CN103146911A

CN103146911A - 一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法

Info

Publication number: CN103146911A
Application number: CN2013101006424A
Authority: CN
Inventors: 肖军辉; 樊珊萍
Original assignee: Southwest University of Science and Technology
Current assignee: Southwest Jiaotong University; Southwest University of Science and Technology
Priority date: 2013-03-27
Filing date: 2013-03-27
Publication date: 2013-06-12

Abstract

本发明是一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法。包括以下步骤：（1）矿石破碎；（2）干磨制粉；（3）还原剂制备；（4）氯化剂制备；（5）物料混匀制成球团矿；（6）球团矿干炉；（7）氯化离析焙烧；（8）水淬；（9）磨矿分级；（10）浮选得铜精矿；（11）弱磁选得到铁精矿或镍精矿；（12）精矿脱水干燥。本发明对氧化铜矿石的处理具有产品质量高、可操作性强、工艺流程简单等特点，为多金属结合氧化铜矿处理的同时，并对伴生有价值金属实现较好的回收，为难处理复杂结合氧化铜矿石资源提供了新技术。得到铜品位≥23%，铜回收率≥90%的铜精矿产品；铁品位≥65%、铁回收率≥70%的铁精矿产品或镍品位≥5%、镍回收率≥75%的镍精矿产品。

Description

一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法

技术领域

本发明属于矿物加工工程技术领域，特别是一种复杂难选氧化铜矿石的处理，即多金属结合氧化铜和钙镁含量高的碳酸盐型氧化铜矿石的选矿方法。

背景技术

铜是重要的有色金属之一，从目前有色金属产销来看，它仅次于铝。铜主要从硫化矿中提取，储量比较丰富。但就世界铜资源来看，各铜矿区约有10％～15％的氧化矿。20世纪以来，人们就各种不同类型的氧化铜矿作了大量的研究，在理论和实践上取得了很大成果。概括起来大体分两大类：一是浮选法，用来处理易选铜矿石，如孔雀石；二是化学方法，用来处理难选铜矿石，如硅孔雀石、假孔雀石等。化学方法是处理难选氧化铜矿的主要方法，并能取得较好技术指标，但也存在一些问题，如酸浸出法不适合含碱土金属的碳酸盐、MgO和Mg(OH)₂、硅酸盐和粘土；氨浸法易出现固液分离困难。另外化学方法处理周期长，回收速度慢。所以目前浮选法仍是优先考虑处理氧化铜矿的主要方法。一般来说，氧化铜矿浮选原则流程比较简单。以氧化铜矿为主的矿石，常采用硫化后混合浮选流程；以硫化矿为主的矿石，常采用优先浮选硫化矿再浮选氧化矿的流程；经常采用阶段磨矿、阶段选别流程，如果矿石易泥化，还可采用阶段磨矿、集中选别流程。

目前相关的专利申请公开的有：（1）申请号为92101545.3的“一种从氧化铜矿中回收铜的湿法冶金方法”发明专利，涉及一种从氧化铜矿中回收铜的湿法冶金方法。其特征是采用ＮＨ_３—ＮＨ_４Ｆ（或ＮＨ_３－ＮＨ_４ＨＦ_２）作为浸出剂体系的新工艺取代传统氨浸法ＮＨ_３－（ＮＨ_４）ＣＯ_３或ＮＨ_３－（ＮＨ_４）_２ＳＯ_４体系的工艺，使现有的高温还原焙烧—常压氨浸变成直接常压氨浸，它同萃取、电积相结合形成一种处理该矿的新工艺流程。该方法具有流程短、操作简便、能耗低、浸出时间短、浸出率高等特点，可用于从氧化铜矿中选择性回收铜，尤其适于处理含碱性脉石高的难选氧化铜矿。（2）申请号为02151601.4的“一种从混合类型铜矿中提取铜的方法”，涉及从混合类型铜矿床中提取金属铜的方法，它是以硫化铜矿和氧化铜矿为原料，分别将其破碎成合格碎矿，将氧化铜合格矿直接用细菌堆浸，而将氧化铜合格矿先进行洗涤筛分，再分别对矿泥、矿砂进行搅拌浸出和堆浸，对浸出液进行萃取，萃取余液一部分返回细菌堆浸，补充酸平衡，另一部分输至搅拌浸出和堆浸，作为全部的浸矿试剂，此后对萃取后的负载有机相依次进行常规的反萃、电积，可获得高纯度阴极铜。本全湿法联合工艺不需磨矿分级，焙烧和烟气制酸，尾矿、尾渣粒度粗易堆存，硫化铜矿浸出率达80％，氧化铜矿达93％，具有高回收率、低成本、少投入、无污染等优点，可为具有这种混合类型铜矿资源地区的冶金工业带来新的发展。（3）申请号为201110236034.7的“从氧化铜矿中浸取铜的方法”涉及从氧化铜矿中浸取铜的方法，属于用湿法从矿石或精矿中提取金属化合物领域。本发明所解决的技术问题是提供了一种从氧化铜矿中浸取铜的方法，该方法为连续式浸出，相比现有工艺，其生产效率更高。其包括如下步骤：将反应量的氧化铜矿和硫酸匀速加入到反应器中，混匀，使氧化铜矿和硫酸反应0.5～2h，所得浆料以连续出料的方式从反应器中流出；其中，所述硫酸的浓度为8～25wt％，所述的氧化铜矿能够通过100目筛。该方法提高了氧化铜矿浸出的生产效率，实现了酸浸氧化铜矿的连续化，提高了铜的浸出率，大幅降低了生产成本，为酸浸氧化铜矿提供了一种新的选择，具有广阔的应用前景。

但上述公开的专利申请仍存在以下不足：

（1）浮选工艺对复杂难选氧化铜矿的处理困难，氧化铜的浮选药剂较难选择，产品指标不理想，浮选药剂成本较高；

（2）湿法浸出处理高钙镁型结合氧化铜，消耗浸出剂的量较大，浸出成本较高。对含泥量的结合氧化铜矿石，采用湿法浸出影响后续的固液分离；

（3）还原焙烧—浸出工艺处理结合氧化铜也比较困难，可操作性不强，成本也比较高；

（4）较难实现多金属综合回收，产品单一。

因此，解决复杂氧化铜矿石资源回收其中的有价金属铜，提出可操作性强的选矿技术具有重要的实际意义。

发明内容

为高效开发利用氧化铜矿石资源，针对复杂难选处理结合氧化铜（铜镍矿和铜铁矿）矿石，本发明的目的是提供一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法。

本发明的方法为氯化离析—浮选—弱磁选的选冶方法。根据矿石中的铜、铁、镍含量的高低，在氯化离析过程添加氯化钙、氯化钠和氯化铵的混合物作为氯化剂，焦炭作为还原剂在焙烧炉中进行氯化离析，离析产品采用浮选方法回收铜得到铜精矿产品，浮选尾矿采用弱磁选回收铁或者镍得到铁精矿产品或镍精矿产品，本发明具体步骤如下：

（1）矿石破碎：将原矿破碎至3毫米以下，将其置入烘干炉进行烘干，烘干温度为200～300℃，控制外在水分低于10%；

（2）干磨制粉：将3毫米以下烘干的碎矿干磨至粒度小于100目（0.154mm）的粉状；

（3）还原剂制备：将焦炭干磨至粒度小于0.5毫米；

（4）氯化剂制备：将氯化钙、氯化钠、氯化铵按照1︰1︰0.5（质量百分比）的比例混匀后低温烘干；

（5）物料混匀：将3～10%的氯化剂、3～7%的粒度小于0.5毫米焦炭和粒度小于100目的粉状矿粉混匀后成球团；

（6）将球团制备成-10+5mm的球团矿，并将球团矿置入烘干炉，控制球团矿的外在水分小于10%；

（7）氯化离析焙烧：将烘干后的球团矿置入焙烧炉中，焙烧温度为800～950℃，球团矿在焙烧炉中停留时间为45～90min；

（8）水淬：通过焙烧炉焙烧后的球团矿置入水淬池中冷却，为防止铜、镍、铁在空气中与氧气接触产生氧化现象，控制球团矿在空气中的停留时间小于30秒；

（9）磨矿分级：将水淬后的球团矿磨矿至粒度小于200目（0.074mm）；

（10）浮选：采用浮选方法，对粒度小于200目（0.074mm）碎矿选别回收铜得铜精矿；

（11）弱磁选：用磁场强度H=0.1～0.2T的磁选机选别浮选尾矿，得到铁精矿或镍精矿；

（12）精矿脱水干燥：将浮选所得铜精矿，弱磁选所得铁精矿或镍精矿脱水、烘干，得到铜品位≥23%，铜回收率≥90%的铜精矿产品；铁品位≥65%、铁回收率≥70%的铁精矿产品或镍品位≥5%、镍回收率≥75%的镍精矿产品。

（1）步骤中所述的烘干的温度为200～300℃。

（4）步骤中所述的低温烘干的温度低于50℃。

（6）步骤中所述的烘干的温度为200～400℃。

本发明的方法与现有技术比较具有以下积极效果：

（1）不同类型的氧化铜铁矿石可以得到铜品位大于23%，铜回收率大于90%的铜精矿和铁品位大于65%，铁回收率大于75%的铁精矿；对于氧化铜镍矿石可以得到铜品位大于23%，铜回收率大于90%的铜精矿和镍品位大于5%，镍回收率大于75%的镍精矿，与其它处理工艺比较，选矿指标优势明显，可以得到单独的精矿产品。

（2）采用选冶相结合的工艺技术流程，与现有的公知技术氧化铜矿采用浮选、湿法浸出等工艺相比较，工艺流程短，后续的选矿工艺简单。

（3）本发明对氧化铜矿石的处理具有产品质量高、可操作性强、工艺流程简单等特点，为多金属结合氧化铜矿处理的同时，并对伴生有价值金属实现较好的回收，为难处理复杂结合氧化铜矿石资源提供了新技术。

附图说明

图1是本发明的选矿方法工艺流程图。

具体实施方式

实施例1：

用来自四川甘孜地区的矿石，原矿含Cu 1.2～1.8%，含Fe 12.68～20.12%，含Ni 0.8～1.26%属于典型的氧化铜镍矿石。矿石中铜以硅孔雀石为主，氧化镁和氧化钙的含量较高，且以碳酸盐形式为主，矿物组成复杂，嵌布粒度细。用破碎机将矿石破碎至3毫米以下后置入烘干炉烘干，烘干温度为200℃，控制外在水分低于10%；采用雷蒙磨将3毫米以下烘干的碎矿干磨至粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉；采用雷蒙磨将焦炭干磨至粒度小于0.5毫米；将氯化钙、氯化钠、氯化铵按照1︰1︰0.5（质量百分比）的比例混匀后低于50℃低温烘干后制得氯化剂；用（质量百分比） 5%的氯化剂、3%的焦炭（粒度小于0.5毫米）和粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉混匀后，用球团机制备成-10+5mm的球团矿后置入烘干炉，烘干温度为400℃，控制球团矿的外在水分小于10%；将烘干后的球团矿置入焙烧炉中焙烧，焙烧温度为950℃，球团矿在焙烧炉中停留时间为90min；焙烧物料采用水淬方式冷却，并控制物料在空气中的停留时间小于30秒；水淬后经球磨机磨矿至粒度小于200目（0.074mm）后，采用浮选方法选别回收铜得铜精矿；浮选尾矿采用磁场强度H=0.2T的磁选机选别，得到镍精矿；铜精矿和镍精矿过滤机脱水后为最终的铜精矿和镍精矿。原矿主要化学成分分析见表1，工艺流程选矿指标见表2。

表1 原矿主要化学成分分析/%

项目	Cu	Fe	Ni	MgO	CaO	SiO₂	Al₂O₃
								含量	1.45	17.23	1.15	20.11	16.29	23.12	3.64

表2 工艺流程选矿指标/%

Figure 2013101006424100002DEST_PATH_IMAGE002

实施例2：

用云南迪庆州地区原矿，原矿含Cu 1.5～2.2%，含Fe 42.22～47.68%，含Ni 0.1～0.2%属于典型的氧化铜铁矿石。将矿石用破碎机破碎至3毫米以下后置入烘干炉烘干，烘干温度为300℃，控制外在水分低于10%；采用雷蒙磨将3毫米以下烘干碎矿干磨至粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉；采用雷蒙磨将焦炭干磨至粒度小于0.5毫米；用（质量百分比） 10%的氯化剂、7%的焦炭（粒度小于0.5毫米）和粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉混匀后，采用球团机制备成-10+5mm的球团矿后置入烘干炉，烘干温度为400℃，控制球团矿的外在水分小于10%；将烘干后的球团矿置入焙烧炉中，焙烧温度为900℃，球团矿在焙烧炉中停留时间为90min；焙烧物料采用水淬方式冷却，并控制物料在空气中的停留时间小于30秒；水淬后经球磨机磨矿至粒度小于200目（0.074mm），采用浮选方法选别回收铜得铜精矿；浮选尾矿采用磁场强度H=0.1T的磁选机选别，得到镍精矿；铜精矿和镍精矿过滤机脱水后为最终的铜精矿和镍精矿。所用氯化剂与实施例1相同。原矿主要化学成分分析见表3，工艺流程选矿指标见表4。

表3 原矿主要化学成分分析/%

项目	Cu	Fe	Ni	MgO	CaO	SiO₂	Al₂O₃
								含量	1.84	46.22	0.13	20.15	17.18	26.22	5.22

表4 工艺流程选矿指标/%

Figure 2013101006424100002DEST_PATH_IMAGE004

实施例3：

用来自青海德尔尼地区原矿，原矿含Cu 0.8～1.2%，含Fe 14.68～21.03%，含Ni 0.7～1.20%属于典型的氧化铜镍多金属矿石。用破碎机将矿石破碎至3毫米以下后置入烘干炉烘干，烘干温度为250℃，控制其外在水分低于10%；采用雷蒙磨将3毫米以下烘干碎矿干磨至粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉；采用雷蒙磨将焦炭干磨至粒度小于0.5毫米；用（质量百分比） 3%的氯化剂、5%的焦炭（粒度小于0.5毫米）和粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉混匀后，采用球团机制备成-10+5mm的球团矿后置入烘干炉，烘干温度为350℃，控制球团矿的外在水分小于10%；将烘干后的球团矿置入焙烧炉中，焙烧温度为950℃，球团矿在焙烧炉中停留时间为75min；焙烧物料采用水淬方式冷却，并控制物料在空气中的停留时间小于30秒；水淬后经球磨机磨矿至粒度小于200目（0.074mm），采用浮选方法选别回收铜得铜精矿；浮选尾矿采用磁场强度H=0.15T的磁选机选别，得到镍精矿；铜精矿和镍精矿过滤机脱水后为最终的铜精矿和镍精矿。所用氯化剂与实施例1相同。原矿主要化学成分分析见表5，工艺流程选矿指标见表6。

表5 原矿主要化学成分分析/%

项目	Cu	Fe	Ni	MgO	CaO	SiO₂	Al₂O₃
								含量	1.22	18.22	0.86	16.25	27.11	30.05	4.98

表6 工艺流程选矿指标/%

Figure 2013101006424100002DEST_PATH_IMAGE006

实施例4：

用来自玻利维亚拉巴斯地区原矿，原矿含Cu 3.2～4.5%，含Fe 21.11～27.33%，含Ni 2.02～2.69%属于典型的高品位氧化铜镍矿石。矿石中铜以硅孔雀石为主，镍以氧化镍为主，氧化镁和氧化钙的含量较高，矿物组成复杂，嵌布粒度细。用破碎机将矿石破碎至3毫米以下后置入烘干炉烘干，烘干温度为200℃，控制其外在水分低于10%；采用雷蒙磨将3毫米以下烘干碎矿干磨至粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉；采用雷蒙磨将焦炭干磨至粒度小于0.5毫米；用（质量百分比） 10%的氯化剂、7%的焦炭（粒度小于0.5毫米）和粒度小于100目（0.154mm）的粉状矿粉混匀后，采用球团机制备成-10+5mm的球团矿后置入烘干炉，烘干温度为300℃，控制球团矿的外在水分小于10%；将烘干后的球团矿置入焙烧炉中，焙烧温度为800℃，球团矿在焙烧炉中停留时间为60min；焙烧物料采用水淬方式冷却，并控制物料在空气中的停留时间小于30秒；水淬后经球磨机磨矿至粒度小于200目（0.074mm），采用浮选方法选别回收铜得铜精矿；浮选尾矿采用磁场强度H=0.15T的磁选机选别，得到镍精矿；铜精矿和镍精矿过滤机脱水后为最终的铜精矿和镍精矿。所用氯化剂与实施例1相同。原矿主要化学成分分析见表7，工艺流程选矿指标见表8。

表7 原矿主要化学成分分析/%

项目	Cu	Fe	Ni	MgO	CaO	SiO₂	Al₂O₃
								含量	3.63	23.98	2.53	15.22	23.68	30.05	4.87

表8 工艺流程选矿指标/%

Figure 2013101006424100002DEST_PATH_IMAGE008

通过具体的实施例可以看出，本发明处理不同地区的氧化铜铁矿和铜镍矿都具有明显的效果，对不同类型的氧化铜铁矿石可以得到铜品位大于23%，铜回收率大于90%的铜精矿和铁品位大于65%，铁回收率大于75%的铁精矿；对于氧化铜镍矿石可以得到铜品位大于23%，铜回收率大于90%的铜精矿和镍品位大于5%，镍回收率大于75%的镍精矿，与其它处理工艺比较，选矿指标优势明显，可以得到单独的精矿产品。

Claims

1.一种结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法，其特征在于按以下步骤进行：

（1）矿石破碎：将原矿破碎至3毫米以下，将其置入烘干炉进行烘干，控制外在水分低于10%；

（2）干磨制粉：将3毫米以下烘干的碎矿干磨至粒度小于100目的粉状；

（3）还原剂制备：将焦炭干磨至粒度小于0.5毫米；

（4）氯化剂制备：将氯化钙、氯化钠、氯化铵按质量百分比1︰1︰0.5的比例混匀后低温烘干；

（8）水淬：通过焙烧炉焙烧后的球团矿置入水淬池中冷却，控制球团矿在空气中的停留时间小于30秒；

（9）磨矿分级：将水淬后的球团矿磨矿至粒度小于200目；

（10）浮选：采用浮选方法，对粒度小于200目碎矿选别回收铜得铜精矿；

2.根据权利要求1所述的结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法，其特征在于（1）步骤中所述的烘干的温度为200～300℃。

3.根据权利要求1所述的结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法，其特征在于（4）步骤中所述的低温烘干的温度低于50℃。

4.根据权利要求1所述的结合氧化铜矿石及回收伴生有价金属的选矿方法，其特征在于（6）步骤中所述的烘干的温度为200～400℃。