CN103611624B

CN103611624B - 一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺

Info

Publication number: CN103611624B
Application number: CN201310615690.7A
Authority: CN
Inventors: 王军; 赵红波; 覃文庆; 张雁生; 杨聪仁; 朱珊; 程宏伟; 胡明皓; 胡岳华; 姜涛; 邱冠周
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2013-11-27
Filing date: 2013-11-27
Publication date: 2015-11-25
Anticipated expiration: 2033-11-27
Also published as: CN103611624A

Abstract

本发明提供一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺。浮选工艺流程包含三步，首先选用新型高效捕收剂MA作为硫化铜矿捕收剂，直接浮选硫化铜矿，再分别通过硫化浮选和直接浮选回收氧化铜矿，分别选用新型高效捕收剂MA作为硫化浮选捕收剂，油酸钠作为氧化铜矿直接浮选捕收剂，浮选混合精矿集中进行酸浸处理，过滤之后收集滤液。该方法通过选冶结合，提高铜回收率，降低生产成本，同时该方法简单、易行。

Description

一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺

技术领域

本发明涉及一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺，属于选矿与湿法冶金技术领域。

背景技术

目前我国铜金属对外依存度高达75-80%，而已探明的铜矿资源严重不足，根据对矿产资源的预测和目前的开发速度，到2020年，铜资源将严重短缺。且我国大多为低品位矿石，主要包括硫化铜矿与氧化铜矿，且多数为硫化-氧化铜混合矿，在中国云南、新疆、湖北、西藏等地存在大量的高结合率的混合铜矿仍难以被利用，估计铜金属总量近千万吨。因此，该类型矿石的回收利用对于铜矿资源的开发十分关键。

硫化铜矿作为铜的主要矿物，浮选是其主要选别方法，浮选硫化铜矿石常用的捕收剂是黄药类，其次是黑药类及酯类。几乎所有铜矿石中，铜的氧化物均有部分是以某种状态嵌布于脉石矿物中，或是以机械方式成为脉石包裹体，或是以化学方式成为类质同象，或成吸附形的杂质。浮选法仍是目前处理氧化铜矿的主要方法，孔雀石、蓝铜矿均可采用浮选法进行选别，而硅孔雀石、各种磷酸铜矿、含氢氧化铁和铝硅酸盐的氧化铜矿都较难浮选。根据氧化铜矿的性质和所用的捕收剂性质的差异，将浮选氧化铜的方法分为直接浮选法和硫化—浮选法两种。

国内外冶金方面的研究工作主要针对硫化铜矿特别是炼铜的主要原料黄铜矿进行湿法浸出，目前大多数处于实验室或半工业试验阶段，硫化铜的湿法冶金主要有生物浸出、常压氯盐浸出、加压浸出。

但是，浮选或者湿法冶金单独实施均不能达到较好的效果，为提高铜矿石的综合利用水平，选冶联合工艺是目前铜矿选别中一个重要发展方向。选冶联合工艺就是在同一流程中将选矿和冶金有机的结合起来，扬长避短，优势互补的一种方法，对于低品位难选混合铜矿石有较好的效果。

发明内容

本发明的目的是提供一种采用浮选-酸浸的联合工艺处理低品位混合铜矿的方法，主要通过以下步骤实现：

一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺，其特征在于，包括以下步骤：

（1）湿式球磨：矿石经过湿式球磨至-0.074mm含量达到85%-88%；

（2）第一步浮选：进行一段硫化铜矿浮选，选用MA为捕收剂，用量为50-70g/t，松醇油作为起泡剂，用量为25-35g/t；

（3）第二步浮选：进行二段硫化浮选，选用Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，其中第一段硫化浮选中硫化剂用量6000-8000g/t，捕收剂用量80-120g/t，起泡剂用量为25-35g/t；第二段硫化浮选中硫化剂用量1000-3000g/t，捕收剂用量20-40g/t，起泡剂用量15-25g/t；

（4）第三步浮选：进行二段直接浮选氧化铜矿，选用油酸钠作为捕收剂，其中第一段浮选中选用400-600g/t水玻璃作为抑制剂，油酸钠用量为80-120g/t；第二段浮选中添加20-40g/t油酸钠作为捕收剂；

（5）浮选精矿酸浸：采用H₂SO₄浸出步骤（2）（3）（4）得到的浮选混合精矿，维持浸出过程pH在0.7-0.8之间，液固比为2:1，搅拌速度为250-350r/min，搅拌浸出时间为4h。

所述的低品位混合铜矿为硫化-氧化铜混合矿，原矿铜品位在0.2%-0.4%之间，矿石氧化率在50%-70%之间，脉石矿物包括石英。

本发明的有益效果：

本发明提供了一种低品位难处理的硫化-氧化铜混合矿选冶联合工艺，首次在该处理流程中将选矿和冶金方法有机的结合起来，是扬长避短，优势互补的一种方法，对于低品位难选混合铜矿石有较好的效果，与单独处理工艺相比，可以显著提高铜回收率，同时降低生产成本。

附图说明：

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式：

以下结合实施例旨在进一步说明本发明，而非限制本发明。

实施例1：选用的低品位混合铜矿，矿石性质分析如表1和表2所示：

表1矿石的多元素分析结果

元素	Cu	Fe	S	SiO₂	Al₂O₃	CaO	MgO	Fe²⁺
									含量（%）	0.31	3.15	0.34	66.64	9.89	5.67	3.40	1.11

表2原矿铜物相分析结果

矿样为硫化-氧化混合铜矿，主要脉石矿物为石英，矿样中含铜量为0.31%，硫化铜矿占42.90%，氧化率为57.10%，其中结合氧化铜占11.94%。

选用本发明的浮选-酸浸联合工艺处理该矿石，详细流程如图1所示。矿石破碎之后，湿式球磨至-0.074mm占86.88%，直接进入三步浮选工艺。第一步采用一段浮选硫化铜矿，捕收剂MA用量为60g/t，起泡剂松醇油用量为30g/t，获得精矿K1，精矿产率1.83%，铜品位4.94%，铜回收率29.77%。对第一步浮选尾矿进行第二步浮选，采用两段硫化浮选，选用Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，其中第一段硫化浮选中硫化剂用量8000g/t，捕收剂用量120g/t，起泡剂用量为30g/t；第二段硫化浮选中硫化剂用量2000g/t，捕收剂用量30g/t，起泡剂用量20g/t，获得精矿K2，精矿产率4.12%，铜品位2.35%，铜回收率30.74%。对第二步浮选尾矿进行第三步浮选，采用油酸钠作为捕收剂两段直接浮选氧化铜矿，第一段浮选中添加500g/t水玻璃作为抑制剂，100g/t油酸钠作为捕收剂，第二段浮选中直接添加30g/t油酸钠作为捕收剂，获得精矿K3，精矿产率7.01%，铜品位0.81%，铜回收率18.06%。浮选混合精矿中铜回收率77.18%，铜品位为1.56%。浮选混合精矿集中进行酸浸处理，采用H₂SO₄浸出浮选混合精矿，维持浸出过程pH在0.7-0.8之间，液固比为2:1，搅拌速度为300r/min，浸出4h后，铜浸出率达到30.14%。

对比现有工艺获得指标：①采用单一浮选制度，MA为捕收剂，松醇油为起泡剂，最优条件下获得精矿产率2.83%，铜品位3.55%，铜回收率32.40%。②采用单一浮选制度，Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，最优条件下获得精矿产率9.58%，铜品位1.40%，铜回收率43.26%。③采用单独硫酸浸出，浸出4h获得铜浸出率为15.5%。

综上所述，本发明工艺获得指标明显优于其余单一工艺获得指标。

实施例2：选用的低品位混合铜矿，矿石性质分析如表3和表4所示：

表3矿石的多元素分析结果

元素	Cu	Fe	S	SiO₂	Al₂O₃	CaO	MgO	Fe²⁺
									含量（%）	0.21	4.05	0.37	67.64	9.09	5.60	2.40	1.01

表4原矿铜物相分析结果

矿样为硫化-氧化混合铜矿，主要脉石矿物为石英，矿样中含铜量为0.21%，硫化铜矿占30.96%，氧化率为69.04%，其中结合氧化铜占11.91%。

选用本发明的浮选-酸浸联合工艺处理该矿石，详细流程如图1所示。矿石破碎之后，湿式球磨至-0.074mm占85.5%，直接进入三步浮选工艺。第一步采用一段浮选硫化铜矿，捕收剂MA用量为50g/t，起泡剂松醇油用量为25g/t，获得精矿K1，精矿产率1.37%，铜品位3.54%，铜回收率23.09%。对第一步浮选尾矿进行第二步浮选，采用两段硫化浮选，选用Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，其中第一段硫化浮选中硫化剂用量8000g/t，捕收剂用量100g/t，起泡剂用量为35g/t；第二段硫化浮选中硫化剂用量2500g/t，捕收剂用量35g/t，起泡剂用量25g/t，获得精矿K2，产率4.12%，品位1.75%，回收率34.33%。对第二步浮选尾矿进行第三步浮选，采用油酸钠作为捕收剂两段直接浮选氧化铜矿，第一段浮选中添加550g/t水玻璃作为抑制剂，120g/t油酸钠作为捕收剂，第二段浮选中直接添加35g/t油酸钠作为捕收剂，获得精矿K3，产率6.02%，品位0.51%，回收率14.62%。浮选混合精矿中铜回收率72.04%，品位为1.31%。浮选混合精矿集中进行酸浸处理，采用H₂SO₄浸出浮选混合精矿，维持浸出过程pH在0.7-0.8之间，液固比为2:1，搅拌速度为300r/min，浸出4h后，铜浸出率达到40.04%。

对比现有工艺获得指标：①采用单一浮选制度，MA为捕收剂，松醇油为起泡剂，最优条件下获得精矿产率1.83%，铜品位3.05%，铜回收率26.58%。②采用单一浮选制度，Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，最优条件下获得精矿产率10.05%，铜品位1.01%，铜回收率48.33%。③采用单独硫酸浸出，浸出4h获得铜浸出率为20.50%。

实施例3：选用的低品位混合铜矿，矿石性质分析如表5和表6所示：

表5矿石的多元素分析结果

元素	Cu	Fe	S	SiO₂	Al₂O₃	CaO	MgO	Fe²⁺
									含量（%）	0.38	3.12	0.35	65.52	10.25	5.45	3.42	1.21

表6原矿铜物相分析结果

矿样为硫化-氧化混合铜矿，主要脉石矿物为石英，矿样中含铜量为0.38%，硫化铜矿占49.74%，氧化率为50.26%，其中结合氧化铜占10.79%。

选用本发明的浮选-酸浸联合工艺处理该矿石，详细流程如图1所示。矿石破碎之后，湿式球磨至-0.074mm占88%，直接进入三步浮选工艺。第一步采用一段浮选硫化铜矿，捕收剂MA用量为70g/t，起泡剂松醇油用量为25g/t，获得精矿K1，精矿产率2.53%，铜品位5.54%，铜回收率36.88%。对第一步浮选尾矿进行第二步浮选，采用两段硫化浮选，选用Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，其中第一段硫化浮选中硫化剂用量6000g/t，捕收剂用量80g/t，起泡剂用量为30g/t；第二段硫化浮选中硫化剂用量1500g/t，捕收剂用量25g/t，起泡剂用量20g/t，获得精矿K2，精矿产率4.05%，铜品位2.47%，铜回收率26.33%。对第二步浮选尾矿进行第三步浮选，采用油酸钠作为捕收剂两段直接浮选氧化铜矿，第一段浮选中添加450g/t水玻璃作为抑制剂，90g/t油酸钠作为捕收剂，第二段浮选中直接添加25g/t油酸钠作为捕收剂，获得精矿K3，精矿产率6.75%，铜品位0.85%，铜回收率15.1%。浮选混合精矿中铜回收率78.3%，铜品位为2.23%。浮选混合精矿集中进行酸浸处理，采用H₂SO₄浸出浮选混合精矿，维持浸出过程pH在0.7-0.8之间，液固比为2:1，搅拌速度为300r/min，浸出4h后，铜浸出率达到30.05%。

对比现有工艺获得指标：①采用单一浮选制度，MA为捕收剂，松醇油为起泡剂，最优条件下获得精矿产率3.23%，铜品位5.05%，铜回收率42.92%%。②采用单一浮选制度，Na₂S·9H₂O作为硫化剂，MA作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，最优条件下获得精矿产率11.08%，铜品位1.80%，铜回收率52.48%。③采用单独硫酸浸出，浸出4h获得铜浸出率为12.55%。

综上所述，本发明工艺获得指标明显优于现有单一工艺获得指标，铜回收率显著增加；与单一酸浸工艺相比，降低了矿石处理量，因而可以显著降低酸耗；此外，该联合工艺简单、易行。

Claims

1.一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺，其特征在于，包括以下步骤：

（1）湿式球磨：矿石经过湿式球磨至-0.074mm含量达到85%-88%；

（5）浮选精矿酸浸：采用H₂SO₄浸出步骤（2）（3）（4）得到的浮选混合精矿，维持浸出过程pH在0.7-0.8之间，液固质量比为2:1，搅拌速度为250-350r/min，搅拌浸出时间为4h。

2.根据权利要求1所述的处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺，其特征在于，所述的低品位混合铜矿为硫化-氧化铜混合矿，原矿铜品位在0.2%-0.4%之间，矿石氧化率在50%-70%之间，脉石矿物包括石英。