權利要求

1.硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，包括以下步驟：

S1：磨礦-分級作業(yè)

通過破碎、磨礦和分級，將硫化銅鈷礦礦石磨細，得到符合浮選要求的硫化銅鈷礦礦漿，礦漿自流進入到浮選攪拌槽；

S2：調漿作業(yè)

在攪拌槽中依次添加生石灰乳和硫氫化鈉溶液，將礦漿pH值調整為pH＝9.2～9.5，礦漿電位調整為然后在攪拌槽中添加浮選藥劑，浮選藥劑包括起泡劑、捕收劑和抑制劑；

S3：浮選作業(yè)

在攪拌槽中調漿完成后，礦漿溢流至浮選機進行浮選作業(yè)，硫化銅鈷礦浮選選用“一粗二掃三精”的工藝流程，得到符合要求的硫化銅鈷精礦產品。

2.如權利要求1所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S1中，礦石細度為-200目占比73％～75％左右，礦漿濃度為30％～33％，測量得礦漿初始pH為7.8～8.2，初始電位為-145～-160mV。

3.如權利要求2所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S2中，在攪拌槽中添加質量濃度為8％～10％的生石灰乳，將礦漿pH值調整為9.2～9.5，生石灰用量為280～320g/t。

4.如權利要求3所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S2中，在攪拌槽中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位調整為攪拌槽中硫氫化鈉用量為60～70g/t。

5.如權利要求4所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S2中，浮選藥劑中，起泡劑2#油添加60～80g/t，捕收劑異丁基黃藥添加60～70g/t，抑制劑PNL-1添加100～120g/t，礦漿與浮選藥劑的作用時間為8min。

6.如權利要求5所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S3中，浮選作業(yè)包括以下子步驟：

S31：粗選作業(yè)

經攪拌槽溢流的礦漿首先進行粗選作業(yè)，粗選作業(yè)礦漿狀態(tài)與攪拌槽中礦漿狀態(tài)一致，在藥劑作用下有用礦物隨泡沫上浮，脈石礦物留在礦漿中，粗選作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S32的精選I作業(yè)，礦漿進入到步驟S33的掃選I作業(yè)；

S32：精選I作業(yè)

在粗選作業(yè)產出的泡沫產品中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位控制在-210～-220mV，同時添加10～15g/t異丁基黃藥，精選I作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S34的精選Ⅱ作業(yè)，礦漿返回至步驟S31的粗選作業(yè)；

S33：掃選I作業(yè)

在粗選作業(yè)產出的礦漿中添加20～25g/t捕收劑異丁基黃藥，掃選I作業(yè)產出的泡沫產品返回至步驟S31的粗選作業(yè)，礦漿進入到步驟S35的掃選Ⅱ作業(yè)；

S34：精選Ⅱ作業(yè)

在精選I作業(yè)產出的泡沫產品中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位控制在-210～-220mV，精選Ⅱ作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S36的精選Ⅲ作業(yè)，礦漿返回至步驟S32的精選I作業(yè)；；

S35：掃選Ⅱ作業(yè)

在掃選I作業(yè)產出的礦漿中添加15～20g/t捕收劑異丁基黃藥，掃選Ⅱ作業(yè)產出的泡沫產品返回至步驟S33的掃選I作業(yè)，掃選Ⅱ作業(yè)完成后剩余的礦漿即為尾礦C；

S36：精選Ⅲ作業(yè)

經精選Ⅲ作業(yè)產出的精礦泡沫即為最終的精礦B，礦漿返回至步驟S34的精選Ⅱ作業(yè)。

7.如權利要求6所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S31中，浮選時間為10min。

8.如權利要求7所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S32中，精選I作業(yè)中，礦漿濃度35％～38％，礦漿pH值9.2～9.5，浮選時間為6min；所述步驟S33中，掃選I作業(yè)中，礦漿濃度28％～30％，礦漿pH值9.0～9.4，礦漿電位-200～-210mV，浮選時間為10min。

9.如權利要求8所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S34中，精選Ⅱ作業(yè)中，礦漿濃度33％～35％，礦漿pH值9.2～9.5，浮選時間為5min；所述步驟S35中，掃選Ⅱ作業(yè)中，礦漿濃度26％～28％，礦漿pH值9.0～9.3，礦漿電位-190～-200mV，浮選時間為10min。

10.如權利要求9所述的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，其特征在于，所述步驟S36中，精選Ⅲ作業(yè)中，礦漿濃度33％～35％，礦漿pH值9.2～9.5，礦漿電位-210～-220mV，浮選時間為5min。

說明書

技術領域

本發(fā)明屬于礦物加工工程技術領域，具體涉及硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法。

背景技術

硫化銅鈷礦的主要有用礦物為黃銅礦(CuFeS2)和硫銅鈷礦(CuCo2S4)，二者均是易選礦物。工業(yè)生產中通常使用浮選的方法回收硫化銅鈷礦中的銅鈷金屬，浮選過程中使用常規(guī)的浮選藥劑起泡劑2#油、捕收劑黃藥等即可使銅鈷礦物得到回收。

生產實踐及理論研究中發(fā)現(xiàn)，硫化銅鈷礦浮選工業(yè)應用主要存在以下問題：①銅、鈷金屬回收率隨礦漿pH的變化波動較大，導致金屬回收率不穩(wěn)定；②硫銅鈷礦礦物表面氧化速度快，在浮選過程中與空氣接觸的硫銅鈷礦表面被氧化，使這部分硫銅鈷礦可浮性下降，使金屬鈷回收率偏低；③精礦富集效果差，精礦鈷品位偏低。

發(fā)明內容

(一)發(fā)明目的

本發(fā)明的目的是：通過試驗研究、機理研究、工業(yè)調試等一系列研究工作，開發(fā)一種硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，通過調整礦漿環(huán)境，為硫化銅鈷礦浮選提供合適的酸堿度和電化學環(huán)境，改善銅、鈷礦物的可浮性，結合合適的藥劑制度及工藝流程，從而提高浮選指標。

(二)技術方案

為了解決上述技術問題，本發(fā)明提供一種硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，包括以下步驟：

S1：磨礦-分級作業(yè)

通過破碎、磨礦和分級，將硫化銅鈷礦礦石磨細，即磨細原礦A，得到符合浮選要求的硫化銅鈷礦礦漿，礦漿自流進入到浮選攪拌槽。

其中，礦石細度為-200目占比73％～75％左右，礦漿濃度為30％～33％，測量得礦漿初始pH為7.8～8.2，初始電位為-145～-160mV。

S2：調漿作業(yè)

在攪拌槽中依次添加生石灰乳和硫氫化鈉溶液，將礦漿pH值調整為pH＝9.2～9.5，礦漿電位調整為然后在攪拌槽中添加浮選藥劑，浮選藥劑包括起泡劑、捕收劑和抑制劑。

具體地，調漿作業(yè)包括以下子步驟：

S21：在攪拌槽中添加質量濃度為8％～10％的生石灰乳，將礦漿pH值調整為9.2～9.5，生石灰用量為280～320g/t。

S22：在攪拌槽中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位調整為攪拌槽中硫氫化鈉用量為60～70g/t。

S23：浮選藥劑中，起泡劑2#油添加60～80g/t，捕收劑異丁基黃藥添加60～70g/t，抑制劑PNL-1添加100～120g/t，礦漿與浮選藥劑的作用時間為8min。

S3：浮選作業(yè)

在攪拌槽中調漿完成后，礦漿溢流至浮選機進行浮選作業(yè)，在前期大量實驗室試驗研究的基礎上，硫化銅鈷礦浮選選用“一粗二掃三精”的工藝流程。

具體地，浮選作業(yè)包括以下子步驟：

S31：粗選作業(yè)

經攪拌槽溢流的礦漿首先進行粗選作業(yè)，粗選作業(yè)礦漿狀態(tài)與攪拌槽中礦漿狀態(tài)一致，在藥劑作用下有用礦物隨泡沫上浮，脈石礦物留在礦漿中，浮選時間為10min，粗選作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S32的精選I作業(yè)，礦漿進入到步驟S33的掃選I作業(yè)。

S32：精選I作業(yè)

在粗選作業(yè)產出的泡沫產品中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位控制在-210～-220mV，同時添加10～15g/t異丁基黃藥，保證金屬回收率。精選I作業(yè)中，礦漿濃度35％～38％，礦漿pH值9.2～9.5，浮選時間為6min。精選I作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S34的精選II作業(yè)，礦漿返回至步驟S31的粗選作業(yè)。

S33：掃選I作業(yè)

在粗選作業(yè)產出的礦漿中添加20～25g/t捕收劑異丁基黃藥，保證掃選作業(yè)金屬回收率。掃選I作業(yè)中，礦漿濃度28％～30％，礦漿pH值9.0～9.4，礦漿電位-200～-210mV，浮選時間為10min。掃選I作業(yè)產出的泡沫產品返回至步驟S31的粗選作業(yè)，礦漿進入到步驟S35的掃選II作業(yè)。

S34：精選II作業(yè)

在精選I作業(yè)產出的泡沫產品中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位控制在-210～-220mV。精選II作業(yè)中，礦漿濃度33％～35％，礦漿pH值9.2～9.5，浮選時間為5min。精選II作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S36的精選III作業(yè)，礦漿返回至步驟S32的精選I作業(yè)。

S35：掃選II作業(yè)

在掃選I作業(yè)產出的礦漿中添加15～20g/t捕收劑異丁基黃藥，保證掃選作業(yè)金屬回收率。掃選II作業(yè)中，礦漿濃度26％～28％，礦漿pH值9.0～9.3，礦漿電位-190～-200mV，浮選時間為10min。掃選II作業(yè)產出的泡沫產品返回至步驟S33的掃選I作業(yè)，掃選II作業(yè)完成后剩余的礦漿即為尾礦C。

S36：精選III作業(yè)

精選III作業(yè)中，礦漿濃度33％～35％，礦漿pH值9.2～9.5，礦漿電位-210～-220mV，浮選時間為5min。經精選III作業(yè)產出的精礦泡沫即為最終的精礦B，礦漿返回至步驟S34的精選II作業(yè)。

(三)有益效果

上述技術方案所提供的硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，通過在浮選過程中添加適量的石灰乳、硫氫化鈉將硫化銅鈷礦礦漿調整到合適的礦漿環(huán)境，配合試驗研究選擇的礦物起泡劑和礦物捕收劑以及試驗研究得出的最佳浮選工藝流程，用于浮選處理硫化銅鈷礦。在使用該發(fā)明技術前，金屬鈷(主要以硫銅鈷礦形式存在)在精選作業(yè)中富集效果差，呈“越選越低”的逆向富集特征，最終導致金屬鈷流失于尾礦，金屬鈷回收率在84％左右，金屬銅回收率在91％左右；精礦銅鈷金屬富集效果不佳，銅富集比僅14倍，鈷富集比僅12.9倍。

附圖說明

圖1為本發(fā)明方法的流程圖。

圖中，A、B、C分別為硫化銅鈷礦礦石的不同形態(tài)，其中A為原礦，B為精礦，C為尾礦；1為磨礦-分級作業(yè)，2為調漿作業(yè)，3～8為浮選作業(yè)，浮選作業(yè)中左側為泡沫，右側為礦漿。

具體實施方式

為使本發(fā)明的目的、內容和優(yōu)點更加清楚，下面結合附圖和實施例，對本發(fā)明的具體實施方式作進一步詳細描述。

本發(fā)明硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法，是在浮選過程中通過調控礦漿pH和電位，結合合適的藥劑制度及工藝流程，最終得到硫化銅鈷精礦產品。

參照圖1所示，本發(fā)明浮選方法包括以下步驟：

S1：磨礦-分級作業(yè)

通過破碎、磨礦和分級，將硫化銅鈷礦礦石磨細，即磨細原礦A，得到符合浮選要求的硫化銅鈷礦礦漿，礦漿自流進入到浮選攪拌槽。

其中，礦石細度為-200目占比73％～75％左右，礦漿濃度為30％～33％，測量得礦漿初始pH為7.8～8.2，初始電位為-145～-160mV。

S2：調漿作業(yè)

在攪拌槽中依次添加生石灰乳和硫氫化鈉溶液，將礦漿pH值調整為pH＝9.2～9.5，礦漿電位調整為然后在攪拌槽中添加浮選藥劑，浮選藥劑包括起泡劑、捕收劑和抑制劑。

根據原礦性質的變化，靈活調整生石灰乳用量，將礦漿pH值控制在9.2～9.5，為硫化銅鈷礦浮選提供最佳的酸堿度環(huán)境；根據原礦性質的變化，靈活調整硫氫化鈉用量，將礦漿電位控制在為硫化銅鈷礦浮選提供最佳的電位環(huán)境。

具體地，調漿作業(yè)包括以下子步驟：

S21：在攪拌槽中添加質量濃度為8％～10％的生石灰乳，將礦漿pH值調整為9.2～9.5，生石灰用量為280～320g/t。

S22：在攪拌槽中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位調整為攪拌槽中硫氫化鈉用量為60～70g/t。

S23：浮選藥劑中，起泡劑2#油添加60～80g/t，捕收劑異丁基黃藥添加60～70g/t，抑制劑PNL-1添加100～120g/t，礦漿與浮選藥劑的作用時間為8min。

S3：浮選作業(yè)

在攪拌槽中調漿完成后，礦漿溢流至浮選機進行浮選作業(yè)，在前期大量實驗室試驗研究的基礎上，硫化銅鈷礦浮選選用“一粗二掃三精”的工藝流程。

具體地，浮選作業(yè)包括以下子步驟：

S31：粗選作業(yè)

經攪拌槽溢流的礦漿首先進行粗選作業(yè)，經調漿作業(yè)后粗選作業(yè)無需再添加藥劑，浮選時間為10min。在藥劑作用下有用礦物隨泡沫上浮，脈石礦物留在礦漿中，粗選作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S32的精選I作業(yè)，礦漿進入到步驟S33的掃選I作業(yè)。

S32：精選I作業(yè)

在粗選作業(yè)產出的泡沫產品中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位控制在-210～-220mV，同時添加10～15g/t異丁基黃藥，保證金屬回收率。精選I作業(yè)中，礦漿濃度35％～38％，礦漿pH值9.2～9.5，浮選時間為6min。精選I作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S34的精選II作業(yè)，礦漿返回至步驟S31的粗選作業(yè)。

S33：掃選I作業(yè)

在粗選作業(yè)產出的礦漿中添加20～25g/t捕收劑異丁基黃藥，保證掃選作業(yè)金屬回收率。掃選I作業(yè)中，礦漿濃度28％～30％，礦漿pH值9.0～9.4，礦漿電位-200～-210mV，浮選時間為10min。掃選I作業(yè)產出的泡沫產品返回至步驟S31的粗選作業(yè)，礦漿進入到步驟S35的掃選II作業(yè)。

S34：精選II作業(yè)

在精選I作業(yè)產出的泡沫產品中添加質量濃度為15％～20％的硫氫化鈉溶液，將礦漿電位控制在-210～-220mV。精選II作業(yè)中，礦漿濃度33％～35％，礦漿pH值9.2～9.5，浮選時間為5min。精選II作業(yè)產出的泡沫產品進入步驟S36的精選III作業(yè)，礦漿返回至步驟S32的精選I作業(yè)。

S35：掃選II作業(yè)

在掃選I作業(yè)產出的礦漿中添加15～20g/t捕收劑異丁基黃藥，保證掃選作業(yè)金屬回收率。掃選II作業(yè)中，礦漿濃度26％～28％，礦漿pH值9.0～9.3，礦漿電位-190～-200mV，浮選時間為10min。掃選II作業(yè)產出的泡沫產品返回至步驟S33的掃選I作業(yè)，掃選II作業(yè)完成后剩余的礦漿即為尾礦C。

S36：精選III作業(yè)

精選III作業(yè)中，礦漿濃度33％～35％，礦漿pH值9.2～9.5，礦漿電位-210～-220mV，浮選時間為5min。經精選III作業(yè)產出的精礦泡沫即為最終的精礦B，礦漿返回至步驟S34的精選II作業(yè)。

經過上述“一粗二掃三精”的浮選工藝流程，即可得到符合要求的硫化銅鈷精礦產品。

上述工藝步驟中的部分工藝流程進一步解釋說明如下：

步驟S2中，將攪拌槽中的礦漿pH值控制在9.2～9.5的原因是：大量試驗研究及現(xiàn)場調試表明，該pH值為礦物最佳酸堿度環(huán)境，有利于礦石中有用礦物的上浮，從而能夠保證浮選金屬回收率。

步驟S22、S32、S34、S36中通過添加硫氫化鈉將礦漿電位控制在-210～-220mV的原因是：最初的生產實踐發(fā)現(xiàn)浮選過程中金屬鈷回收率較低，且在精選作業(yè)過程中出現(xiàn)了金屬鈷品位“越選越低”的現(xiàn)象；因此在實驗室開展了大量關于硫銅鈷礦(CuCo2S4，為主要含鈷礦物)浮選機理的研究工作，研究表明，硫銅鈷礦礦物表面在空氣中容易被氧化，導致可浮性下降；在浮選過程中硫銅鈷礦礦物吸附在氣泡表面，與空氣充分接觸，硫銅鈷礦表面被氧化，導致可浮性下降，影響了硫銅鈷礦礦物的回收；根據對硫銅鈷礦浮選電化學的研究成果，硫銅鈷礦表面氧化程度和可浮性可通過礦漿電位得以反映，若硫銅鈷礦被氧化，礦漿電位提高，可浮性下降；通過大量研究工作得出，添加硫氫化鈉可降低硫銅鈷礦礦物表面電位，改善硫銅鈷礦礦物可浮性，進而提高銅、鈷金屬回收率；另一方面，若硫氫化鈉用量過多會抑制黃銅礦的上浮，影響金屬銅的回收率；綜合研究得出硫化銅鈷礦浮選最佳礦漿電位為-210～-220mV。

本發(fā)明方案中，通過理論與實踐研究，得出：pH＝9.2～9.5為硫化銅鈷礦最佳浮選酸堿度環(huán)境，使用8％～10％的生石灰乳將礦漿pH調整至9.2～9.5，生石灰用量為280～320g/t；硫銅鈷礦在浮選過程中氧化速度快，導致表面電位上升，可浮性下降，影響銅、鈷金屬回收率；電位為硫化銅鈷礦最佳的電化學環(huán)境，使用15％～20％的硫氫化鈉在粗選、精選作業(yè)中調整礦漿電位，使礦漿電位保持在-210～-220mV之間，其中硫氫化鈉用量及礦漿電位是關鍵；在提供合適的酸堿度環(huán)境和電化學環(huán)境的基礎上，結合特定的礦物起泡劑和礦物捕收劑以及最佳的浮選工藝流程，形成該電位-pH調控浮選方法。

萬寶礦產有限公司在剛果(金)子公司科米卡礦業(yè)簡易股份有限公司卡莫亞銅鈷礦項目采用浮選工藝處理硫化銅鈷礦，在按照傳統(tǒng)工藝生產過程中發(fā)現(xiàn)，尾礦鈷品位偏高(即鈷回收率偏低)，導致金屬流失，同時精礦中鈷品位不高，這均影響了產品銷售價格及項目整體經濟效益。

通過生產實踐中的調試探索，結合中科院過程所在實驗室試驗研究以及藥劑浮選作用機理研究，基本了解了硫銅鈷礦的浮選特性以及藥劑對礦物的作用特性，并對藥劑制度、浮選流程進行了優(yōu)化，結合工業(yè)應用及生產調試，開發(fā)出了該硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選技術。該浮選技術在生產實踐中應用后，硫銅鈷礦浮選性能明顯改善，精選鈷富集效果逐步好轉，呈現(xiàn)出正常的“正向富集”，且尾礦鈷品位得到了明顯降低，尾礦銅品位也有所降低；得益于金屬鈷回收率的提高以及精選的“正向富集”，精礦鈷品位也得到了提高。硫化銅鈷礦電位-pH調控浮選方法在卡莫亞項目的生產實踐表明該技術對硫化銅鈷礦的浮選產生了良好的效果，明顯改善了硫化銅鈷礦浮選指標。

本發(fā)明技術應用前后浮選銅鈷回收率及金屬富集比對比如表1所示。從對比表可知，應用該技術后，金屬銅回收率提高了1.85％，金屬鈷回收率提高了5.18％，同時銅、鈷富集比也得到明顯提升，提高了精礦銅鈷品位。

表1

Cu回收率/％Co回收率/％Cu富集比Co富集比應用前91.2484.0414.1312.90應用后93.0989.2216.6215.87

由上述技術方案可以看出，通過應用本發(fā)明開發(fā)的電位-pH調控浮選方法，硫銅鈷礦礦物的可浮性得到明顯好轉，金屬銅鈷回收率、精礦銅鈷品位(富集比)均得到明顯提升，金屬鈷回收率提高到了89％，金屬銅回收率提高到了93％，精礦銅富集比提高到16.5倍，精礦鈷富集比提高到15.8倍，同時精礦鈷品位達到了8％以上，取得了較好的浮選指標。

以上所述僅是本發(fā)明的優(yōu)選實施方式，應當指出，對于本技術領域的普通技術人員來說，在不脫離本發(fā)明技術原理的前提下，還可以做出若干改進和變形，這些改進和變形也應視為本發(fā)明的保護范圍。