一种高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选系统及工艺

技术领域

本发明属于难选矿物浮选技术领域，涉及贫杂难选、高黏度矿浆条件下的黄铜矿浮选，具体涉及一种高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选系统及工艺。

背景技术

目前我国富矿资源匮乏，贫杂难选金属矿产资源成为矿产资源利用的重心。泡沫浮选是贫杂难选金属矿产资源最有效的提质方法。泡沫浮选是选别低品位黄铜矿石经济、有效的手段，而目的矿物与脉石矿物充分解离是实现贫杂难选黄铜矿浮选分离的先决条件。在破碎磨矿过程中，会产生大量细粒黏土脉石矿物，大幅增加了矿浆黏度，高黏度矿浆恶化了浮选环境，降低了浮选效率，还造成大量细粒黏土脉石在浮选作业时以夹带的形式无选择性地进入泡沫产品中，严重污染了精矿产品，为后续作业带来诸多不利。

发明内容

为解决传统黄铜矿浮选工艺无法有效克服大量细粒黏土脉石增加矿浆黏度及通过夹带方式恶化精矿品位从而造成分选困难的问题，本发明提供了一种高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选系统及工艺。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案如下：

一方面，本发明提供一种高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选系统，包括磨矿机、原矿石矿浆排出管道、粒度分选设备、粗粒产品排出管道、粗粒矿浆调浆桶、粗粒浮选入浮矿浆管道、粗粒浮选设备、粗粒浮选精矿排出管道、粗粒浮选尾矿排出管道、粗选矿浆调浆桶、粗选入浮矿浆管道、粗选浮选设备、粗选尾矿排出管道、粗选精矿排出管道，所述磨矿机下部通过原矿石矿浆排出管道和粒度分选设备连接，所述粒度分级设备筛分的粗粒产品经粗粒产品排出管道和所述粗粒矿浆调浆桶的入口连接，所述粗粒矿浆调浆桶的出口通过粗粒浮选入浮矿浆管道和所述粗粒浮选设备连接，粗粒浮选产品分别从粗粒浮选精矿排出管道、粗粒浮选尾矿排出管道排出，

该浮选系统还包括细粒产品排出管道、细粒粗选矿浆调浆桶、细粒粗选入浮矿浆管道、细粒粗选浮选设备、细粒粗选精矿排出管道、细粒粗选尾矿排出管道、细粒粗选精矿桶、细粒精选调浆给料泵、细粒精选矿浆调浆桶、细粒精选入浮矿浆管道、细粒精选浮选设备、细粒精选精矿排出管道、精选尾矿排出管道，所述粒度分级设备筛分的细粒产品经细粒产品排出管道和所述细粒粗选矿浆调浆桶的入口连接，所述细粒粗选矿浆调浆桶的出口通过细粒粗选入浮矿浆管道与所述细粒粗选浮选设备连接，细粒粗选产品分别从细粒粗选精矿排出管道、细粒粗选尾矿排出管道排出，所述细粒粗选精矿排出管道和细粒粗选精矿桶连接，细粒粗选精矿桶中的细粒粗选精矿由细粒精选调浆给料泵泵入细粒精选矿浆调浆桶，细粒精选矿浆调浆桶的出口通过细粒精选入浮矿浆管道和细粒精选浮选设备连接，最后精选产品分别经细粒精选精矿排出管道和细粒精选尾矿排出管道排出。

优选的，所述的粒度分级设备为振动筛、固定筛等筛分设备。

优选的，所述的粗粒浮选设备、细粒粗选浮选设备和细粒精选浮选设备为浮选机或浮选柱。

另一方面，本发明还提供基于上述浮选系统的高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选工艺，首先将磨好的黄铜矿经粒度分级设备筛分出粗粒产物与细粒产物，粗粒产物经过一次浮选回收黄铜矿，细粒产物在高黏度矿浆条件下首先采用正浮选工艺回收全部黄铜矿，然后采用反浮选工艺分离正浮选工艺所得精矿中的夹带矿泥，最终得到高品位黄铜矿精矿；具体步骤包括：

步骤一、将贫杂难选黄铜矿原矿和水置于磨矿机中，固体浓度配制为38wt.％，通过湿磨获得满足粒度要求的入浮原矿；

步骤二、将步骤一所得的原矿送入粒度分级设备中进行粒度分级，分别得到粗粒产品与细粒产品，完成分级过程；

步骤三、将步骤二中所得的粗粒产品和水加入粗粒矿浆调浆桶中，配制矿浆浓度为30wt.％，搅拌使矿浆充分混匀，然后依次向粗粒矿浆调浆桶中加入pH调整剂、黄铜矿捕收剂和起泡剂，分别搅拌0～1min、3～5min和0～1min，最后将调制好的粗粒浮选矿浆给入粗粒浮选设备进行浮选，分别收集泡沫产品和剩余矿浆，完成粗粒浮选过程；所述泡沫产品为粗粒浮选精矿，剩余矿浆为粗粒浮选尾矿；

步骤四、将步骤二所得的细粒产品和水加入细粒粗选矿浆调浆桶中，配制矿浆浓度为20wt.％，搅拌使矿浆充分混匀，然后依次向细粒粗选矿浆调浆桶中加入pH调整剂、黄铜矿捕收剂和起泡剂，分别搅拌0～1min、3～5min和0～1min，最后将调制好的粗选矿浆给入细粒粗选浮选设备进行浮选，分别收集泡沫产品和剩余矿浆，完成细粒产品正浮选过程；所述泡沫产品为细粒正浮选精矿，剩余矿浆为细粒正浮选尾矿；

步骤五、将步骤四所得的细粒正浮选精矿通入细粒粗选精矿桶，再由细粒精选调浆给料泵给入细粒精选矿浆调浆桶中并搅拌，然后依次加入分散剂、黄铜矿抑制剂和矿泥捕收剂，分别搅拌4～6min、3～5min和3～5min，最后将调制好的细粒精选矿浆给入细粒精选浮选设备进行浮选，分别收集泡沫产品和剩余矿浆，完成细粒反浮选过程；所述泡沫产品为细粒反浮选尾矿，剩余矿浆为细粒反浮选精矿；

步骤六、粗粒浮选精矿与细粒反浮选精矿作为最终精矿产品，粗粒浮选尾矿、细粒正浮选尾矿与细粒反浮选尾矿一起作为最终尾矿。

优选的，步骤一中，所述入浮原矿的粒度要求为P80＝53μm。

优选的，步骤二中，所述的粒度分级设备设定的分级粒度为0.038mm。

优选的，步骤三和步骤四中，所述的pH调整剂为5wt.％碳酸钠溶液，矿浆pH值调至9～9.5。

优选的，步骤三和步骤四中，所述的黄铜矿捕收剂为乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药中的其中一种，用量为20～50g/t。

优选的，步骤三和步骤四中，所述的起泡剂为陶氏起泡剂290A(Dowfroth290A)，用量为15～25mg/L。

优选的，步骤五中，所述的分散剂为六偏磷酸钠，用量为600～800g/t。

优选的，步骤五中，所述的黄铜矿抑制剂为二硫代碳酸乙酸盐，用量为200～500mg/L。

优选的，步骤五中，所述的矿泥捕收剂为十二胺，用量为0.1～1kg/t。

与现有技术相比，本发明将低黏土含量的粗粒黄铜矿与高黏土含量、高矿浆黏度的细粒黄铜矿分级后再分别浮选，在浮选细粒黄铜矿时，采用反浮选方法将粗选精矿中部分矿泥从粗精矿浆中浮出，本发明通过分级浮选减少了高黏度黄铜矿处理量，降低了药剂消耗。此外，在处理高黏土含量、高矿浆黏度的细粒黄铜矿时，从矿物颗粒的回收方式上，在保证黄铜矿回收率的同时，降低了矿泥夹带污染精矿的影响，提高了精矿品位，从而实现对高黏土含量低品位黄铜矿的高精度分选，该工艺解决了当前高黏度矿浆条件下黄铜矿难分选、目的矿物回收率低、精矿产品污染严重的问题，对提高我国矿产资源利用率、促进可持续发展具有十分重要的意义。

附图说明

图1是本发明高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选系统的连接示意图；

图1中：1.磨矿机，2.原矿石矿浆排出管道，3.粒度分级设备，4.粗粒产品排出管道，5.粗粒矿浆调浆桶，6.粗粒浮选入浮矿浆管道，7.粗粒浮选设备，8.粗粒浮选精矿排出管道，9.粗粒浮选尾矿排出管道，10.细粒产品排出管道，11.细粒粗选矿浆调浆桶，12.细粒粗选入浮矿浆管道，13.细粒粗选浮选设备，14.细粒粗选精矿排出管道，15.细粒粗选尾矿排出管道，16.细粒粗选精矿桶，17.细粒精选调浆给料泵，18.细粒精选矿浆调浆桶，19.细粒精选入浮矿浆管道，20.细粒精选浮选设备，21.细粒精选精矿排出管道，22.精选尾矿排出管道。

图2是本发明高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选工艺的原理流程图：“+”表示浮选设备内的泡沫产品；“-”表示浮选设备的剩余矿浆。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步详细说明。

实施例1

如图1所示，一种高黏土含量低品位黄铜矿提质降杂的浮选系统，包括：磨矿机1、原矿石矿浆排出管道2、粒度分级设备3、粗粒产品排出管道4、粗粒矿浆调浆桶5、粗粒浮选入浮矿浆管道6、粗粒浮选设备7、粗粒浮选精矿排出管道8、粗粒浮选尾矿排出管道9、细粒产品排出管道10、细粒粗选矿浆调浆桶11、细粒粗选入浮矿浆管道12、细粒粗选浮选设备13、细粒粗选精矿排出管道14、细粒粗选尾矿排出管道15、细粒粗选精矿桶16、细粒精选调浆给料泵17、细粒精选矿浆调浆桶18、细粒精选入浮矿浆管道19、细粒精选浮选设备20、细粒精选精矿排出管道21、精选尾矿排出管道22；所述磨矿机1下部通过原矿石矿浆排出管道2和粒度分级设备3连接，粗粒产品经粗粒产品排出管道4和粗粒矿浆调浆桶5连接，粗粒矿浆调浆桶5的出口通过粗粒浮选入浮矿浆管道6和粗粒浮选设备7连接，粗粒浮选产品分别从粗粒浮选精矿排出管道8、粗粒浮选尾矿排出管道9排出，细粒产品经细粒产品排出管道10和细粒粗选矿浆调浆桶11的入口连接，细粒粗选矿浆调浆桶11的出口通过细粒粗选入浮矿浆管道12与细粒粗选浮选设备13连接，细粒粗选产品分别从细粒粗选精矿排出管道14、细粒粗选尾矿排出管道15排出，细粒粗选精矿排出管道14顺序和细粒粗选精矿桶16、细粒精选调浆给料泵17、细粒精选矿浆调浆桶18连接，细粒精选矿浆调浆桶18的出口通过细粒精选入浮矿浆管道19和细粒精选浮选设备20连接，最后精选产品分别经细粒精选精矿排出管道21和细粒精选尾矿排出管道22排出。

工作过程是：原矿石在磨矿机1中进行湿磨，达到粒度要求的矿石矿浆通过原矿石矿浆排出管道2连通到粒度分级设备3中进行粒度筛分分级，得到粗粒产品与细粒产品，粗粒产品通过粗粒产品排出管道4连通到粗粒矿浆调浆桶5，在粗粒矿浆调浆桶5中补加水至矿浆浓度为30wt％，添加pH调整剂、黄铜矿捕收剂和起泡剂，进行调浆形成粗粒浮选入浮矿浆，并通过粗粒浮选入浮矿浆管道6进入粗粒浮选设备7，对粗粒浮选入浮矿浆进行浮选，浮选后得到粗粒浮选精矿和粗粒浮选尾矿，粗粒浮选精矿经粗粒浮选精矿排出管道8排出，粗粒浮选尾矿经粗粒浮选为矿排出管道9排出；细粒产品通过细粒产品排出管道10连通到细粒粗选矿浆调浆桶11，在细粒粗选矿浆调浆桶11中补加水至矿浆浓度为20wt％，添加pH调整剂、黄铜矿捕收剂和起泡剂，进行调浆形成细粒浮选入浮矿浆，并通过细粒粗选入浮矿浆管道12进入细粒粗选浮选设备13，对细粒粗选入浮矿浆进行浮选，浮选后得到细粒粗选精矿和细粒粗选尾矿，细粒粗选尾矿经细粒粗选尾矿排出管道15排出；细粒粗选精矿通过细粒粗选精矿排出管道14流入细粒粗选精矿桶16，然后由细粒精选调浆给料泵17打入细粒精选矿浆调浆桶18中，在细粒精选矿浆调浆桶18中分别添加分散剂、黄铜矿抑制剂和矿泥捕收剂，进行调浆搅拌形成细粒精选入浮矿浆，并通过细粒精选入浮矿浆管道19进入细粒精选浮选设备20，对细粒精选入浮矿浆进行浮选，浮选后得到细粒精选精矿和细粒精选尾矿，分别由细粒精选精矿排出管道21和细粒精选尾矿排出管道22排出。

实施例2

利用实施例1的浮选系统进行黄铜矿的浮选工艺如图2所示，具体包括：

步骤一、将贫杂难选黄铜矿原矿和水置于磨矿机1中，固体浓度配制为38wt.％，通过湿磨获得满足粒度要求的原矿；

步骤二、将步骤一所得的原矿送入粒度分级设备3中进行粒度分级，分别得到粗粒产品与细粒产品，完成分级过程；

步骤三、将步骤二中所得的粗粒产品和水加入粗粒矿浆调浆桶5中，配制粗粒浮选矿浆浓度为30wt.％，搅拌使矿浆充分混匀，然后依次向粗粒矿浆调浆桶5中加入pH调整剂、黄铜矿捕收剂和起泡剂，分别搅拌0～1min、3～5min和0～1min，最后将调制好的粗粒浮选矿浆给入粗粒浮选设备7进行浮选，分别收集泡沫产品和剩余矿浆，完成粗粒浮选过程；所述泡沫产品为粗粒浮选精矿，剩余矿浆为粗粒浮选尾矿；

步骤四、将步骤二所得的细粒产品和水加入细粒粗选矿浆调浆桶11中，配制细粒粗选矿浆浓度为20wt.％，搅拌使矿浆充分混匀，然后依次向细粒粗选矿浆调浆桶11中加入pH调整剂、黄铜矿捕收剂和起泡剂，分别搅拌0～1min、3～5min和0～1min，最后将调制好的粗选矿浆给入细粒粗选浮选设备13进行浮选，分别收集泡沫产品和剩余矿浆，完成细粒产品正浮选过程；所述泡沫产品为细粒正浮选精矿，剩余矿浆为细粒正浮选尾矿；

步骤五、将步骤四所得的细粒正浮选精矿通入细粒粗选精矿桶16，再由细粒精选调浆给料泵17给入细粒精选矿浆调浆桶18中并搅拌，然后依次加入分散剂、黄铜矿抑制剂和矿泥捕收剂，分别搅拌4～6min、3～5min和3～5min，最后将调制好的细粒精选矿浆给入细粒精选浮选设备20进行浮选，分别收集泡沫产品和剩余矿浆，完成细粒反浮选过程；所述泡沫产品为细粒反浮选尾矿，剩余矿浆为细粒反浮选精矿；

步骤六、粗粒浮选精矿与细粒反浮选精矿作为最终精矿产品，粗粒浮选尾矿、细粒正浮选尾矿与细粒反浮选尾矿一起作为最终尾矿。

应用实例一

试验所用粒度分级设备3为筛孔0.038mm的振动筛，所用浮选设备为1.5L挂槽式浮选机，黄铜矿原矿来自河北国控矿业下属小寺沟铜矿，化学分析结果表明，该矿石中铜品位为0.63％，脉石矿物中易泥化的蛇纹石、滑石等黏土矿物含量较高，造成了较高的矿浆黏度并恶化了浮选环境。

采用常规一次浮选时，5wt.％碳酸钠溶液作为pH调整剂，乙基黄原酸钠作为黄铜矿捕收剂，Dowfroth 290A作为起泡剂。试验步骤：将黄铜矿原矿置于磨机中，通过控制磨矿时间得到满足粒度要求(P80＝53μm)的矿样，将矿样配制成浓度为30wt.％的矿浆1.5L，将矿浆导入1.5L浮选机中，浮选机主轴转速2000rad/min。浮选矿浆预搅拌4min，然后向矿浆中加入pH调整剂搅拌1min，矿浆pH调至9，加入乙基黄原酸钠搅拌4min，用量为50g/t，加入Dowfroth 290A搅拌1min，用量为20mg/L，打开进气阀门计时刮泡10min，充其量为4.8L/min，刮泡过程中补加含有相同起泡剂浓度的补充水来保持浮选槽内液位恒定。所得产品经过滤、烘干、称重和化验。结果：精矿产率4.03％，黄铜矿回收率94.98％，精矿铜品位15.18％。

采用本发明的分级浮选，通过筛分得到粗粒与细粒产品，粗粒一次浮选，细粒粗选(正浮选)+精选(反浮选)工艺时，粗粒浮选和细粒粗选的试验参数、药剂种类与用量、试验操作步骤与上述常规一次浮选完全相同。细粒精选试验采用六偏磷酸钠作为分散剂，二硫代碳酸乙酸盐作为黄铜矿抑制剂，十二胺作为矿泥捕收剂。试验步骤：将细粒粗选得到的精矿泡沫倒入1.5L浮选机中，浮选机主轴转速2000rad/min。浮选矿浆预搅拌5min，然后向矿浆中加入六偏磷酸钠溶液搅拌5min，用量为600g/t；加入二硫代碳酸乙酸盐搅拌4min，用量为200～500mg/L；加入十二胺搅拌4min，用量为0.4kg/t，打开进气阀门计时刮泡5min，充其量为4.8L/min，刮泡过程中补加含有起泡剂浓度的补充水来保持浮选槽内液位恒定。所得产品经过滤、烘干、称重和化验。粗粒浮选结果：精矿产率1.35％，黄铜矿回收率96.79％，精矿铜品位27.11％；细粒精选结果：精矿产率47.30％，黄铜矿回收率97.55％，精矿铜品位29.74％；最终结果：精矿产率1.91％，黄铜矿回收率92.65％，精矿铜品位29.74％。

可以看出，与常规一次浮选工艺相比，在大量黏土矿物存在导致的高黏度矿浆条件下，采用本发明的粗选+精选工艺黄铜矿回收率下降了2.33个百分点，精矿铜品位上升了14.56个百分点，有效提高了精矿品位，降低了矿泥夹带对精矿的污染。

应用实例二

试验所用粒度分级设备3为筛孔0.038mm的振动筛，所用浮选设备为1.5L挂槽式浮选机，黄铜矿原矿来自湖北大冶铜矿，化学分析结果表明，该矿石中铜品位为0.75％，脉石以硅酸盐矿物为主，如高岭石、白云母等黏土矿物，造成了较高的矿浆黏度并恶化了浮选环境。

采用常规一次浮选时，5wt.％碳酸钠溶液作为pH调整剂，乙基黄原酸钠作为黄铜矿捕收剂，Dowfroth 290A作为起泡剂。试验步骤：将黄铜矿原矿置于磨机中，通过控制磨矿时间得到满足粒度要求(P80＝53μm)的矿样，将矿样配制成浓度为30wt.％的矿浆1.5L，将矿浆导入1.5L浮选机中，浮选机主轴转速2000rad/min。浮选矿浆预搅拌4min，然后向矿浆中加入pH调整剂搅拌1min，矿浆pH调至9，加入乙基黄原酸钠搅拌4min，用量为50g/t，加入Dowfroth 290A搅拌1min，用量为20mg/L，打开进气阀门计时刮泡10min，充其量为4.8L/min，刮泡过程中补加含有相同起泡剂浓度的补充水来保持浮选槽内液位恒定。所得产品经过滤、烘干、称重和化验。结果：精矿产率4.71％，黄铜矿回收率92.98％，精矿铜品位11.83％。

采用本发明的分级浮选，通过筛分得到粗粒与细粒产品，粗粒一次浮选，细粒粗选(正浮选)+精选(反浮选)工艺时，粗粒浮选和细粒粗选的试验参数、药剂种类与用量、试验操作步骤与上述常规一次浮选完全相同。细粒精选试验采用六偏磷酸钠作为分散剂，二硫代碳酸乙酸盐作为黄铜矿抑制剂，十二胺作为矿泥捕收剂。试验步骤：将粗选得到的精矿泡沫倒入1.5L浮选机中，浮选机主轴转速2000rad/min。浮选矿浆预搅拌5min，然后向矿浆中加入六偏磷酸钠溶液搅拌5min，用量为600g/t；加入二硫代碳酸乙酸盐搅拌4min，用量为200～500mg/L；加入十二胺搅拌4min，用量为0.4kg/t，打开进气阀门计时刮泡5min，充其量为4.8L/min，刮泡过程中补加含有起泡剂浓度的补充水来保持浮选槽内液位恒定。所得产品经过滤、烘干、称重和化验。粗粒浮选结果：精矿产率1.63％，黄铜矿回收率95.89％，精矿铜品位26.15％；细粒精选结果：精矿产率45.30％，黄铜矿回收率97.55％，精矿铜品位22.79％；最终结果：精矿产率2.13％，黄铜矿回收率90.70％，精矿铜品位22.79％。

可以看出，与常规一次浮选工艺相比，在大量黏土矿物存在导致的高黏度矿浆条件下，采用本发明的粗选+精选工艺黄铜矿回收率下降了2.28个百分点，精矿铜品位上升了10.96个百分点，有效提高了精矿品位，降低了矿泥夹带对精矿的污染。