硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法

2099 编辑：管理员来源：万宝矿产有限公司, 中国科学院过程工程研究所

2021-11-22 15:55:49

权利要求

1.硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1：磨矿-分级作业

通过破碎、磨矿和分级，将硫化铜钴矿矿石磨细，得到符合浮选要求的硫化铜钴矿矿浆，矿浆自流进入到浮选搅拌槽；

S2：调浆作业

在搅拌槽中依次添加生石灰乳和硫氢化钠溶液，将矿浆pH值调整为pH＝9.2～9.5，矿浆电位调整为然后在搅拌槽中添加浮选药剂，浮选药剂包括起泡剂、捕收剂和抑制剂；

S3：浮选作业

在搅拌槽中调浆完成后，矿浆溢流至浮选机进行浮选作业，硫化铜钴矿浮选选用“一粗二扫三精”的工艺流程，得到符合要求的硫化铜钴精矿产品。

2.如权利要求1所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S1中，矿石细度为-200目占比73％～75％左右，矿浆浓度为30％～33％，测量得矿浆初始pH为7.8～8.2，初始电位为-145～-160mV。

3.如权利要求2所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S2中，在搅拌槽中添加质量浓度为8％～10％的生石灰乳，将矿浆pH值调整为9.2～9.5，生石灰用量为280～320g/t。

4.如权利要求3所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S2中，在搅拌槽中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位调整为搅拌槽中硫氢化钠用量为60～70g/t。

5.如权利要求4所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S2中，浮选药剂中，起泡剂2#油添加60～80g/t，捕收剂异丁基黄药添加60～70g/t，抑制剂PNL-1添加100～120g/t，矿浆与浮选药剂的作用时间为8min。

6.如权利要求5所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S3中，浮选作业包括以下子步骤：

S31：粗选作业

经搅拌槽溢流的矿浆首先进行粗选作业，粗选作业矿浆状态与搅拌槽中矿浆状态一致，在药剂作用下有用矿物随泡沫上浮，脉石矿物留在矿浆中，粗选作业产出的泡沫产品进入步骤S32的精选I作业，矿浆进入到步骤S33的扫选I作业；

S32：精选I作业

在粗选作业产出的泡沫产品中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位控制在-210～-220mV，同时添加10～15g/t异丁基黄药，精选I作业产出的泡沫产品进入步骤S34的精选Ⅱ作业，矿浆返回至步骤S31的粗选作业；

S33：扫选I作业

在粗选作业产出的矿浆中添加20～25g/t捕收剂异丁基黄药，扫选I作业产出的泡沫产品返回至步骤S31的粗选作业，矿浆进入到步骤S35的扫选Ⅱ作业；

S34：精选Ⅱ作业

在精选I作业产出的泡沫产品中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位控制在-210～-220mV，精选Ⅱ作业产出的泡沫产品进入步骤S36的精选Ⅲ作业，矿浆返回至步骤S32的精选I作业；；

S35：扫选Ⅱ作业

在扫选I作业产出的矿浆中添加15～20g/t捕收剂异丁基黄药，扫选Ⅱ作业产出的泡沫产品返回至步骤S33的扫选I作业，扫选Ⅱ作业完成后剩余的矿浆即为尾矿C；

S36：精选Ⅲ作业

经精选Ⅲ作业产出的精矿泡沫即为最终的精矿B，矿浆返回至步骤S34的精选Ⅱ作业。

7.如权利要求6所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S31中，浮选时间为10min。

8.如权利要求7所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S32中，精选I作业中，矿浆浓度35％～38％，矿浆pH值9.2～9.5，浮选时间为6min；所述步骤S33中，扫选I作业中，矿浆浓度28％～30％，矿浆pH值9.0～9.4，矿浆电位-200～-210mV，浮选时间为10min。

9.如权利要求8所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S34中，精选Ⅱ作业中，矿浆浓度33％～35％，矿浆pH值9.2～9.5，浮选时间为5min；所述步骤S35中，扫选Ⅱ作业中，矿浆浓度26％～28％，矿浆pH值9.0～9.3，矿浆电位-190～-200mV，浮选时间为10min。

10.如权利要求9所述的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，其特征在于，所述步骤S36中，精选Ⅲ作业中，矿浆浓度33％～35％，矿浆pH值9.2～9.5，矿浆电位-210～-220mV，浮选时间为5min。

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法。

背景技术

硫化铜钴矿的主要有用矿物为黄铜矿(CuFeS2)和硫铜钴矿(CuCo2S4)，二者均是易选矿物。工业生产中通常使用浮选的方法回收硫化铜钴矿中的铜钴金属，浮选过程中使用常规的浮选药剂起泡剂2#油、捕收剂黄药等即可使铜钴矿物得到回收。

生产实践及理论研究中发现，硫化铜钴矿浮选工业应用主要存在以下问题：①铜、钴金属回收率随矿浆pH的变化波动较大，导致金属回收率不稳定；②硫铜钴矿矿物表面氧化速度快，在浮选过程中与空气接触的硫铜钴矿表面被氧化，使这部分硫铜钴矿可浮性下降，使金属钴回收率偏低；③精矿富集效果差，精矿钴品位偏低。

发明内容

(一)发明目的

本发明的目的是：通过试验研究、机理研究、工业调试等一系列研究工作，开发一种硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，通过调整矿浆环境，为硫化铜钴矿浮选提供合适的酸碱度和电化学环境，改善铜、钴矿物的可浮性，结合合适的药剂制度及工艺流程，从而提高浮选指标。

(二)技术方案

为了解决上述技术问题，本发明提供一种硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，包括以下步骤：

S1：磨矿-分级作业

通过破碎、磨矿和分级，将硫化铜钴矿矿石磨细，即磨细原矿A，得到符合浮选要求的硫化铜钴矿矿浆，矿浆自流进入到浮选搅拌槽。

其中，矿石细度为-200目占比73％～75％左右，矿浆浓度为30％～33％，测量得矿浆初始pH为7.8～8.2，初始电位为-145～-160mV。

S2：调浆作业

在搅拌槽中依次添加生石灰乳和硫氢化钠溶液，将矿浆pH值调整为pH＝9.2～9.5，矿浆电位调整为然后在搅拌槽中添加浮选药剂，浮选药剂包括起泡剂、捕收剂和抑制剂。

具体地，调浆作业包括以下子步骤：

S21：在搅拌槽中添加质量浓度为8％～10％的生石灰乳，将矿浆pH值调整为9.2～9.5，生石灰用量为280～320g/t。

S22：在搅拌槽中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位调整为搅拌槽中硫氢化钠用量为60～70g/t。

S23：浮选药剂中，起泡剂2#油添加60～80g/t，捕收剂异丁基黄药添加60～70g/t，抑制剂PNL-1添加100～120g/t，矿浆与浮选药剂的作用时间为8min。

S3：浮选作业

在搅拌槽中调浆完成后，矿浆溢流至浮选机进行浮选作业，在前期大量实验室试验研究的基础上，硫化铜钴矿浮选选用“一粗二扫三精”的工艺流程。

具体地，浮选作业包括以下子步骤：

S31：粗选作业

经搅拌槽溢流的矿浆首先进行粗选作业，粗选作业矿浆状态与搅拌槽中矿浆状态一致，在药剂作用下有用矿物随泡沫上浮，脉石矿物留在矿浆中，浮选时间为10min，粗选作业产出的泡沫产品进入步骤S32的精选I作业，矿浆进入到步骤S33的扫选I作业。

S32：精选I作业

在粗选作业产出的泡沫产品中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位控制在-210～-220mV，同时添加10～15g/t异丁基黄药，保证金属回收率。精选I作业中，矿浆浓度35％～38％，矿浆pH值9.2～9.5，浮选时间为6min。精选I作业产出的泡沫产品进入步骤S34的精选II作业，矿浆返回至步骤S31的粗选作业。

S33：扫选I作业

在粗选作业产出的矿浆中添加20～25g/t捕收剂异丁基黄药，保证扫选作业金属回收率。扫选I作业中，矿浆浓度28％～30％，矿浆pH值9.0～9.4，矿浆电位-200～-210mV，浮选时间为10min。扫选I作业产出的泡沫产品返回至步骤S31的粗选作业，矿浆进入到步骤S35的扫选II作业。

S34：精选II作业

在精选I作业产出的泡沫产品中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位控制在-210～-220mV。精选II作业中，矿浆浓度33％～35％，矿浆pH值9.2～9.5，浮选时间为5min。精选II作业产出的泡沫产品进入步骤S36的精选III作业，矿浆返回至步骤S32的精选I作业。

S35：扫选II作业

在扫选I作业产出的矿浆中添加15～20g/t捕收剂异丁基黄药，保证扫选作业金属回收率。扫选II作业中，矿浆浓度26％～28％，矿浆pH值9.0～9.3，矿浆电位-190～-200mV，浮选时间为10min。扫选II作业产出的泡沫产品返回至步骤S33的扫选I作业，扫选II作业完成后剩余的矿浆即为尾矿C。

S36：精选III作业

精选III作业中，矿浆浓度33％～35％，矿浆pH值9.2～9.5，矿浆电位-210～-220mV，浮选时间为5min。经精选III作业产出的精矿泡沫即为最终的精矿B，矿浆返回至步骤S34的精选II作业。

(三)有益效果

上述技术方案所提供的硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，通过在浮选过程中添加适量的石灰乳、硫氢化钠将硫化铜钴矿矿浆调整到合适的矿浆环境，配合试验研究选择的矿物起泡剂和矿物捕收剂以及试验研究得出的最佳浮选工艺流程，用于浮选处理硫化铜钴矿。在使用该发明技术前，金属钴(主要以硫铜钴矿形式存在)在精选作业中富集效果差，呈“越选越低”的逆向富集特征，最终导致金属钴流失于尾矿，金属钴回收率在84％左右，金属铜回收率在91％左右；精矿铜钴金属富集效果不佳，铜富集比仅14倍，钴富集比仅12.9倍。

附图说明

图1为本发明方法的流程图。

图中，A、B、C分别为硫化铜钴矿矿石的不同形态，其中A为原矿，B为精矿，C为尾矿；1为磨矿-分级作业，2为调浆作业，3～8为浮选作业，浮选作业中左侧为泡沫，右侧为矿浆。

具体实施方式

为使本发明的目的、内容和优点更加清楚，下面结合附图和实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。

本发明硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法，是在浮选过程中通过调控矿浆pH和电位，结合合适的药剂制度及工艺流程，最终得到硫化铜钴精矿产品。

参照图1所示，本发明浮选方法包括以下步骤：

S1：磨矿-分级作业

通过破碎、磨矿和分级，将硫化铜钴矿矿石磨细，即磨细原矿A，得到符合浮选要求的硫化铜钴矿矿浆，矿浆自流进入到浮选搅拌槽。

其中，矿石细度为-200目占比73％～75％左右，矿浆浓度为30％～33％，测量得矿浆初始pH为7.8～8.2，初始电位为-145～-160mV。

S2：调浆作业

根据原矿性质的变化，灵活调整生石灰乳用量，将矿浆pH值控制在9.2～9.5，为硫化铜钴矿浮选提供最佳的酸碱度环境；根据原矿性质的变化，灵活调整硫氢化钠用量，将矿浆电位控制在为硫化铜钴矿浮选提供最佳的电位环境。

具体地，调浆作业包括以下子步骤：

S21：在搅拌槽中添加质量浓度为8％～10％的生石灰乳，将矿浆pH值调整为9.2～9.5，生石灰用量为280～320g/t。

S22：在搅拌槽中添加质量浓度为15％～20％的硫氢化钠溶液，将矿浆电位调整为搅拌槽中硫氢化钠用量为60～70g/t。

S23：浮选药剂中，起泡剂2#油添加60～80g/t，捕收剂异丁基黄药添加60～70g/t，抑制剂PNL-1添加100～120g/t，矿浆与浮选药剂的作用时间为8min。

S3：浮选作业

在搅拌槽中调浆完成后，矿浆溢流至浮选机进行浮选作业，在前期大量实验室试验研究的基础上，硫化铜钴矿浮选选用“一粗二扫三精”的工艺流程。

具体地，浮选作业包括以下子步骤：

S31：粗选作业

经搅拌槽溢流的矿浆首先进行粗选作业，经调浆作业后粗选作业无需再添加药剂，浮选时间为10min。在药剂作用下有用矿物随泡沫上浮，脉石矿物留在矿浆中，粗选作业产出的泡沫产品进入步骤S32的精选I作业，矿浆进入到步骤S33的扫选I作业。

S32：精选I作业

S33：扫选I作业

S34：精选II作业

S35：扫选II作业

S36：精选III作业

经过上述“一粗二扫三精”的浮选工艺流程，即可得到符合要求的硫化铜钴精矿产品。

上述工艺步骤中的部分工艺流程进一步解释说明如下：

步骤S2中，将搅拌槽中的矿浆pH值控制在9.2～9.5的原因是：大量试验研究及现场调试表明，该pH值为矿物最佳酸碱度环境，有利于矿石中有用矿物的上浮，从而能够保证浮选金属回收率。

步骤S22、S32、S34、S36中通过添加硫氢化钠将矿浆电位控制在-210～-220mV的原因是：最初的生产实践发现浮选过程中金属钴回收率较低，且在精选作业过程中出现了金属钴品位“越选越低”的现象；因此在实验室开展了大量关于硫铜钴矿(CuCo2S4，为主要含钴矿物)浮选机理的研究工作，研究表明，硫铜钴矿矿物表面在空气中容易被氧化，导致可浮性下降；在浮选过程中硫铜钴矿矿物吸附在气泡表面，与空气充分接触，硫铜钴矿表面被氧化，导致可浮性下降，影响了硫铜钴矿矿物的回收；根据对硫铜钴矿浮选电化学的研究成果，硫铜钴矿表面氧化程度和可浮性可通过矿浆电位得以反映，若硫铜钴矿被氧化，矿浆电位提高，可浮性下降；通过大量研究工作得出，添加硫氢化钠可降低硫铜钴矿矿物表面电位，改善硫铜钴矿矿物可浮性，进而提高铜、钴金属回收率；另一方面，若硫氢化钠用量过多会抑制黄铜矿的上浮，影响金属铜的回收率；综合研究得出硫化铜钴矿浮选最佳矿浆电位为-210～-220mV。

本发明方案中，通过理论与实践研究，得出：pH＝9.2～9.5为硫化铜钴矿最佳浮选酸碱度环境，使用8％～10％的生石灰乳将矿浆pH调整至9.2～9.5，生石灰用量为280～320g/t；硫铜钴矿在浮选过程中氧化速度快，导致表面电位上升，可浮性下降，影响铜、钴金属回收率；电位为硫化铜钴矿最佳的电化学环境，使用15％～20％的硫氢化钠在粗选、精选作业中调整矿浆电位，使矿浆电位保持在-210～-220mV之间，其中硫氢化钠用量及矿浆电位是关键；在提供合适的酸碱度环境和电化学环境的基础上，结合特定的矿物起泡剂和矿物捕收剂以及最佳的浮选工艺流程，形成该电位-pH调控浮选方法。

万宝矿产有限公司在刚果(金)子公司科米卡矿业简易股份有限公司卡莫亚铜钴矿项目采用浮选工艺处理硫化铜钴矿，在按照传统工艺生产过程中发现，尾矿钴品位偏高(即钴回收率偏低)，导致金属流失，同时精矿中钴品位不高，这均影响了产品销售价格及项目整体经济效益。

通过生产实践中的调试探索，结合中科院过程所在实验室试验研究以及药剂浮选作用机理研究，基本了解了硫铜钴矿的浮选特性以及药剂对矿物的作用特性，并对药剂制度、浮选流程进行了优化，结合工业应用及生产调试，开发出了该硫化铜钴矿电位-pH调控浮选技术。该浮选技术在生产实践中应用后，硫铜钴矿浮选性能明显改善，精选钴富集效果逐步好转，呈现出正常的“正向富集”，且尾矿钴品位得到了明显降低，尾矿铜品位也有所降低；得益于金属钴回收率的提高以及精选的“正向富集”，精矿钴品位也得到了提高。硫化铜钴矿电位-pH调控浮选方法在卡莫亚项目的生产实践表明该技术对硫化铜钴矿的浮选产生了良好的效果，明显改善了硫化铜钴矿浮选指标。

本发明技术应用前后浮选铜钴回收率及金属富集比对比如表1所示。从对比表可知，应用该技术后，金属铜回收率提高了1.85％，金属钴回收率提高了5.18％，同时铜、钴富集比也得到明显提升，提高了精矿铜钴品位。

表1

Cu回收率/％Co回收率/％Cu富集比Co富集比应用前91.2484.0414.1312.90应用后93.0989.2216.6215.87

由上述技术方案可以看出，通过应用本发明开发的电位-pH调控浮选方法，硫铜钴矿矿物的可浮性得到明显好转，金属铜钴回收率、精矿铜钴品位(富集比)均得到明显提升，金属钴回收率提高到了89％，金属铜回收率提高到了93％，精矿铜富集比提高到16.5倍，精矿钴富集比提高到15.8倍，同时精矿钴品位达到了8％以上，取得了较好的浮选指标。

以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明技术原理的前提下，还可以做出若干改进和变形，这些改进和变形也应视为本发明的保护范围。