1.本发明属于矿物回收技术领域，具体涉及一种铜钴矿选矿方法。
背景技术：
2.铜和钴是非常重要的战略资源，是工业生产中的重要材料。随着近年来不断地开采，嵌布粒度粗的易选铜钴矿越来越少，而嵌布粒度细的多金属复杂共生难选铜钴矿越来越多。因此，在使用过去常规的选矿工艺时，铜和钴的回收越来越困难，急需探索新的工艺以适应不断变化的生产条件。
3.针对细粒级有用金属的回收，由于与脉石矿物存在大量的连生，造成磨矿难以实现单体解离，使得金属易随脉石矿物进入
尾矿，造成金属损失，此种现象仅仅通过调整药剂制度并不能有效地提高选矿指标。
4.针对原矿中铜和钴既存在硫化矿也存在氧化矿的情况，使用常规的简单
浮选流程难以实现两类矿物的综合回收，会造成极大的浪费。
技术实现要素：
5.针对现有技术中浮选工艺流程不完善，细粒级矿物及金属氧化矿难以上浮，导致金属回收率低的问题，本发明提供一种能够有效减少细粒级金属在尾矿中的损失和矿物铜钴与脉石矿物连生在尾矿中损失、能够显著提高铜和钴回收率的铜钴矿选矿方法。
6.本发明采用以下技术方案：
7.一种铜钴矿选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
8.(1)将铜钴矿破碎后筛分，得到筛上物料和筛下物料；
9.(2)将筛上物料再次进行破碎，将筛下物料进行分级，得到第一沉沙和第一溢流产品；
10.(3)将第一沉沙进行磨矿后再次进行分级，将第一溢流产品送至粗选段进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
11.(4)将粗选精矿进行一次精选作业，获得一次精选精矿和一次精选尾矿；将粗选尾矿进行一次扫选作业，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；
12.(5)将一次扫选尾矿进行二次扫选作业，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；
13.(6)将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业，得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿；
14.(7)将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业，得到氧化矿扫选精矿和最终尾矿；
15.(8)将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿进行分级，得到第二沉沙和第二溢流产品；
16.(9)将第二沉沙进行磨矿后再次进行分级，将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选，获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿；
17.(10)将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选，得到中矿二次精选精矿和中矿二次
精选尾矿；将中矿一次精选尾矿送至氧化矿粗选段进行选别，将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别，将一次精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿。
18.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(1)中将铜钴矿采用半自磨机进行破碎后再采用直线筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料；半自磨机型号为的湿式自磨机，破碎后的铜钴矿中-2mm物料含量占78％-82％；步骤(2)中将筛上物料返回步骤(1)中的半自磨机再次进行破碎；将筛下物料送至第一水力旋流器进行分级，得到第一沉沙和第一溢流产品；第一水力旋流器为1组的水力旋流器组成的旋流器组，第一溢流产品中细度为-0.074mm的物料占68％-72％、矿浆浓度为28％-32％。
19.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(3)中将第一沉沙送至球磨机进行磨矿后返回第一水力旋流器再次进行分级；步骤(3)中将第一溢流产品送至粗选段进行粗选的工艺条件为：
捕收剂乙基黄原酸钠用量为20g/t-40g/t、起泡剂dow-200用量为30g/t-70g/t、浮选浓度为28％-32％、浮选时间为9min-11min，浮选采用2台容积为50m3的kyf型
浮选机。
20.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(4)中将粗选精矿进行一次精选作业的浮选浓度为25％，浮选采用2台容积为12m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机；步骤(4)中将粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为：捕收剂pax戊基黄原酸钾用量为100g/t-140g/t、矿浆浓度为26％-30％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
21.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(5)中将一次扫选尾矿进行二次扫选作业的矿浆浓度为26％-30％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
22.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(6)中将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业的工艺条件为：捕收剂戊基黄原酸钾用量为40g/t-60g/t、起泡剂dow-200用量为10g/t-30g/t、硫化剂nahs用量为400g/t-800g/t、抑制剂na2sio4用量为300g/t-700g/t、浮选浓度为23％-27％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
23.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(7)中将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业的浮选浓度为22％-26％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
24.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(8)中将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿送至第二水力旋流器进行分级，得到第二沉沙和第二溢流产品；第二水力旋流器为1组的水力旋流器组成的旋流器组，第二溢流产品中细度为-0.074mm的物料占95.5％-96.5％、溢流矿浆浓度为18％-20％。
25.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(9)中将第二沉沙采用vtm-300型立式螺旋搅拌磨矿机进行磨矿后返回第二水力旋流器再次进行分级，磨矿后的第二沉沙中-0.074mm物料含量占95.5％-96.5％；将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选的工艺条件为：起泡剂dow-200用量为15g/t-35g/t、浮选浓度为18％-20％，精选采用4台容积为30m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。
26.根据上述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(10)中将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选的浮选浓度为17％-19％，浮选采用4台容积为30m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。
27.本发明的有益技术效果：本发明碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程(sab流
程)，选别流程采用“先硫、后氧+中矿再磨再选”的工艺流程。针对有用金属同时以硫化矿和氧化矿的形式存在，而硫化矿的可浮性优于氧化矿的可浮性，因此先对硫化矿进行浮选，硫化矿扫选的尾矿中有用金属主要以氧化矿的形式存在，此时通过加入硫化剂，将较为难浮的金属氧化矿硫化为较为易浮的金属硫化矿后再进行浮选，减少了金属氧化矿在浮选过程中的损失，有效减少细粒级矿物和有用金属氧化矿在尾矿中损失，显著提高了铜和钴的回收率。
附图说明
28.图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
29.参见图1，本发明的一种铜钴矿选矿方法，包括以下步骤：
30.(1)将铜钴矿采用半自磨机进行破碎后再采用直线筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料；半自磨机型号为的湿式自磨机，破碎后的铜钴矿中-2mm物料含量占78％-82％。
31.(2)将筛上物料返回步骤(1)中的半自磨机再次进行破碎；将筛下物料送至第一水力旋流器ⅰ进行分级，得到第一沉沙和第一溢流产品；第一水力旋流器为8台(4工4备)的水力旋流器组成的旋流器组，第一溢流产品中细度为-0.074mm的物料占68％-72％、矿浆浓度为28％-32％。
32.(3)将第一沉沙送至球磨机进行磨矿后返回第一水力旋流器再次进行分级；将第一溢流产品送至粗选段进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；将第一溢流产品送至粗选段进行粗选的工艺条件为：捕收剂sex(乙基黄原酸钠)用量为20g/t-40g/t、起泡剂dow-200用量为30g/t-70g/t、浮选浓度为28％-32％、浮选时间为9min-11min，浮选采用2台容积为50m3的kyf型浮选机。
33.(4)将粗选精矿进行一次精选作业，获得一次精选精矿ⅰ和一次精选尾矿；将粗选精矿进行一次精选作业的浮选浓度为25％，浮选采用2台容积为12m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。将粗选尾矿进行一次扫选作业，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；将粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为：捕收剂pax(戊基黄原酸钾)用量为100g/t-140g/t、矿浆浓度为26％-30％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
34.(5)将一次扫选尾矿进行二次扫选作业，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；将一次扫选尾矿进行二次扫选作业的矿浆浓度为26％-30％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
35.(6)将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业，得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿；将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业的工艺条件为：捕收剂pax用量为40g/t-60g/t、起泡剂dow-200用量为10g/t-30g/t、硫化剂nahs用量为400g/t-800g/t、抑制剂na2sio4用量为300g/t-700g/t、浮选浓度为23％-27％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
36.(7)将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业，得到氧化矿扫选精矿和最终尾矿；将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业的浮选浓度为22％-26％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
37.(8)将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿送至第二水力旋流器ⅱ进行分级，得到第二沉沙ⅱ和第二溢流产品ⅱ；第二水力旋流器为8台(4工4备)的水力旋流器组成的旋流器组，第二溢流产品中细度为-0.074mm的物料占95.5％-96.5％、溢流矿浆浓度为18％-20％。
38.(9)将第二沉沙采用vtm-300型立式螺旋搅拌磨矿机进行磨矿后返回第二水力旋流器再次进行分级，磨矿后的第二沉沙中-0.074mm物料含量占95.5％-96.5％。将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选，获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿；将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选的工艺条件为：起泡剂dow-200用量为15g/t-35g/t、浮选浓度为18％-20％，精选采用4台容积为30m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。
39.(10)将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选，得到中矿二次精选精矿ⅱ和中矿二次精选尾矿；将中矿一次精选尾矿送至氧化矿粗选段进行选别，将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别，将一次精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿。将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选的浮选浓度为17％-19％，浮选采用4台容积为30m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。
40.实施例1
41.矿石样品为刚果金某铜钴矿矿样，原矿中含铜2.92％、含钴0.83％。
42.使用半自磨机对原矿进行磨碎筛分，产品中-2mm含量占80％，筛上产品返回半自磨机再磨，筛下产品送至分级机分级，分级沉沙送至球磨机再磨后返回分级机分级，分级溢流中-200目含量占70％，送至浮选段进行选别。
浮选药剂制度为：粗选捕收剂sex用量为30g/t、起泡剂dow-200用量为50g/t；硫化矿一次扫选捕收剂pax用量为120g/t；氧化矿扫选捕收剂pax用量为50g/t，起泡剂dow-200用量为20g/t，硫化剂nahs用量为600g/t，抑制剂na2sio4用量为500g/t；中矿一次精选起泡剂dow-200用量为25g/t。硫化矿精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿，氧化矿扫选尾矿作为最终尾矿。试验结果见表1。
43.表1实施例1试验结果
[0044][0045]
实施例1表明，采用本发明工艺流程精矿中铜回收率可达到91％，钴回收率达到88％，铜品位27％，钴品位7.42％，优于当地其他选矿厂生产指标。技术特征：
1.一种铜钴矿选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：(1)将铜钴矿破碎后筛分，得到筛上物料和筛下物料；(2)将筛上物料再次进行破碎，将筛下物料进行分级，得到第一沉沙和第一溢流产品；(3)将第一沉沙进行磨矿后再次进行分级，将第一溢流产品送至粗选段进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；(4)将粗选精矿进行一次精选作业，获得一次精选精矿和一次精选尾矿；将粗选尾矿进行一次扫选作业，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；(5)将一次扫选尾矿进行二次扫选作业，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；(6)将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业，得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿；(7)将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业，得到氧化矿扫选精矿和最终尾矿；(8)将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿进行分级，得到第二沉沙和第二溢流产品；(9)将第二沉沙进行磨矿后再次进行分级，将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选，获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿；(10)将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选，得到中矿二次精选精矿和中矿二次精选尾矿；将中矿一次精选尾矿送至氧化矿粗选段进行选别，将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别，将一次精选精矿和中矿二次精选精矿合并作为最终精矿。2.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(1)中将铜钴矿采用半自磨机进行破碎后再采用直线筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料；半自磨机型号为的湿式自磨机，破碎后的铜钴矿中-2mm物料含量占78％-82％；步骤(2)中将筛上物料返回步骤(1)中的半自磨机再次进行破碎；将筛下物料送至第一水力旋流器进行分级，得到第一沉沙和第一溢流产品；第一水力旋流器为1组的水力旋流器组成的旋流器组，第一溢流产品中细度为-0.074mm的物料占68％-72％、矿浆浓度为28％-32％。3.根据权利要求2所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(3)中将第一沉沙送至球磨机进行磨矿后返回第一水力旋流器再次进行分级；步骤(3)中将第一溢流产品送至粗选段进行粗选的工艺条件为：捕收剂乙基黄原酸钠用量为20g/t-40g/t、起泡剂dow-200用量为30g/t-70g/t、浮选浓度为28％-32％、浮选时间为9min-11min，浮选采用2台容积为50m3的kyf型浮选机。4.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(4)中将粗选精矿进行一次精选作业的浮选浓度为25％，浮选采用2台容积为12m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机；步骤(4)中将粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为：捕收剂pax戊基黄原酸钾用量为100g/t-140g/t、矿浆浓度为26％-30％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。5.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(5)中将一次扫选尾矿进行二次扫选作业的矿浆浓度为26％-30％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。6.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(6)中将二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业的工艺条件为：捕收剂戊基黄原酸钾用量为40g/t-60g/t、起泡剂dow-200用量为10g/t-30g/t、硫化剂nahs用量为400g/t-800g/t、抑制剂na2sio4用量为300g/t-700g/t、浮选浓度为23％-27％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。
7.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(7)中将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业的浮选浓度为22％-26％，浮选采用4台容积为50m3的kyf型浮选机。8.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(8)中将一次精选尾矿、一次扫选精矿、二次扫选精矿、氧化矿粗选精矿、氧化矿扫选精矿合并作为中矿送至第二水力旋流器进行分级，得到第二沉沙和第二溢流产品；第二水力旋流器为1组的水力旋流器组成的旋流器组，第二溢流产品中细度为-0.074mm的物料占95.5％-96.5％、溢流矿浆浓度为18％-20％。9.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(9)中将第二沉沙采用vtm-300型立式螺旋搅拌磨矿机进行磨矿后返回第二水力旋流器再次进行分级，磨矿后的第二沉沙中-0.074mm物料含量占95.5％-96.5％；将第二溢流产品送至中矿精选段进行一次中矿精选的工艺条件为：起泡剂dow-200用量为15g/t-35g/t、浮选浓度为18％-20％，精选采用4台容积为30m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。10.根据权利要求1所述的铜钴矿选矿方法，其特征在于，步骤(10)中将中矿一次精选精矿进行二次中矿精选的浮选浓度为17％-19％，浮选采用4台容积为30m3的xcfⅱ/kyfⅱ型浮选机。
技术总结
本发明公开了一种铜钴矿选矿方法，本发明碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程，选别流程采用“先硫、后氧+中矿再磨再选”的工艺流程。针对有用金属同时以硫化矿和氧化矿的形式存在，而硫化矿的可浮性优于氧化矿的可浮性，因此先对硫化矿进行浮选，硫化矿扫选的尾矿中有用金属主要以氧化矿的形式存在，此时通过加入硫化剂，将较为难浮的金属氧化矿硫化为较为易浮的金属硫化矿后再进行浮选，减少了金属氧化矿在浮选过程中的损失，有效减少细粒级矿物和有用金属氧化矿在尾矿中损失，显著提高了铜和钴的回收率。钴的回收率。钴的回收率。
技术研发人员：赵凯 施帅 邹晨杰
受保护的技术使用者：金川集团股份有限公司
技术研发日：2021.09.18
技术公布日：2022/1/6
声明：
“铜钴矿选矿方法与流程” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色技术网
来源：金川集团股份有限公司
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2024年05月17日 ~ 19日 
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