一种选矿提取铜银的工艺制造技术

本发明专利技术提供一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：A)，将原矿进行磨矿，分级后得到矿浆；B)，将步骤A)得到的矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿，E)，将第一中矿入粗选、第二中矿、第三中矿逐级上返，最终得到精矿与尾矿。本申请针对高泥化率、高氧化率的原矿提取铜银，在提取铜银的过程中，首先进行了磨矿，然后通过一粗二扫一精的浮选工艺，通过对磨矿细度、粗选浓度和浮选药剂进行严格控制，使铜银的回收率较高。实验结果表明，铜银的回收率可达90％以上。

【技术实现步骤摘要】
一种选矿提取铜银的工艺
本专利技术涉及选矿
，尤其涉及一种选矿提取铜银的工艺。
技术介绍
柏坊铜矿为国内乃至世界少有的小而富的铜矿山，在铜鼓塘矿区1#竖井、2#矿体及3#通风井口等区域存在铜品位、银品位较高，而氧化率、泥化率也均高的矿石。该矿石外观为土色和土黄色，黄泥状、胶状、浸染状、网状和无定型状结构存在，极少数以脉状存在。矿石中有用矿物主要为铜、银。铜矿物存在形式有：辉铜矿、黄铜矿、斑铜矿、孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿及少量自然铜等形态，存在于脉石及其裂隙中，铜矿物的嵌布粒度为粗细不均。上述矿石铜品位4～10％、银品位300～1000g/t、铜的氧化率45％～60％、泥化率50％～60％(-3mm)。泥化矿、氧化矿以及多金属矿分选并称为世界浮游选矿的三大难题。国内铜矿山企业大多都对上述矿石进行浮选试验研究，以期提高铜金银等有价金属的回收率，但是高泥化率、高氧化率矿石回收率提高非常有限。目前，泥化、氧化铜矿石回收有湿法浸出、火化冶炼与浮选富集等，但是考虑到生产成本和工艺的复杂程度，一般还是采用浮选富集铜金银等有价金属，产出高品位的铜精矿的工艺。具体步骤为：通过两段或三段闭路碎矿至矿石粒度至-20mm，通过球磨等设备磨至-200目占60～90％，粗选浓度在25～40％，根据原矿品位和所需精矿的品位，然后进行浮选，达到合格精矿品位和较高的回收率。但是由于泥化、氧化矿石的物理化学性质的影响，铜、银的回收率一般不超过65％，严重影响了企业效益和造成资源浪费。
技术实现思路
本专利技术解决的技术问题在于提供一种提取铜银的工艺，经过本申请提供的选矿过程得到的精矿中铜银的回收率较高。有鉴于此，本申请提供了一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：A)，将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25w％，所述入选矿浆中粒度为-106μm的占有率为100％，其中粒度-74μm的占有率为85％～95％；所述原矿的泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％；B)，将步骤A)得到的入选矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(600～1500)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(250～350)g/t，丁胺黑药的添加量为(60～100)g/t，所述起泡剂的添加量(100～220)g/t；C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(400～800)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(60～120)g/t；D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(200～300)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(80～120)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(30～80)g/t；E)，将所述第一中矿与所述入选矿浆混合，将所述第二中矿与所述入选矿浆混合，将所述第三中矿与所述第一粗矿渣混合。优选的，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～20wt％。优选的，所述入选矿浆中矿渣的含量为10wt％～15wt％。优选的，所述入选矿浆中粒度-74μm的占有率为90％。优选的，步骤B)中所述调整剂的添加量为1200g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为300g/t，丁胺黑药的添加量为80g/t，所述起泡剂的添加量200g/t。优选的，步骤C)中所述调整剂的添加量为600g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为200g/t，丁胺黑药的添加量为40g/t，所述起泡剂的添加量100g/t。优选的，步骤D)中所述调整剂的添加量为300g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为100g/t，丁胺黑药的添加量为30g/t，所述起泡剂的添加量50g/t。本申请提供了一种选矿提取铜银的工艺。在选矿提取铜银的过程中，本申请首先进行磨矿使入选的矿浆中粒度106μm的占有率为100％，其中-74的占有率为85％～95％，且入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25wt％，然后采用一粗二扫一精的浮选措施，并通过在浮选的过程中精确控制调整剂、捕收剂与起泡剂的添加量，使得到的精矿中铜银的回收率较高。实验结果表明，本申请铜银的回收率可达90％以上，铜精矿品位可达20％以上。具体实施方式为了进一步理解本专利技术，下面结合实施例对本专利技术优选实施方案进行描述，但是应当理解，这些描述只是为进一步说明本专利技术的特征和优点，而不是对本专利技术权利要求的限制。本专利技术实施例公开了一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：A)，将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25w％，所述入选矿浆中粒度-106μm的占有率为100％，其中粒度为-74μm的占有率为85％～95％；所述原矿的泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％；B)，将步骤A)得到的入选矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(600～1500)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(250～350)g/t，丁胺黑药的添加量为(60～100)g/t，所述起泡剂的添加量(100～220)g/t；C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(400～800)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(60～120)g/t；D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(200～300)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(80～120)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(30～80)g/t；E)，将所述第一中矿与所述入选矿浆混合，将所述第二中矿与所述入选矿浆混合，将所述第三中矿与所述第一粗矿渣混合。本申请针对高泥化率、高氧化物的铜银原矿进行提取，在提取铜银的过程中，首先进行磨矿分级，使入选矿浆中粒度106μm的占有率为100％、其中粒度为-74μm的占有率为85％～95％，入选矿浆的浓度为5wt％～25wt％，然后通过一粗二扫一精的浮选工艺，且控制浮选过程中药剂的添加量，最终使铜银的回收率较高。按照本专利技术，首先将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆。所述磨矿为本领域技术人员熟知的技术手段，所采用的磨矿设备可以是湿磨也可以是干磨本申请不作特别的限制。本申请所述原矿是一种高泥化率、高氧化率的矿物，其泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％。对于3#斜井原矿泥化率为4本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：A)，将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25w％，所述入选矿浆中粒度为‑106μm的占有率为100％，其中粒度‑74μm的占有率为85％～95％；所述原矿的泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％；B)，将步骤A)得到的入选矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(600～1500)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(250～400)g/t，丁胺黑药的添加量为(60～100)g/t，所述起泡剂的添加量(100～220)g/t；C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(400～800)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(60～120)g/t；D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(200～300)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(80～120)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(30～80)g/t；E)，将所述第一中矿与所述入选矿浆混合，将所述第二中矿与所述入选矿浆混合，将所述第三中矿与所述第一粗矿渣混合。...

【技术特征摘要】
1.一种选矿提取铜银的工艺，包括以下步骤：A)，将原矿进行磨矿，分级后得到入选矿浆，所述入选矿浆中矿渣的含量为5wt％～25w％，所述入选矿浆中粒度为-106μm的占有率为100％，其中粒度-74μm的占有率为85％～95％；所述原矿的泥化率为40％～70％，氧化率为45％～85％；B)，将步骤A)得到的入选矿浆进行粗选，得到第一粗精矿与第一粗矿渣；所述粗选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(600～1500)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(250～400)g/t，丁胺黑药的添加量为(60～100)g/t，所述起泡剂的添加量(100～220)g/t；C)，将所述第一粗精矿进行精选，得到精矿与第一中矿；将所述第一粗矿渣进行扫选，得到第二中矿与第二粗矿渣；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为(400～800)g/t，所述捕收剂中异丁基黄药的添加量为(180～220)g/t，丁胺黑药的添加量为(20～60)g/t，所述起泡剂的添加量(60～120)g/t；D)，将所述第二粗矿渣进行扫选，得到第三中矿与尾矿；所述扫选的调整剂为硫化钠，捕收剂为异丁基黄药与丁胺黑药，起泡剂为松醇油；所述调整剂的添加量为...

【专利技术属性】
技术研发人员：曾贞明，李加生，
申请(专利权)人：湖南水口山有色金属集团有限公司，
类型：发明
国别省市：湖南;43