CN103272700A

CN103272700A - 一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法

Info

Publication number: CN103272700A
Application number: CN2013102283424A
Authority: CN
Inventors: 王富余; 杨杰; 王伟东; 郭泗冉; 李攀; 李峰; 喻名强
Original assignee: Zhejiang Huayou Cobalt Co Ltd
Current assignee: Zhejiang Huayou Cobalt Co Ltd
Priority date: 2013-06-07
Filing date: 2013-06-07
Publication date: 2013-09-04
Anticipated expiration: 2033-06-07
Also published as: CN103272700B

Abstract

本发明公开了一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜、钴等有价金属的方法。现有的酸浸冶炼渣处理方式多以填埋、烧制水泥等建筑材料的方式处理；但填埋的方式会对土壤造成污染，直接焙烧会产生部分二氧化硫气体对大气造成污染。本发明采用的技术方案为一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其步骤如下：首先，将铜钴矿酸浸冶炼渣浆化；然后将调整后的矿浆经磨机研磨；磨细后的矿浆经硫化钠和丁基黄药处理后，送至浮选工段，并控制进入浮选工段的矿浆浓度在30～35%之间；浮选工段采用一次粗选两次扫选三次精选的闭路流程。本发明运营成本低，精矿品位高，其经济效益相对于火法处理和高温高压浸出要高得多。

Description

一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法

技术领域

本发明涉及铜钴矿湿法冶炼行业中的渣处理，具体地说是一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜、钴等有价金属的方法。

背景技术

因铜钴矿中铜钴存在物相的不均匀性，目前，酸浸处理硫化铜钴矿工艺尚存在局限性，铜钴矿酸浸冶炼渣中存在部分未被浸出的氧化铜钴矿和硫化铜钴矿，其铜钴含量相对较低，且成分复杂。采用火法冶炼、先高温培烧氧化再酸浸以及直接高温高压酸浸等方式回收这部分铜钴的经济效益较差，所以现有的酸浸冶炼渣处理方式多以填埋、烧制水泥等建筑材料的方式处理。但填埋的方式会对土壤造成污染，直接焙烧会产生部分二氧化硫气体对大气造成污染，同时造成稀缺资源浪费。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是克服上述现有技术存在缺陷，提供一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜、钴等有价金属的方法，其回收铜钴矿湿法冶炼酸浸渣中的有价金属，同时降低渣中的硫含量，减少后期渣烧制水泥等建材时对大气造成的污染，高效利用资源。

为此，本发明采用如下的技术方案：一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其步骤如下：首先，将铜钴矿酸浸冶炼渣浆化，并调节pH值至7.0～8.0的范围内；然后将调整后的矿浆经磨机磨至细度≤325目占85%以上；磨细后的矿浆经硫化钠和丁基黄药处理后，送至浮选工段，并控制进入浮选工段的矿浆浓度在30～35%之间；浮选工段采用一次粗选两次扫选三次精选的闭路流程。

作为对上述技术方案的进一步完善和补充，本发明采取以下技术措施：

所述浮选工段中一次粗选两次扫选三次精选采用的浮选设备均为浮选柱，通过往浮选柱内充入压缩空气，使其在浮选柱内形成大量的微小气泡，被捕收剂丁基黄药捕获的金属矿物经这些微小气泡携带上升，并从浮选柱顶端溢流至精矿中间槽，而浮选柱内的尾矿则逐渐沉降并经底端的排尾管道进入尾矿中间槽。

所述两次扫选的精矿和第一次精选的尾矿回流至粗选，第二次精选和第三次精选的尾矿回流至第一次精选，最终得到的精矿和尾矿经压滤机脱水处理后，精矿作为硫化铜钴矿产品，尾矿作为最后的报废渣处理。

浮选回水经活性炭吸附处理后循环利用，降低生产成本。

浮选工段中，通过自动化控制各个浮选柱泡沫层的高度来达到控制各个浮选柱精尾矿品位的目的。

在铜钴矿酸浸冶炼渣含Cu在1.00～2.50%、含Co在0.10～0.50%的条件下，控制精选浮选柱泡沫层高度为400～550mm，扫选浮选柱泡沫层高度为200～300mm，能获得精矿铜品位为10～15%，钴品位为1.5～3.0%，尾矿铜品位为0.15～0.30%，精矿钴品位为0.10～0.20%；控制精选浮选柱泡沫层高度为300～400mm，扫选浮选柱泡沫层高度为100～200mm，能获得精矿铜品位为8～10%，精矿钴品位为0.7～1.5%，尾矿铜品位为0.10～0.15%，尾矿钴品位为0.05～0.10%。

本发明具有的有益效果：在铜钴矿酸浸冶炼渣含Cu 在1.00~ 2.50%、含Co在0.10~0.50%的条件下，经本发明处理后，精矿铜钴含量分别可达8~ 15%和0.7~3%，尾矿铜钴含量分别可达0.3%和0.2%以下，铜钴的回收率均可达70%以上；由于本发明通过浮选硫化矿的方法回收渣中的有价金属，因此尾矿中的硫含量也大大降低，同时经浮选处理后，渣的酸度也由酸性变为中性，从而为尾渣烧制水泥提供了便利条件；本发明运营成本低，精矿品位高，其经济效益相对于火法处理和高温高压浸出要高得多。

附图说明

图1是本发明的工艺设备连接图。

考虑到生产上酸浸冶炼渣的直接连续处理和其它具有回收价值的堆存酸浸冶炼渣的处理，图中，生产中产生的酸浸冶炼渣直接经皮带机进入制浆槽进行调浆，堆存酸浸冶炼渣通过自卸车进入堆渣制浆槽进行调浆。为使磨矿细度达到工艺要求，磨机采用立式磨机。

图中，1、制浆槽，2、磨机给料槽，3、立磨机A，4、立磨机B，5、1#粗选搅拌槽，6、2#粗选搅拌槽，7、粗选浮选柱，8、1#扫一搅拌槽，9、2#扫一搅拌槽，10、扫一浮选柱，11、1#扫二搅拌槽，12、扫选溢流槽，13、2#扫二搅拌槽，14、扫二浮选柱，15、尾矿缓冲槽，16、精一搅拌槽，17、精一浮选柱，18、1#精二搅拌槽，19、2#精二搅拌槽，20、精二浮选柱，21、精三搅拌槽，22、精选底流槽，23、精三浮选柱，24、精矿缓冲槽，25、精矿压滤机，26、尾矿压滤机，27、回水槽。

具体实施方式

下面结合说明书附图和具体实施方式对本发明作进一步说明。

如图1所示，铜钴矿湿法冶炼中产生的酸浸冶炼渣卸入制浆槽或堆渣制浆槽，加回水和碳酸钠进行调浆，控制矿浆浓度在40%～50%之间，pH值在7～8之间；将调好的矿浆泵入磨机给料槽，经两台并列的立磨机后，泵入浮选工段，注意控制立磨机的给矿流量，以使立磨机溢流口的矿料细度满足-325目85%以上；在粗选浮选柱前面的两个缓冲槽中分别加入（100~1000）g/t硫化钠和（100~350）g/t丁基黄药，矿浆经粗选浮选柱分离后，粗选精矿分别经精一浮选柱、精二浮选柱和精三浮选柱三次精选后进入精矿缓冲槽贮存，粗选尾矿则经扫一浮选柱和扫二浮选柱两次扫选后进入尾矿缓冲槽贮存；根据各个浮选柱的浮选效果，扫选一浮选柱前的缓冲槽内分别加入（100~1000）g/t硫化钠和（100~350）g/t丁基黄药，扫选二浮选柱前的缓冲槽内分别加入（50~100）g/t硫化钠和（50~100）g/t丁基黄药；两个扫选浮选柱的扫选精矿和精一浮选柱的精选尾矿均返回至粗选浮选柱前的缓冲槽内，精二浮选柱和精三浮选柱的精选尾矿则返回至精一浮选柱前的缓冲槽内；出立磨机的矿浆与后面浮选返回的矿浆混合后，其浓度恰好满足进粗选浮选柱矿浆浓度30%～35%的要求。最终得到的精矿和尾矿分别经精矿压滤机和尾矿压滤机脱水后，打包处理。选矿回水经活性炭吸附处理后，循环使用。

将上述方法应用在具体的酸浸冶炼渣(冶炼废渣)回收过程中，铜、钴在各个浮选过程中的含量如下：

含铜2.03%、钴0.182%的冶炼废渣，控制矿浆浓度40%，pH7.5，立磨机磨矿细度控制在-325目89%后进入浮选系统。以投入冶炼废渣100%计，原矿与返回的中矿混合，含铜2.06%、钴0.24%、矿渣量157.82%，经一次粗选后产生含铜0.66%、钴0.15%、矿渣量121.29%的底流；粗选底流经一次扫选后，产生的底流含铜0.47%、钴0.12%、矿渣量96.05%，产生的一次扫选溢流含铜1.41%、钴0.29%、矿渣量24.79%；一次扫选底流进入二次扫选，获得底流含铜0.37%、钴0.103%、矿渣量89.12%，溢流含铜1.41%、钴0.28%、矿渣量7.38%，二次扫选底流即获得的最终尾矿；扫一、扫二溢流均返回至粗选。一次粗选后产生的溢流与返回的精二、精三中矿混合后进入一次精选，混合后矿含铜6.35%，钴0.53%，矿量39.40%，一次精选后，溢流含铜12.64%，钴0.69%，矿量13.79%，底流含铜2.98%，钴0.44%，矿量25.62%，溢流进入二次精选，底流返回至粗选；二次精选后溢流含铜14.05%，钴0.73%，矿量12.37%，底流含铜1.20%、钴0.23%、矿量1.42%，溢流进入三次精选，底流返回至一次精选；三次精选获得最终精矿含铜15.46%、钴0.78%、矿量10.88%，铜回收率82.92%，钴回收率48.03%；三次精选底流含铜3.35%，钴0.19%，矿量1.45%，底流返回至一次精选。

Claims

1.一种从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其步骤如下：首先，将铜钴矿酸浸冶炼渣浆化，并调节pH值至7.0～8.0的范围内；然后将调整后的矿浆经磨机磨至细度≤325目占85%以上；磨细后的矿浆经硫化钠和丁基黄药处理后，送至浮选工段，并控制进入浮选工段的矿浆浓度在30～35%之间；浮选工段采用一次粗选两次扫选三次精选的闭路流程。

2.根据权利要求1所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其特征在于：所述浮选工段中一次粗选两次扫选三次精选采用的浮选设备均为浮选柱，通过往浮选柱内充入压缩空气，使其在浮选柱内形成大量的微小气泡，被捕收剂丁基黄药捕获的金属矿物经这些微小气泡携带上升，并从浮选柱顶端溢流至精矿中间槽，而浮选柱内的尾矿则逐渐沉降并经底端的排尾管道进入尾矿中间槽。

3.根据权利要求1或2所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其特征在于：所述两次扫选的精矿和第一次精选的尾矿回流至粗选，第二次精选和第三次精选的尾矿回流至第一次精选，最终得到的精矿和尾矿经压滤机脱水处理后，精矿作为硫化铜钴矿产品，尾矿作为最后的报废渣处理。

4.根据权利要求1或2所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其特征在于：浮选回水经活性炭吸附处理后循环利用。

5.根据权利要求1或2所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其特征在于：浮选工段中，通过自动化控制各个浮选柱泡沫层的高度来达到控制各个浮选柱精尾矿品位的目的。

6.根据权利要求1或2所述的从铜钴矿酸浸冶炼渣中浮选回收铜钴的方法，其特征在于：在铜钴矿酸浸冶炼渣含Cu在1.00～2.50%、含Co在0.10～0.50%的条件下，控制精选浮选柱泡沫层高度为400～550mm，扫选浮选柱泡沫层高度为200～300mm，能获得精矿铜品位为10～15%，钴品位为1.5～3.0%，尾矿铜品位为0.15～0.30%，精矿钴品位为0.10～0.20%；控制精选浮选柱泡沫层高度为300～400mm，扫选浮选柱泡沫层高度为100～200mm，能获得精矿铜品位为8～10%，精矿钴品位为0.7～1.5%，尾矿铜品位为0.10～0.15%，尾矿钴品位为0.05～0.10%。