本发明专利技术提供了一种从铋精矿中回收铜的方法，对初始铋精矿加水调浆，不另外添加药剂，利用前端浮选作业残留的捕收剂等药剂，采用浮选法对初始铋精矿进行脱药(泥)，浮选槽底存留物即为脱除的泥；针对浮选所得泡沫产品，进行铜铋分离粗选，得到的粗选精矿进行铜铋分离精粗选，得到精粗选精矿和精粗选尾矿；将精粗选精矿经过两次闭路精选获得铜精矿，精粗选尾矿经过两次闭路扫选获得尾矿。本发明专利技术针对含铜铋精矿，采用“浮选脱药(泥)、强碱+高效环保铋抑制剂CD‑B1组合抑制铋矿物、强化选择性回收铜矿物”等措施，显著改善铜铋分离浮选环境，提高了“抑铋浮铜”浮选效率，实现了铋精矿中低品位铜的有效分选与回收。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及选矿，尤其涉及一种从铋精矿中回收铜的方法。
技术介绍
1、原矿含铜低于0.1％的铋多金属矿是一种重要的伴生铜资源，目前主干选矿工艺基本采用“硫化矿混合浮选-多金属梯次分离浮选”的方法，铜金属多富集在铋精矿中(含铜2％～3％)。由于铜矿物(主要是黄铜矿)和铋矿物(主要是辉铋矿)均具有良好的天然可浮性，导致其浮选分离难度较大，技术方案主要分为“抑铜浮铋”和“抑铋浮铜”；前者通常需要添加氰化物，对环境危害严重，已逐渐被淘汰；后者作为最主要的铜铋分离方法，主要聚焦于开发高效的环保型铋抑制剂，在铜铋分离效果和技术指标稳定性等方面有待进一步提升。
2、铜矿物与铋矿物在比重和比磁化系数上存在一定差异，理论上也可采用重选或强磁选进行铜铋分离；然而大部分存在于-0.037mm粒级的铜、铋矿物在实际应用中难以通过重选取得良好的分离效果；强磁选分离的铜、铋精矿产品互含易超标，铜精矿质量差，且强磁选设备投资大。
3、公开号为cn106238202a的专利公开了一种铜铋混合精矿超声波分散-磁选分离工艺，采用“超声波分散-磁选分离”方法，取得良好的效果，但存在工序复杂、超声波污染环境等问题，且主要适合于“铜高铋低”的铜铋混合精矿原料，对于“铜低铋高”的铋铜混合精矿原料，适应性暂不明确。因此，需要针对含铜的铋精矿研发更加高效的选矿工艺和更加经济环保的铋抑制剂及药剂体系，以显著提升铋多金属矿伴生低品位铜资源的回收效果。
4、有鉴于此，有必要设计一种改进的从铋精矿中回收铜的方法，以解决上述问题。
技术实现思路
1、针对上述现有技术的缺陷，本专利技术的目的在于提供一种从铋精矿中回收铜的方法，基于铜、铋矿物可浮性差异，利用前端浮选作业残留药剂，进行预先浮选脱泥(药)，改善后续“抑铋浮铜”作业浮选环境，并降低分离难度，采用“粗选排尾-精选强化分选”工艺流程和“强碱+组合药剂协同抑制铋矿物-强化选择性回收铜矿物”药剂体系，实现铜的高效分选回收，有效解决含铜铋精矿铜铋分离的技术难题。
2、为实现上述目的，本专利技术提供了一种从铋精矿中回收铜的方法，包括以下步骤：
3、s1.将初始铋精矿调浆至矿浆浓度为15～20％，采用浮选法，对初始铋精矿进行脱药和脱泥，浮选槽底部得到脱除的泥，即为第一铋精矿，上部得到泡沫产品；
4、s2.对步骤s1中得到的所述泡沫产品依次添加脱药剂、ph调整剂、铋抑制剂、铜捕收剂和起泡剂，进行铜铋分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，所述粗选尾矿为第二铋精矿；
5、s3.对步骤s2中得到的所述粗选精矿依次添加ph调整剂、铋抑制剂和铜捕收剂，进行铜铋分离精粗选，得到精粗选精矿和精粗选尾矿；
6、s4.对步骤s3中得到的所述精粗选精矿依次添加ph调整剂和铋抑制剂进行第一次精选作业，得到第一次精选精矿和第一次精选尾矿；对所述第一次精选精矿依次添加ph调整剂和铋抑制剂进行第二次精选作业，得到铜精矿和第二次精选尾矿，将所述第二次精选尾矿返回至第一次精选作业；
7、s5.对步骤s3中得到的所述精粗选尾矿添加铜捕收剂进行第一次扫选作业，得到第一次扫选精矿和第一次扫选尾矿；对所述第一次扫选尾矿添加铜捕收剂进行第二次扫选作业，得到第二次扫选精矿和第二次扫选尾矿，所述第二次扫选尾矿为第三铋精矿；将所述第二次扫选精矿返回至第一次扫选作业；
8、s6.将步骤s4中所述第一次精选尾矿和步骤s5中所述第一次扫选精矿合并返回至步骤s3的精粗选作业。
9、作为本专利技术的进一步改进，所述脱药剂为活性炭，所述ph调整剂为氧化钙，所述铋抑制剂为cd-b1，所述铜捕收剂为乙硫氨酯，所述起泡剂为f6。
10、作为本专利技术的进一步改进，在步骤s2中，所述脱药剂的用量为1000～4000g/t；所述ph调整剂的用量为10000～20000g/t；所述铋抑制剂的用量为2000～8000g/t；所述铜捕收剂的用量为50～200g/t，所述起泡剂的用量为10～50g/t。
11、作为本专利技术的进一步改进，在步骤s3中，所述ph调整剂的用量为6000～8000g/t，所述铋抑制剂的用量为1000～5000g/t，所述铜捕收剂的用量为10～100g/t。
12、作为本专利技术的进一步改进，在步骤s4中，第一次精选作业添加的ph调整剂用量为2000～6000g/t，铋抑制剂用量为500～2000g/t。
13、进一步的，第二次精选作业添加的ph调整剂用量为1000～3000g/t，铋抑制剂用量为100～1000g/t。
14、作为本专利技术的进一步改进，在步骤s5中，第一次扫选作业添加的铜捕收剂用量为10～50g/t，第二次扫选作业添加的铜捕收剂用量为5～20g/t。
15、作为本专利技术的进一步改进，所述初始铋精矿中铜含量为2～3％，铋含量为30～35％。
16、作为本专利技术的进一步改进，所述cd-b1是由焦亚硫酸钠、亚硫酸钠、羧甲基纤维素钠和淀粉磷酸钠按质量百分比20～30％：20～25％：30～40％：10～15％混合复配得到。
17、作为本专利技术的进一步改进，所述f6是由萜烯醇、异丁醇、异戊醇按质量百分比50～60％：10～20％：25～35％混合复配得到。
18、本专利技术的有益效果是：
19、1.本专利技术提供了一种从铋精矿中回收铜的方法，对初始铋精矿加水调浆，不另外添加药剂，利用前端浮选作业残留的捕收剂等药剂，采用浮选法对初始铋精矿进行脱药(泥)，浮选槽底存留物即为脱除的泥；针对浮选所得泡沫产品，进行铜铋分离粗选，得到的粗选精矿进行铜铋分离精粗选，得到精粗选精矿和精粗选尾矿；将精粗选精矿经过两次闭路精选获得铜精矿，精粗选尾矿经过两次闭路扫选获得尾矿。本专利技术针对含铜铋精矿，采用“浮选脱药(泥)、强碱+高效环保铋抑制剂cd-b1组合抑制铋矿物、强化选择性回收铜矿物”等措施，显著改善铜铋分离浮选环境，提高了“抑铋浮铜”浮选效率，实现了铋精矿中低品位铜的有效分选与回收。
20、2.本专利技术基于含铜铋精矿物性特点，有效利用前端浮选作业残留药剂作用和铜、铋矿物初始可浮性差异，借助残留药剂体系的捕收与起泡作用，预先浮选脱药(泥)，预富集大部分铜(占铜金属总量约90％)、抛除部分铋(占铋金属总量约30％)，为后续“抑铋浮铜”取得良好指标创造条件。
21、3.本专利技术在保证铜选矿回收率的前提下，采用“粗选排尾-精选强化分选”工艺流程，在铜铋分离粗选作业快速排出大部分铋矿物，实现“早丢、早收”的分选目的，同时有效降低中矿循环量，显著提升“抑铋浮铜”的作业效率，提高了工艺的适应性和稳定性。
22、4.本专利技术采用活性炭进行二次强化脱药，cd-b1高效环保铋抑制剂与氧化钙形成高碱抑制体系，乙硫氨酯+f6组合捕收起泡体系，有效扩大铜、铋矿物可浮性差异，实现了对铋矿物的高效抑制和对铜矿物的高选择性回收，为“抑铋浮铜”提供关键支撑。
23、5.本专利技术本文档来自技高网
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【技术保护点】
1.一种从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，包括以下步骤：
2.根据权利要求1所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，所述脱药剂为活性炭，所述pH调整剂为氧化钙，所述铋抑制剂为CD-B1，所述铜捕收剂为乙硫氨酯，所述起泡剂为F6。
3.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述脱药剂的用量为1000～4000g/t；所述pH调整剂的用量为10000～20000g/t；所述铋抑制剂的用量为2000～8000g/t；所述铜捕收剂的用量为50～200g/t，所述起泡剂的用量为10～50g/t。
4.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤S3中，所述pH调整剂的用量为6000～8000g/t，所述铋抑制剂的用量为1000～5000g/t，所述铜捕收剂的用量为10～100g/t。
5.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤S4中，第一次精选作业添加的pH调整剂用量为2000～6000g/t，铋抑制剂用量为500～2000g/t。
6.根据权利要求5所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，第二次精选作业添加的pH调整剂用量为1000～3000g/t，铋抑制剂用量为100～1000g/t。
7.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤S5中，第一次扫选作业添加的铜捕收剂用量为10～50g/t，第二次扫选作业添加的铜捕收剂用量为5～20g/t。
8.根据权利要求1所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，所述初始铋精矿中铜含量为2～3％，铋含量为30～35％。
9.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，所述CD-B1是由焦亚硫酸钠、亚硫酸钠、羧甲基纤维素钠和淀粉磷酸钠按质量百分比20～30％：20～25％：30～40％：10～15％混合复配得到。
10.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，所述F6是由萜烯醇、异丁醇、异戊醇按质量百分比50～60％：10～20％：25～35％混合复配得到。
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【技术特征摘要】
1.一种从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，包括以下步骤：
2.根据权利要求1所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，所述脱药剂为活性炭，所述ph调整剂为氧化钙，所述铋抑制剂为cd-b1，所述铜捕收剂为乙硫氨酯，所述起泡剂为f6。
3.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤s2中，所述脱药剂的用量为1000～4000g/t；所述ph调整剂的用量为10000～20000g/t；所述铋抑制剂的用量为2000～8000g/t；所述铜捕收剂的用量为50～200g/t，所述起泡剂的用量为10～50g/t。
4.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤s3中，所述ph调整剂的用量为6000～8000g/t，所述铋抑制剂的用量为1000～5000g/t，所述铜捕收剂的用量为10～100g/t。
5.根据权利要求2所述的从铋精矿中回收铜的方法，其特征在于，在步骤s4中，第一次精选作业添加的ph调整剂用量为2000～6000g/t，铋抑...
【专利技术属性】
技术研发人员：李杰，祁忠旭，孙大勇，欧阳林莉，韩远燕，冯程，肖舜元，李昭旺，朱志伟，陈巧妹，王龙，江旭，何湛，
申请(专利权)人：长沙矿山研究院有限责任公司，
类型：发明
国别省市：
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