[发明专利]一种从淋漓次生带铜矿石中分步回收铜矿物的方法

说明书

本发明涉及一种铜矿物的回收方法，尤其涉及一种从淋漓次生带铜矿石中分步回收铜矿物的方法。该方法包括S1.一段磨矿；S2.脱泥浮选；S3.半优先浮选；S41.优先精选；S42.混合浮选；S5.粗颗粒浮选；S6.三段磨矿；S7.分离浮选步骤。本发明在一段磨矿后，采用优先脱泥的工艺脱去矿泥，降低矿泥对后续浮选效果的影响；并根据矿石硬度特点，采取分步回收工艺，依次实现了对辉铜矿、细颗黄铜矿及粗颗粒黄铜矿的回收，避免了过磨和欠磨现象，提高了铜矿物的回收率，应用前景广阔。

技术领域

本发明涉及铜矿物回收技术领域，具体涉及一种从淋漓次生带铜矿石中分步回收铜矿物的方法。

技术背景

斑岩型铜-金矿床是Cu-Au-Mo等金属主要的来源，提供了世界上约60种以上的铜金属资源量，一直是矿业公司勘探的首选同时也是矿床学者们关注的焦点。斑岩型铜-金矿床从岩性分为多种，主要有中性钙碱性(石英闪长岩)、酸性钙碱性(花岗闪长岩、石英二长岩)等等。斑岩型铜-金矿床还因其成矿背景、成矿物质来源与迁移以及成矿热液沉淀机制等等差异造成了矿物蕴含种类和矿物含量间的多种差异。

对于一些钙碱性斑岩型铜金矿露天矿，浅层的次生淋漓带矿石具有风化、泥化严重，高岭土等泥质矿物含量较高等性质特点，铜矿物在回收过程中往往下面几个问题：1.由于原矿原生矿泥即高岭土含量较高，泥质矿物含量较高，在磨矿过程中容易产生泥化，影响铜精矿品位和回收率；2.二段磨矿细度不足，部分黄铜矿相对难磨，混合浮选后尾矿中粗矿粒含铜较高，影响铜矿物回收率；3.混合粗精矿全部进入再磨作业，再磨过程中辉铜矿易过磨，致使铜硫分离困难以及铜硫分离尾矿中细粒级铜损失率大，导致整体铜回收率不高。

发明内容

为了解决上述问题，本发明提供了一种从淋漓次生带铜矿石中分步回收铜矿物的方法。

本发明采用了以下技术方案：

一种从淋漓次生带铜矿石中分步回收铜矿物的方法，包括以下步骤：

S1.磨矿：将原矿送入一段球磨机进行磨矿，磨矿产生的含有小于2mm粒径矿粒的矿浆进入脱泥浮选；

S2.脱泥浮选：调节S1矿浆质量浓度为15％，添加20g/t原矿的2#油进行脱泥浮选，浮选泡沫作为尾矿1丢弃，脱泥精矿进入半优先浮选作业浮选；

S3.半优先浮选：调节S2中脱泥精矿的pH值为9.5，加入20g/t原矿的Z-200进行浮选，半优先浮选泡沫进入优先精选，半优先浮选尾矿进入混合浮选；

S41.优先精选：S3半优先浮选泡沫优先精选得到铜精矿1和中矿1；

S42.混合浮选：对S3半优先浮选尾矿中加入丁基黄药和2#油进行混合浮选，得到混合粗精矿，混合浮选尾矿进入粗颗粒浮选作业；

S5.粗颗粒浮选：对S4中的混合浮选尾矿进行分级，大于等于0.15mm粒径的混合浮选尾矿矿粒进入水力浮选机进行浮选，水力浮选机浮选精矿进入三段磨矿作业，水力浮选机浮选尾矿与低于0.15mm粒径的混合浮选尾矿矿粒作为尾矿2丢弃；

S6.三段磨矿：混合S41中的中矿1、S42中的混合粗精矿和S5中的水力浮选机浮选精矿，磨至矿浆中粒径小于0.044mm的矿粒质量不低于矿浆中总矿石质量的85％后，调节矿浆pH值至12.2；

S7.分离浮选：S6中pH合格的矿浆进行分离浮选，所述分离浮选包括两次精选及一次精扫选，精选得到的精矿为铜精矿2，扫选得到的尾矿即尾矿3丢弃。

优选的，步骤S1中，采用旋流器对磨矿后矿浆分级，大于2mm粒径的矿粒返回球磨机进行二段磨矿。

优选的，所述二段磨矿具体为：二段磨矿后矿浆进入旋流器分级，分级出含小于0.074mm粒径的矿粒质量不低于矿浆中总矿石质量的60％的矿浆进入S3中进行半优先浮选作业，剩余沉砂返回球磨机进行再磨。