CN103849762A - 一种含硫铁矿难选铜矿综合利用的方法 - Google Patents

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喻连香
周吉奎
邱显扬
汤玉和
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Abstract

一种含硫铁矿难选铜矿综合利用的方法，由以下步骤组成：将矿石破碎，磨矿；按固液比，加入硫酸，室温下搅拌后，过滤，收集浸出液，用自来水洗涤酸浸渣，合并洗涤液与浸出液；用萃取剂，萃取浸出液中的铜；以硫酸溶液反萃取萃取有机相，将反萃取液置于电解池中，电积回收反萃取液中的铜；按原矿质量计，在酸浸渣中加入捕收剂丁黄药、起泡剂二号油，搅拌，刮泡，粗选得到粗选硫精矿和粗选尾矿；在粗选尾矿中加入捕收剂丁黄药、起泡剂二号油，搅拌，刮泡，扫选得到扫选硫精矿和扫选尾矿；粗选硫精矿和扫选硫精矿合并为硫精矿；磁选扫选尾矿，得到铁精矿和尾矿。本发明提供一种工艺简单、清洁环保、有价元素回收率高、易于大规模生产的含硫铁矿难选铜矿综合利用的方法。

Description

一种含硫铁矿难选铜矿综合利用的方法
技术领域
本发明属于选矿冶金技术领域，涉及一种从含硫铁矿难选铜矿中综合回收铜、铁、硫的方法。
背景技术
我国有色金属矿产资源的特点之一是贫矿多、共（伴）生矿多，分选难度大。由于技术的限制，目前这类矿石中的有价元素还不能得到完全回收，造成了资源的浪费。以中国某地为例，已探明的铜硫矿体中大约有50万吨难选低品位含硫铁矿铜矿，矿石中铜的金属量达到2500~3000吨。目前铜矿山中铜矿石选矿常用的方法是采用成本较低的浮选法，针对赋存状态极为复杂且铜非常分散的铜矿石，浮选法难以回收其中的可溶铜及分散于其它矿物中的铜，致使常规浮选法回收此类铜矿物，铜的回收率低，铜指标不理想，经济效益低。大量研究表明，通过单一浮选方法处理此类矿石，铜精矿品位和回收率都很不理想，铜精矿品位＜10%，铜回收率＜30%。此类难选矿石采出后只能堆存在采场中，一是占用了大量土地，二是在长期堆存中黄铁矿氧化产生酸，酸又溶解矿石中重金属离子并流失于水土中，给周边环境带来一定的污染。故实现此类含硫铁矿难选铜矿的综合利用，不仅可以缓解矿山资源短缺现状，还可以为构建和谐矿山提供有效途径。
发明内容
本发明的目的就是为了解决上述问题，提供一种工艺简单、清洁环保、有价元素回收率高、易于大规模生产的含硫铁矿难选铜矿综合利用的方法。
本发明方法由以下步骤组成：
1）破碎磨矿：将矿石破碎至－2mm，在磨矿浓度为60%的条件下，磨矿至－0.074mm≥70%；
2）酸浸和萃取－反萃取－电积回收铜：按固液质量体积比(g:mL)=1:3~5，加入质量浓度5~15%的硫酸，室温下搅拌2~12h后，过滤，收集浸出液，用自来水洗涤酸浸渣，合并洗涤液与浸出液；用Lix984:磺化煤油体积比1:9的萃取剂，萃取相比O/A＝1:1，萃取浸出液中的铜；以180g/L的硫酸溶液反萃取萃取有机相，反萃取相比O/A＝2:1，当反萃取液中铜离子含量≥10g/L后，将反萃取液置于电解池中，用铅板作阳极，不锈钢板作阴极，电积回收反萃取液中的铜；
3）浮选回收硫：按原矿质量计，在上述洗涤后的酸浸渣中依次加入捕收剂丁黄药50~200g/t、起泡剂二号油40~80g/t，搅拌3~5min，刮泡5~10min，粗选得到粗选硫精矿和粗选尾矿；在粗选尾矿中依次加入捕收剂丁黄药20~100g/t、起泡剂二号油25~80g/t，搅拌3~5min，刮泡3~8min，扫选得到扫选硫精矿和扫选尾矿；粗选硫精矿和扫选硫精矿合并为硫精矿；
4）磁选回收铁：在600mT场强下磁选扫选尾矿，得到铁精矿和尾矿。
与现有技术相比，本发明的优点是：
（1）由于该类矿石中铜非常分散，且大部分铜呈水溶性铜和氧化铜形式存在，采用单一浮选工艺回收率很低。本发明采用湿法酸浸方法回收该类矿石中的铜，具有方法简单，对环境友好，铜回收率高的特点，矿石中铜的最大浸出率可以达到95.00%以上；
（2）本发明采用浮选回收酸浸渣中的硫，具有硫精矿品位高，回收率高的特点，硫精矿含硫≥48.50%，硫回收率≥90.00%，硫精矿含铁44.00%左右；
（3）本发明采用磁选回收扫选尾矿中的铁，铁精矿品位≥55.00%。加上硫铁矿中回收的铁，矿石中总铁回收率≥90.00%；
（4）采用本发明的“酸浸－浮选－磁选”流程处理矿石，得到金属铜、硫精矿、铁精矿，总产率＞80.00%，最终尾矿产率＜20.00%，真正达到了减量化排放，实现矿山清洁生产的目标。
附图说明
图1是本发明的流程图。
具体实施方式
下面通过实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
实施例1
本实施例的矿石元素分析结果见表1。
表1  元素分析结果（%）
元素 Cu S WO3 Mo Pb Zn CaO
含量 0.50 27.68 0.043 0.0071 0.077 0.11 0.65
元素 Bi Sn AL2O3 Ag（g/t） SiO2 Fe  
含量 0.044 0.012 4.64 48.83 21.39 34.07  
具体步骤如下：
1）破碎磨矿：将矿石破碎至－2mm；将破碎后的矿石在磨矿浓度为60%的条件下，磨矿至－0.074mm为74.50%；
2）酸浸和萃取－反萃取－电积工艺回收铜：固液质量体积比1:4，添加质量浓度10%硫酸，室温下搅拌6h，收集浸出液，分析溶液中铜离子含量为1.19g/L，计算得到矿石中铜的浸出率为95.20%；用自来水洗涤酸浸渣，合并洗涤液与浸出液，用于萃取回收铜；
用Lix984:磺化煤油体积比1:9的萃取剂，萃取相比O/A＝1:1，萃取浸出液中的铜；以180g/L的硫酸反萃取萃取有机相，反萃取相比O/A＝2:1，分析反萃取液中铜离子的含量为19.86g/L，将反萃取液置于电解池中，用铅板作阳极，不锈钢板作阴极，电积回收反萃取液中的铜；
3）浮选回收硫：按原矿质量计，在上述洗涤后的酸浸渣中依次加入捕收剂丁黄药70g/t、起泡剂二号油60g/t，搅拌3min，刮泡7min，粗选得到粗选硫精矿和粗选尾矿；在粗选尾矿中依次加入捕收剂丁黄药30g/t、起泡剂二号油30g/t，搅拌3min，刮泡5min，扫选得到扫选硫精矿和扫选尾矿；粗选硫精矿和扫选硫精矿合并为硫精矿，硫精矿含硫为48.27%，硫回收率为95.38%。
4）磁选回收铁：采用高梯度磁选机在600mT场强下磁选扫选尾矿，得到铁精矿和尾矿。铁精矿含铁为51.37%，加上硫铁矿中回收的铁，铁的总回收率为88.29%。
实施例2
本实施例的矿石元素分析结果见表2。
表2  元素分析结果（%）
元素 Cu S WO3 Mo Pb Zn CaO
含量 0.67 23.20 0.28 0.0012 0.071 0.11 0.23
元素 Bi Sn AL2O3 Ag（g/t） SiO2 Fe  
含量 0.13 0.018 1.07 16.25 11.17 45.81  
具体步骤如下：
1）破碎磨矿：将矿石破碎至－2mm；将破碎后的矿石在磨矿浓度为60%的条件下，磨矿至－0.074mm为75.50%；
2）酸浸、萃取－反萃取－电积工艺回收铜：固液质量体积比1:4，添加质量浓度10%硫酸，室温下搅拌10h，收集浸出液，分析溶液中铜离子含量为1.15g/L，计算得到矿石中铜的浸出率为68.63%；用自来水洗涤酸浸渣，合并洗涤液与浸出液，用于萃取回收铜；
用Lix984:磺化煤油体积比1:9的萃取剂，萃取相比O/A＝1:1，萃取浸出液中的铜；以180g/L的硫酸反萃取萃取有机相，反萃取相比O/A＝2:1，分析反萃取液中铜离子的含量为19.86g/L，将反萃取液置于电解池中，用铅板作阳极，不锈钢板作阴极，电积回收反萃取液中的铜；
3）浮选回收硫：按原矿质量计，在上述洗涤后的酸浸渣中依次加入捕收剂丁黄药150g/t、起泡剂二号油60g/t，搅拌3min，刮泡7min，粗选得到粗选硫精矿和粗选尾矿；在粗选尾矿中依次加入捕收剂丁黄药70g/t、起泡剂二号油30g/t，搅拌3min，刮泡5min，扫选得到扫选硫精矿和扫选尾矿；粗选硫精矿和扫选硫精矿合并为硫精矿，硫精矿含硫为48.92%，硫回收率为90.89%；
4）磁选回收铁：采用高梯度磁选机在600mT场强下磁选扫选尾矿，得到铁精矿和尾矿。铁精矿含铁为55.66%，加上硫铁矿中回收的铁，铁的总回收率为93.28%。

Claims (1)

1.一种含硫铁矿难选铜矿综合利用的方法，其特征是由以下步骤组成：
1）破碎磨矿：将矿石破碎至－2mm，在磨矿浓度为60%的条件下，磨矿至－0.074mm≥70%；
2）酸浸和萃取－反萃取－电积回收铜：按固液质量体积比(g;mL)=1:3~5，加入质量浓度5~15%的硫酸，室温下搅拌2~12h后，过滤，收集浸出液，用自来水洗涤酸浸渣，合并洗涤液与浸出液；用Lix984:磺化煤油体积比1:9的萃取剂，萃取相比O/A＝1:1，萃取浸出液中的铜；以180g/L的硫酸溶液反萃取萃取有机相，反萃取相比O/A＝2:1，当反萃取液中铜离子含量≥10g/L后，将反萃取液置于电解池中，用铅板作阳极，不锈钢板作阴极，电积回收反萃取液中的铜；
3）浮选回收硫：按原矿质量计，在上述洗涤后的酸浸渣中依次加入捕收剂丁黄药50~200g/t、起泡剂二号油40~80g/t，搅拌3~5min，刮泡5~10min，粗选得到粗选硫精矿和粗选尾矿；在粗选尾矿中依次加入捕收剂丁黄药20~100g/t、起泡剂二号油25~80g/t，搅拌3~5min，刮泡3~8min，扫选得到扫选硫精矿和扫选尾矿；粗选硫精矿和扫选硫精矿合并为硫精矿；
4）磁选回收铁：在600mT场强下磁选扫选尾矿，得到铁精矿和尾矿。
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