求4所述的方法，其特征在于，還包括: 將所述精選步驟中得到的所述精選一中礦、所述精選二中礦、所述精選三中礦及所述精選四中礦合并得到精選中礦，將所述精選中礦磨礦并調制成中礦礦漿，對所述中礦礦漿進行浮選，得到氧化銅中礦浮選精礦和氧化銅中礦浮選尾礦；其中， 所述氧化銅中礦浮選精礦返回至所述第一次銅精選步驟； 所述氧化銅中礦浮選尾礦返回至所述精選中礦的磨礦步驟。
6.根據權利要求5所述的方法，其特征在于，所述中礦礦漿的浮選步驟依次包括第一次銅中礦粗選、第二次銅中礦粗選和銅中礦空白精選；其中， 所述第一次銅中礦粗選包括向所述中礦礦漿中加入所述浮選藥劑并混合，攪拌，分離得到銅中礦粗精礦一和銅中礦粗選尾礦一； 所述第二次銅中礦粗選包括向所述銅中礦粗選尾礦一中加入所述浮選藥劑并混合，攪拌，分離得到銅中礦粗精礦二和銅中礦粗選尾礦二； 將所述銅中礦粗精礦一和所述銅中礦粗精礦二合并后進行所述銅中礦空白精選，得到所述氧化銅中礦浮選精礦和所述氧化銅中礦浮選尾礦；其中，所述氧化銅中礦浮選精礦返回至所述第一次銅精選步驟，所述氧化銅中礦浮選尾礦返回至所述第一次銅中礦粗選步驟。
7.根據權利要求1所述的方法， 其特征在于，還包括向所述粗選尾礦中加入所述浮選藥劑進行掃選的步驟。
8.根據權利要求1至7中任一項所述的方法，其特征在于， 所述浮選藥劑包括調整劑、捕收劑以及起泡劑；其中， 所述調整劑為硫化鈉，所述捕收劑為戊黃藥和羥肟酸形成的組合藥劑，所述起泡劑為松醇油。
9.根據權利要求1所述的方法，其特征在于，在所述復雜氧化銅原礦磨礦的步驟中磨至礦料細度為粒徑小 于0.074mm的礦料占總磨礦礦料質量的70 85%。
全文摘要
本發明公開了一種高品位氧化銅精礦的制備方法。該制備方法依次包括復雜氧化銅原礦磨礦，硫化銅浮選，氧化銅浮選，氧化銅浮選包括粗選，向硫化銅浮選后得到的硫化銅浮選尾礦中加入浮選藥劑，混合、攪拌、分離得到粗精礦和粗選尾礦；以及精選，向粗精礦中加入脈石礦物抑制劑進行攪拌，脈石礦物抑制劑為鹵代乙基磺酸鈉。本發明通過在氧化銅浮選的精選過程中加入鹵代乙基磺酸鈉作為抑制劑，使得雜質脈石礦物親水，從而在精選過程中提高目的礦物與雜質脈石礦物的分離效果。該方法大幅度地降低了氧化銅精礦中的二氧化硅、氧化鈣和氧化鎂等雜質脈石礦物的含量，得到了高品位氧化銅精礦。該選礦工藝成本較低，操作簡單可行。
文檔編號B03D101/02GK103084274SQ20131002976
公開日2013年5月8日 申請日期2013年1月25日 優先權日2013年1月25日
發明者陳代雄, 李國民, 薛偉, 李宋江, 楊建文, 張漢彪, 李曉東, 王 華, 祁忠旭, 林榮躍, 胡波, 曾惠明, 董艷紅 申請人:湖南有色金屬研究院, 華剛礦業股份有限公司