权利要求
预处理：将铜尾矿调整成矿浆，加入石灰200~260g/t搅拌;
脉动高梯度磁选：对预处理后的矿浆进行脉动高梯度磁选，所述磁选采用1.5mm棒介质，磁场强度为17500~18000Gs，脉动冲次为200~350rpm;得到磁选作业精矿和磁选作业尾矿，其中，磁选作业中矿并入磁选精矿;
高浓度浮选：将磁选作业尾矿浓缩后调浆，进行一粗一扫浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，扫选作业添加捕收剂;扫选作业的精矿返回粗选作业;粗选作业的精矿并入磁选作业精矿成为粗精矿，扫选作业的尾矿即为最终尾矿产品;
粗精矿再磨浮选：将粗精矿再磨，再次进行浮选作业，通过分段接取泡沫产品的形式，得到精矿1和精矿2两个产品。
2.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，预处理工序中，所述矿浆浓度为18~25%。
3.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，预处理工序中，所述搅拌时间为5~8min。
4.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，脉动高梯度磁选工序中，所述磁选的磁场强度为18000Gs，脉动冲次为220rpm。
5.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，脉动高梯度磁选工序中，所述磁选时矿浆流速为3~5L/min。
6.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，高浓度浮选工序中，所述调浆浓度为35~45%。
7.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，高浓度浮选工序中，所述调整剂由石灰与硫代硫酸钠按质量比1：1~2：1组成;用量为100~180g/t。
8.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，高浓度浮选工序中，所述捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类65~85份，乳化煤油20~24份，醇类溶剂8~12份;粗选作业用量为20~35g/t，扫选作业用量为8~12g/t。
9.根据权利要求1所述的磁浮联合选矿方法，其特征在于，粗精矿再磨浮选工序中，所述再磨的磨矿细度控制为-0.047mm占比80.3~82.4%。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种从铜尾矿中强化回收粗、细颗粒铜的磁浮联合选矿方法。
背景技术
[0002]我国作为全球主要的铜进口国，其铜消费量占世界总需求量的40%，对外部铜资源存在较高依赖。随着国内高品位铜矿山资源的持续开发，易选、高品位铜矿储量逐步减少，低品位铜矿、难选冶铜矿及铜尾矿的高效开发利用，已成为缓解国内铜资源供需矛盾、拓展铜资源供给渠道的关键方向，展现出广阔的产业发展空间。
[0003]铜尾矿作为铜矿开采与选矿过程中产生的主要固体废弃物，其高效洁净利用不仅是有色金属行业降低固废堆存污染、减少能源消耗、践行节能减排理念的核心环节，更是推动行业向绿色化、可持续发展转型的重要支撑。与此同时，研发并应用高效的铜尾矿分选技术，能够有效提升尾矿中伴生铜的回收率，进一步挖掘资源价值，为相关企业降低生产成本、提高产品附加值、增强经济效益提供切实可行的技术路径。
[0004]针对高海拔地区大型斑岩型铜矿，由于矿石性质及现场磨矿工艺条件的制约，选矿厂浮选磨矿工艺的磨矿细度为-0.074mm含量占63%左右，铜矿物难以充分解离，致使浮选过程中有大量解离度低的粗颗粒铜矿物难以回收而流失进入尾矿，造成了铜金属的损失，传统浮选机及浮选柱的有效回收粒度范围为20~150μm，当矿物粒度超过150μm时，受矿浆湍流扰动、脱附概率高以及浮力受限等因素影响，传统浮选设备在粗颗粒矿物回收方面面临显著瓶颈。
[0005]基于前述磨矿细度及浮选粒度限制，当前实际生产尾矿产率高达98.45%，在浮选尾矿中，铜品位通常在0.05%～0.07%之间波动，铜金属损失量高达5000吨/年以上，造成了显著的经济损失与资源浪费。因此，开发一种能够强化回收宽粒级铜尾矿中粗、细粒级铜矿物的选矿方法，对于提高矿山资源综合利用率、延长矿山服务年限以及推进绿色矿山建设具有重要的现实意义。
发明内容
[0006]本发明的目的在于提供一种从铜尾矿中强化回收粗、细颗粒铜的磁浮联合选矿方法。
[0007]本发明的目的是这样实现的：所述从铜尾矿中强化回收粗、细颗粒铜的磁浮联合选矿方法，包括如下工序：
预处理：将铜尾矿调整成矿浆，加入石灰200~260g/t搅拌;
脉动高梯度磁选：对预处理后的矿浆进行脉动高梯度磁选，所述磁选采用1.5mm棒介质，磁场强度设置为17500~18000Gs，脉动冲次为200~350rpm;得到磁选作业精矿和磁选作业尾矿，其中，磁选作业中矿并入磁选精矿;
高浓度浮选：将磁选作业尾矿浓缩后调浆，进行一粗一扫浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，扫选作业添加捕收剂;扫选作业的精矿返回粗选作业;粗选作业的精矿并入磁选作业精矿成为粗精矿，扫选作业的尾矿即为最终尾矿产品;
粗精矿再磨浮选：将粗精矿再磨，再次进行浮选作业，通过分段接取泡沫产品的形式，得到精矿1和精矿2两个产品。
[0008]本发明所述技术方案与现有技术相较，具有如下优点：
1、本发明针对铜尾矿中粗、细颗粒并存的宽粒级特征，采用“磁选+浮选”联合工艺，既利用黄铜矿的弱磁性，通过高梯度磁选精准捕获超出传统浮选设备粒度上限的粗颗粒铜矿物，避免粗粒级资源流失;又通过磁选尾矿的高浓度浮选高效回收细颗粒铜矿物，实现全粒级铜矿物的全覆盖回收。
[0009]2、通过特定的脉动高梯度磁选参数(1.5mm棒介质、17500Gs~18000Gs磁场强度、200~350rpm脉动冲次)，提高粗颗粒铜矿物的捕获效率。高梯度产生的磁化力能促使弱磁性的含铜连生体发生磁絮凝或磁链;1.5mm棒介质属于粗介质，在粗颗粒含铜连生体随矿浆流穿过介质堆时，由于其较大的惯性在棒表面可形成涡流碰撞及机械拦截，提高了捕获效率;此外，利用脉动流体力克服脉石与铜矿物之间的粘滞力，能有效打散贫连生体脉石絮团;将磁选中矿并入精矿进一步提升了磁选作业回收率。
[0010]3、高浓度浮选环节采用定制化药剂制度(石灰与硫代硫酸钠复合调整剂、烃基二硫代磷酸硫醚酯类与乳化煤油复合捕收剂)，增强了细颗粒铜矿物的捕收效果。复合调整剂对磁选后暴露的新鲜矿物表面具有一定的还原清洗作用，可去除高梯度磁选过程中因强磁场和剪切力产生的表面覆盖层，恢复铜矿物的可浮性。复合捕收剂对于细颗粒铜矿物具有较强的化学吸附作用，对于粗颗粒铜矿物则可产生物理粘附，弥补了单一药剂对宽粒级适应性差的缺陷。
[0011]4、后续粗精矿再磨与浮选作业，通过精准控制磨矿细度实现连生体的选择性界面解离，进一步优化了精矿品质，利用分段接取泡沫产品实现产品结构调控，最终两种精矿产品按照品位相似原则返回原有浮选流程，大幅提升了矿产资源的综合利用率。
[0012]综上，本发明提供了一种宽粒级铜尾矿中强化回收粗、细颗粒铜矿物的磁浮联合选矿方法。所述技术方案通过特定的高梯度磁选工艺配合特定的浮选药剂制度及浮选工艺，强化回收尾矿中损失的铜矿物，实现了资源综合回收利用。
附图说明
[0013]图1是本发明所述磁浮联合选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0014]下面对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
[0015]本发明所述从铜尾矿中强化回收粗、细颗粒铜的磁浮联合选矿方法，包括如下工序：
预处理：将铜尾矿调整成矿浆，加入石灰200~260g/t搅拌;
脉动高梯度磁选：对预处理后的矿浆进行脉动高梯度磁选，所述磁选采用1.5mm棒介质，磁场强度为17500~18000Gs，脉动冲次为200~350rpm;得到磁选作业精矿和磁选作业尾矿，其中，磁选作业中矿并入磁选精矿;
高浓度浮选：将磁选作业尾矿浓缩后调浆，进行一粗一扫浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，扫选作业添加捕收剂;扫选作业的精矿返回粗选作业;粗选作业的精矿并入磁选作业精矿成为粗精矿，扫选作业的尾矿即为最终尾矿产品;
粗精矿再磨浮选：将粗精矿再磨，再次进行浮选作业，通过分段接取泡沫产品的形式，得到精矿1和精矿2两个产品。
[0016]预处理工序中，所述矿浆浓度为18~25%;所述搅拌时间为5~8min。
[0017]脉动高梯度磁选工序中，所述磁选的磁场强度优选为18000Gs，脉动冲次优选为220rpm，所述磁选时矿浆流速为3~5L/min。
[0018]高浓度浮选工序中，所述调浆浓度为35~45%;所述调整剂由石灰与硫代硫酸钠按质量比1：1~2：1组成;用量为100~180g/t;所述捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类65~85份，乳化煤油20~24份，醇类溶剂8~12份;粗选作业用量为20~35g/t，扫选作业用量为8~12g/t。
[0019]粗精矿再磨浮选工序中，所述再磨的磨矿细度控制为-0.047mm占比80.3~82.4%。
[0020]实施例1
[0021]本实施例选别的矿石为云南某大型斑岩型铜矿混合浮选后的尾矿，尾矿含铜0.065%，粒度筛析表明该尾矿150μm以上的颗粒含量为10.72%。
[0022]采用本发明所述的磁浮联合选矿方法对其进行小型连选试验，包括如下工序：
预处理：将铜尾矿调整成浓度20%的矿浆，加入石灰220g/t搅拌6min.
脉动高梯度磁选：对预处理后的矿浆进行脉动高梯度磁选，采用1.5mm棒介质，设定磁场强度为18000Gs，脉动冲次为220rpm，矿浆流速为4L/min;得到磁选作业精矿(即磁性精矿)和磁选作业尾矿(即非磁性尾矿)，其中，磁选作业中矿并入磁选精矿。
[0023]高浓度浮选：将磁选作业尾矿浓缩后调浆至浓度为43%，进行高浓度一粗一扫浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，扫选作业添加捕收剂;扫选作业的精矿返回粗选作业;粗选作业的精矿并入磁选作业精矿成为粗精矿，扫选作业的尾矿即为最终尾矿产品。
[0024]调整剂由石灰与硫代硫酸钠按质量比1.6：1组成;用量为115g/t;捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类68份，乳化煤油22份，醇类溶剂10份;粗选作业用量为25g/t，扫选作业用量为10g/t。
[0025]粗精矿再磨浮选：将粗精矿送入球磨机再磨，控制磨矿细度为-0.047mm占比81.5%，再次进行浮选作业，通过分段接取泡沫产品的形式，得到精矿1和精矿2两个产品。
[0026]实施例2
[0027]本实施例选别的矿石同实施例1。
[0028]采用本发明所述的磁浮联合选矿方法对其进行小型连选试验，包括如下工序：
预处理：将铜尾矿调整成浓度25%的矿浆，加入石灰250g/t搅拌8min。
[0029]脉动高梯度磁选：对预处理后的矿浆进行脉动高梯度磁选，采用1.5mm棒介质，设定磁场强度为17500Gs，脉动冲次为350rpm，矿浆流速为3L/min;得到磁选作业精矿(即磁性精矿)和磁选作业尾矿(即非磁性尾矿)，其中，磁选作业中矿并入磁选精矿。
[0030]高浓度浮选：将磁选作业尾矿浓缩后调浆至浓度为35%，进行高浓度一粗一扫浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，扫选作业添加捕收剂;扫选作业的精矿返回粗选作业;粗选作业的精矿并入磁选作业精矿成为粗精矿，扫选作业的尾矿即为最终尾矿产品。
[0031]调整剂由石灰与硫代硫酸钠按质量比1：1组成;用量为175g/t;捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类80份，乳化煤油24份，醇类溶剂12份;粗选作业用量为32g/t，扫选作业用量为12g/t。
[0032]粗精矿再磨浮选：将粗精矿送入球磨机再磨，控制磨矿细度为-0.047mm占比82.1%，再次进行浮选作业，通过分段接取泡沫产品的形式，得到精矿1和精矿2两个产品。
[0033]实施例3
[0034]本实施例选别的矿石同实施例1。
[0035]采用本发明所述的磁浮联合选矿方法对其进行小型连选试验，包括如下工序：
预处理：将铜尾矿调整成浓度18%的矿浆，加入石灰200g/t搅拌5min。
[0036]脉动高梯度磁选：对预处理后的矿浆进行脉动高梯度磁选，采用1.5mm棒介质，设定磁场强度为18000Gs，脉动冲次为300rpm，矿浆流速为5L/min;得到磁选作业精矿(即磁性精矿)和磁选作业尾矿(即非磁性尾矿)，其中，磁选作业中矿并入磁选精矿。
[0037]高浓度浮选：将磁选作业尾矿浓缩后调浆至浓度为40%，进行高浓度一粗一扫浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，扫选作业添加捕收剂;扫选作业的精矿返回粗选作业;粗选作业的精矿并入磁选作业精矿成为粗精矿，扫选作业的尾矿即为最终尾矿产品。
[0038]调整剂由石灰与硫代硫酸钠按质量比2：1组成;用量为100g/t;捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类70份，乳化煤油20份，醇类溶剂8份;粗选作业用量为20g/t，扫选作业用量为8g/t。
[0039]粗精矿再磨浮选：将粗精矿送入球磨机再磨，控制磨矿细度为-0.047mm占比80.7%，再次进行浮选作业，通过分段接取泡沫产品的形式，得到精矿1和精矿2两个产品。
[0040]实施例4
[0041]——对比例
本对比例选别的矿石同实施例1。
[0042]选矿方法与本发明的区别在于不使用高梯度磁选流程，使用传统“一粗粗精矿再磨一精一扫”流程，具体步骤如下：
将尾矿浓缩后调浆至浓度为43%，进行高浓度粗选浮选作业;粗选作业添加调整剂和捕收剂，调整剂由石灰与硫代硫酸钠按质量比1.6：1组成;用量为200g/t;捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类68份，乳化煤油22份，醇类溶剂10份;用量为35g/t。
[0043]粗选作业尾矿进入一次扫选作业，扫选加入捕收剂20g/t，捕收剂由烃基二硫代磷酸硫醚酯类、乳化煤油、醇类溶剂混合而成，其中，烃基二硫代磷酸硫醚酯类68份，乳化煤油22份，醇类溶剂10份。扫选作业所得精矿返回至粗选作业，所得尾矿即为最终尾矿。
[0044]粗选作业精矿进入球磨机再磨，控制磨矿细度为-0.047mm占比81.5%，然后进行一次精选作业，精选作业所得尾矿返回至粗选作业，所得精矿即为最终精矿产品。
[0045]表1实施例1与对比例的指标对比
[0046]
[0047] 表2实施例1与对比例分选后最终尾矿的粒度分布对比
由表1对比可以看出，按本发明的工艺流程及药剂制度，所得精矿1铜品位较单一高浓度浮选上升3.17%，可直接作为原有混合浮选流程的粗精矿进入精选作业，尾矿品位由0.065%降低至0.042%，有效回收了尾矿中的铜矿物，按原流程尾矿产率98%计算，可减少产率为1.58%的尾矿排放。
[0048]由表2对比可以看出，按本发明的工艺流程，尾矿中的粗粒级铜矿物得到有效回收。
说明书附图(1)
