CN107199124B - 一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，属于矿物加工技术领域。将铜粗精矿调整矿浆的质量百分比浓度和pH，依次加入Na2S2O3、NH4Cl、CuSO4后进行常规浮选得到粗精矿产品，粗精矿产品经多次精选后得到粗精矿产品。本发明有效地消除了铜离子对毒砂的活化作用，反应生成的AsO4NH4Cu▪6H2O亲水薄膜阻止了黄原酸在毒砂表面的吸附。同时在黄铜矿表面生成硫化铜薄膜，促进黄原酸在其表面的吸附提高其疏水性，进而增大了黄铜矿与毒砂之间的可浮性差异。
Description
技术领域
本发明涉及一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
铜是一种重要的战略金属，由于其具有延展性好，导热性和导电性高等优点被广泛应用于电气、电子、机械制造、航空航天等多个领域。随着国民经济的发展，对铜的需求量与日俱增。根据国家统计局的研究数据显示：2016年我国铜的消费量已达到1020万吨，且继续保持上涨态势。
然而，近年来铜矿资源的大规模开发利用，导致富矿资源大量减少，资源贫化现象严重。同时，我国不少大中型铜矿属于高砷或富砷矿床，如德欣羊拉铜矿，矿石含As＞0.6%，分布于兰坪—思茅地区的砂岩型矿床，矿石含As为0.15~1.5%。铜矿中高含量的砷会导致矿石的价值大打折扣，不仅对提升后续冶金工艺的成本，同时也会对环境造成污染。
砷一旦进入自然环境，会带来极大污染，对人体有害，侵入人体后会导致心血管系统、神经系统、呼吸系统、血液系统的中毒，危害人的生命安全。2008年发生的阳宗海砷污染事件，几家高砷化工企业对含砷废渣、废水暗排偷排造成阳宗海湖水砷含量严重超标，最终阳宗海水质严重破坏，经济损失上亿元。
选矿作为冶炼必要的准备作业，其目的在于对矿石进行提质降杂。如果能通过一定的选矿手段，降低矿石中有害杂质砷的含量，不仅能大幅降低冶炼成本，提高经济效益，而且能从源头斩断砷进入环境的途径，同时部分选矿所得的砷精矿产品可进一步深加工处理，实现对矿产资源的高效利用。
铜精矿中含的黄铜矿和毒砂不仅生成条件十分相似，而且矿物表面性质很相近，因此在捕收黄铜矿的同时，毒砂也常常被捕收而上浮，夹杂于精矿中，致使精矿含砷过高。在铜砷分离的时候，铜等重金属离子对砷又有活化作用，抑砷的同时很大部分的砷被铜离子活化，使铜、砷分离变的困难，如何增加铜砷的可浮性差距和避免铜离子对砷的活化，是目前选矿的一大难题。
发明内容
为克服已有选矿技术浮选分离黄铜矿与毒砂时，由于矿物表面性质很相近，铜等重金属离子对砷又有活化作用，抑砷的同时很大部分的砷被铜离子活化，使铜、砷分离变的困难等问题，为更好地利用我国现有的硫化铜矿资源，本发明提供一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法。本发明通过以下技术方案实现。
一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其具体步骤包括如下：
将铜粗精矿调整矿浆的质量百分比浓度和pH，依次加入Na2S2O3、NH4Cl、CuSO4后进行常规浮选得到粗精矿产品，粗精矿产品经多次精选后得到粗精矿产品。
所述矿浆的质量百分比浓度为10%～20%，pH为8～10。
所述Na2S2O3用量为100～1000g/t，NH4Cl用量为200～1000g/t，CuSO4用量为100～500g/t，其中g/t指的是每吨铜粗精矿加入的试剂的量相对应的克数。
所述Na2S2O3加入后搅拌2～5min，再加入NH4Cl搅拌1～3min，最后加入CuSO4搅拌1～3min。
所述精选次数为2～4次。
本发明的原理为：由于溶解氧及硫代硫酸钠的作用，毒砂表面的砷离子氧化形成（AsO4 3-） 通过共价键存在于毒砂表面，与其后加入的硫酸铜、氯化铵发生以下反应：
AsO4 3+NH4 ++Cu2++6H2O→AsO4NH4Cu▪6H2O
生成与砷具有高亲和力的亲水化合物AsO4NH4Cu▪6H2O在矿物表面阻止黄原酸吸附。同时，矿浆中的铜离子同硫代硫酸钠与砷离子反应后产生的硫离子反应在黄铜矿表面生成硫化铜薄膜，促进黄原酸在其表面的吸附，进而增大黄铜矿与毒砂的可浮性差异，使其能够浮选分离。
本发明的有益效果为：
（1）有效地消除了铜离子对毒砂的活化作用，反应生成的AsO4NH4Cu ▪ 6H2O亲水薄膜阻止了黄原酸在毒砂表面的吸附。同时在黄铜矿表面生成硫化铜薄膜，促进黄原酸在其表面的吸附提高其疏水性，进而增大了黄铜矿与毒砂之间的可浮性差异。
（2）通过选矿手段，降低矿石中有害杂质砷的含量，不仅能大幅降低冶炼成本，提高经济效益，而且能从源头斩断砷进入环境的途径，同时部分选矿所得的砷精矿产品可进一步深加工处理，实现对矿产资源的高效利用。
具体实施方式
下面结合具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
该铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其具体步骤包括如下：
将铜粗精矿（以云南蒙自某硫化铜矿选矿厂所产铜粗精矿，Cu品位19.14wt%，As品位7.21wt%，含铜矿物主要为黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿，含砷矿物主要为毒砂）调整矿浆的质量百分比浓度为10%和pH为9，先加入1000g/t的Na2S2O3搅拌4min、再加入600g/t的NH4Cl搅拌2min、最后加入300g/t的CuSO4搅拌2min，进行常规浮选得到粗精矿产品，粗精矿产品经3次精选后得到粗精矿产品。
最终粗精矿产品含Cu23.74wt%，含As0.19wt%；相较常规浮选得到粗精矿产品含Cu22.34wt%，含As1.57wt%，提高了精矿Cu品位，降低了其中的As含量，提高了该铜矿资源的经济价值。
实施例2
该铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其具体步骤包括如下：
将铜粗精矿（湖南桂阳某含铜多金属矿选矿厂所产铜粗精矿，Cu品位21.06wt%，As品位4.21wt%，含铜矿物主要为黄铜矿、孔雀石，含砷矿物主要为毒砂、硫砷铜矿）调整矿浆的质量百分比浓度为20%和pH为8，先加入100g/t的Na2S2O3搅拌2min、再加入200g/t的NH4Cl搅拌1min、最后加入100g/t的CuSO4搅拌1min，进行常规浮选得到粗精矿产品，粗精矿产品经2次精选后得到粗精矿产品。
最终粗精矿产品含Cu23.33wt%，含As0.11wt%；相较常规浮选得到粗精矿产品含Cu21.98wt%，含As1.14wt%，提高了精矿Cu品位，降低了其中的As含量，提高了该铜矿资源的经济价值。
实施例3
该铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其具体步骤包括如下：
将铜粗精矿（贵州印江某含铜矿选矿厂所产铜粗精矿，Cu品位18.06wt%，As品位9.21wt%，含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿、孔雀石，含砷矿物主要为毒砂、砷黝铜矿、硫砷铜矿）调整矿浆的质量百分比浓度为15%和pH为10，先加入500g/t的Na2S2O3搅拌5min、再加入1000g/t的NH4Cl搅拌3min、最后加入500g/t的CuSO4搅拌3min，进行常规浮选得到粗精矿产品，粗精矿产品经4次精选后得到粗精矿产品。
最终粗精矿产品含Cu22.41wt%，含As0.17wt%；相较常规浮选得到粗精矿产品含Cu21.68wt%，含As1.38wt%，提高了精矿Cu品位，降低了其中的As含量，提高了该铜矿资源的经济价值。另外，尾矿中含As达19.47wt%，可进一步处理实现砷资源的综合利用。
以上对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
Claims (5)
1.一种铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其特征在于具体步骤包括如下：
将铜粗精矿调整矿浆的质量百分比浓度和pH为8～10，依次加入Na2S2O3、NH4Cl、CuSO4后进行常规浮选得到粗精矿产品，粗精矿产品经多次精选后得到粗精矿产品。
2.根据权利要求1所述的铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其特征在于：所述矿浆的质量百分比浓度为10%～20%。
3.根据权利要求1所述的铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其特征在于：所述Na2S2O3用量为100～1000g/t，NH4Cl用量为200～1000g/t，CuSO4用量为100～500g/t。
4.根据权利要求1所述的铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其特征在于：所述Na2S2O3加入后搅拌2～5min，再加入NH4Cl搅拌1～3min，最后加入CuSO4搅拌1～3min。
5.根据权利要求1所述的铜粗精矿中黄铜矿与毒砂浮选分离的方法，其特征在于：所述精选次数为2～4次。
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