CN105483374A - 矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法 - Google Patents

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Abstract

矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,其特征在于,矿石在浸出浮选槽中同槽进行浸出和浮选;浸出浮选槽在流程中根据浮选流程需要的混药、粗选、扫选、精选功能设置为两段以上,每段配置有至少一槽浸出浮选槽;本发明的有益效果是,同槽浸出浮选使浸出过程、浮选过程、浸出体系、浮选体系、浸出剂、浮选剂、浸出液之间有协同作用,从而提高回收率指标和精矿质量指标。实现了浸出工艺与浮选工艺的更好的结合。本发明比现有的矿石有先浸出后浮选工艺或先浮选后浸出工艺流程短、设备投资省、能耗低、用人少、生产成本低。

Description

矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法
技术领域
本发明属于矿石湿法冶金和选矿技术结合领域。属于矿石同槽浸出浮选进行的新技术领域。
背景技术
现有的矿石浸出工艺对多金属矿中的金属在同一个浸出体系下能够浸出提取的种类少,对氧硫混合矿浸出、硫化矿浸出回收率低。浮选对矿物中的硫化矿回收率高、对矿物中的氧化矿浮选回收率低。对多金属共生矿、氧硫混合矿只采用浸出或浮选,资源的综合回收利用水平都不高。例如对铜银金共生氧硫混合矿,采用硫酸浸出只能回收铜、金银不能浸出回收;对铜银金共生氧硫混合矿,采用浮选,矿物中氧化铜浮选回收率低,采用浸出浮选联合流程就能回收铜、金、银,铜的回收率也大幅度提高。浸出工艺与浮选工艺的联合使多金属共生矿或氧硫混合矿的综合回收金属种类增多和回收率提高。
现有的矿石湿法冶金搅拌浸出和选矿浮选联合工艺有先浸出后浮选工艺和先浮选后浸出工艺。矿石先浸出后浮选工艺是矿浆先浸出、固液分离、分离出的浸出渣再浆化处理进行浮选。矿石先浮选后浸出工艺是矿浆先浮选、浮选尾矿浆固液分离,固液分离出浮选尾渣或中矿、精矿渣再浸出。
矿石矿浆先浸出后浮选工艺和先浮选后浸出工艺存在问题是:1、流程长、投资大。浸出与浮选分段进行,浸出流程和浮选流程都要分别配置流程主设备和辅助设备,无论是先浸出后浮选、还是先浮选后浸出,浸出和浮选之间都要设置固液分离工序。流程长、设备投资大、土建投资大。2、能耗高、设备备品备件消耗多、岗位人员增加、生产成本高。3、废水处理量大。先浸出后浮选、固液分离浸出渣含水带入浮选、浮选流程液体膨胀;先浮选后浸出、固液分离浮选渣含水带入浸出、浸出流程液体膨胀。对膨胀的液体要进行处理,平衡流程液体。
发明内容
本发明的目的正是为了解决上述现有技术存在的不足,提供一种流程短、投资省、能耗低、用人少,无废水处理、成本低的矿石在浸出浮选槽(机)中同槽浸出浮选的方法。该方法能够大幅度提高矿石中有用矿物回收的种类和提高单一矿物的回收率,同时投资省、生产成本低、经济效益高。
本发明的目的是通过如下技术方案实现的。
图1为矿石在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出和浮选的原则工艺流程图。
1、矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,本发明特征在于,矿石在浸出浮选槽中同槽进行浸出和浮选;浸出浮选槽在流程中根据浮选流程需要的混药、粗选、扫选、精选功能设置为两段以上,每段配置有至少一槽浸出浮选槽。
本发明优选为共设四级浸出浮选槽,并同槽进行浸出和浮选;步骤如下:
(1)将矿浆输送进入浸出浮选槽A,加入浸出剂和浮选的粗选药剂,该浮选槽起到浮选药剂混合作用、也起到浸出作用,混合浸出时间为10-60分钟;
(2)浸出浮选槽A出来的矿浆进入浸出浮选槽B,该浸出浮选槽B中设有矿浆混合和充气,矿浆在该槽中分选出粗选精矿和粗选尾矿;粗选精矿泡沫矿浆流入精选浸出浮选槽D,粗选的尾矿矿浆进入扫选浸出浮选槽C;浸出粗选槽起到浮选粗选槽作用,也起到浸出作用,浸出粗选时间为10-60分钟;浸出浮选槽B至少配置一个;
(3)浸出浮选槽B的粗选尾矿进入浸出浮选槽C,该槽中设有矿浆混合和充气;补加浮选药剂,浸出扫选槽起到浮选扫选槽作用、也起到浸出作用,浸出扫选时间为10-60分钟;粗选尾矿矿浆在该槽中分选出扫选精矿和尾矿;浸出扫选槽中扫选出的扫选精矿泡沫矿浆流入粗选浸出浮选槽B、扫选的尾矿矿浆进入固液分离,分离出的料液进入后续湿法冶金工序提取其中的有用金属,分离出的尾矿通过洗涤进入尾矿库;扫选浸出浮选槽C至少配置一槽;
(4)浸出浮选槽B粗选出的粗精矿矿浆流入精选浸出浮选槽D,该槽起到浮选精选槽作用、也起到浸出作用,浸出精选时间为10-60分钟;粗选精矿矿浆在该槽中分选为精选精矿和精选尾矿;浸出精选槽的精选尾矿返到浸出浮选槽B,该槽精选产品精矿、通过过滤干燥出售、滤液与尾矿固液分离的料液合并使用;浸出精选槽D至少配置一槽;
(5)矿石原矿矿浆从浸出浮选槽A、到浸出浮选槽B、到浸出浮选槽C、流出尾矿;扫选精矿返回浸出浮选槽B、粗选精矿进入浸出浮选槽C得到精选精矿;尾矿固液分离液体、尾矿洗涤液体与精矿脱水滤液合并为浸出料液,浸出料液通过湿法冶金工艺技术提取浸出料液中的有用浸出物产品;
(6)矿石在各浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选的生产过程采用连续自动化;浸出和浮选是在各浸出浮选槽中同槽连续进行。
2、本发明浸出浮选槽结构采用浮选的机械搅拌自吸气浮选机或机械搅拌加充气浮选机或浮选柱或射流吸气浮选或射流加低压充选或高压充气浮选槽的结构形式;浸出浮选槽结构采用机械搅拌浸出槽或充气搅拌浸出槽或射流搅拌浸出槽改变高径比,再加装微泡充气装置,加装泡沫槽装置的结构形式;浸出浮选槽过流件的材质选用耐浸出浮选矿浆腐蚀的耐磨耐蚀材料。
3、本发明矿石矿浆在浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选为酸浸浮选或碱浸浮选或中性浸出浮选;其中:
矿石矿浆酸浸浮选,浸出剂为硫酸、盐酸、硝酸、亚硫酸、磷酸、氢氟酸、王水、柠檬酸等其中的一种或数种组合;酸浸浸出助剂为氧化还原剂:空气、氧气、双氧水、氯酸钾、软锰矿、细菌、硫酸高铁、二氧化硫、亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、硫酸亚铁等的一种或数种组合;矿石矿浆酸浸浮选使用浮选捕收剂是汽油、柴油、煤油、棕榈油、棉籽油、脂肪酸,硫代化合物类、烃基酸类、脂类、多硫化物、丁基黄药、异丁基黄药,戊基黄药、异戊基黄药、丁胺黑药和甲酚黑药、胺类的一种或数种组合;使用的起泡剂是松醇油、链状高碳醇、脂肪醇、甲基异丁基甲醇、甲基醚醇、六碳醇一种或数种组合,使用的调整剂是水玻璃、淀粉、六偏磷酸钠一种或数种组合;
矿石矿浆碱浸浮选浸出剂为氢氧化钠、碳酸钠、氨水、碳酸铵、碳酸氢铵、硫酸铵、氰化钠、石灰等其中的一种或数种组合;碱浸浸出助剂为氧化剂:空气、氧气、双氧水、软锰矿、细菌等的一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选(含氨浸浮选、氰化浸出浮选)使用的浮选捕收剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用的调整剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用活化剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用起泡剂采用一种或数种组合;
矿石矿浆中性浸浮选浸出剂为水或络合剂或盐类;矿石矿浆中性浸出浮选使用捕收剂、调整剂、抑制剂、起泡剂采用一种或数种组合;
本发明浸出浮选槽中加入的浸出剂、捕收剂、调整剂、起泡剂相互配合、相互适应、良好结合发挥各自功效,从而提高矿石中有用矿物综合回收种类、回收率水平。使用的捕收剂、调整剂、起泡剂要能在浸出溶液体系(如酸性浸出液体系、碱性浸出液体系、氰化浸出液体系)发挥良好功效;使用的浸出剂及浸出过程的溶液体系既能使矿石浸出高效、又不影响捕收剂、调整剂、起泡剂对浮选的作用。浸出剂、浮选药剂的配合使用通过试验验证确定;
4、本发明矿石在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出浮选的流程结构;浸出浮选槽(机)在流程中根据浮选流程需要的混药、粗选、扫选、精选功能配置为多段,每段可以配置1槽或多槽浸出浮选槽(机);
5、矿石加工工艺技术要求的浸出时间和浮选的粗选加扫选时间基本一致,浸出和浮选的混药、粗选、扫选、精选全流程配置浸出浮选槽(机);如果矿石加工工艺技术要求总浸出时间较长,而浮选的粗选加扫选时间短,在流程中第一槽浸出浮选搅拌槽前和在尾矿流出的最后一个浸出搅拌槽后面,分别加装或单独加装搅拌浸出槽,延长浸出时间;如果矿石加工工艺技术要求总浸出时间短,而浮选的粗选加扫选时间长,多数情况浸出时间延长对浸出有益无害,按浮选的粗选加扫选时间安排总浸出浮选时间,全流程按配置浸出浮选槽(机);
6、本发明矿石在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出浮选方法以同槽进行浸出和浮选为核心技术,对于某种矿物的同槽浸出浮选,通过对该矿物进行同槽浸出浮选试验,试验出最佳药剂条件、工艺条件、流程结构,设计进行工艺计算、流程结构优化计算、设备合理配置,使该矿物浸出浮选同槽进行发挥独有的优势,取得良好的技术经济指标。
本发明的有益效果是,矿石在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出浮选的方法,同槽浸出浮选使浸出过程、浮选过程、浸出体系、浮选体系、浸出剂、浮选剂、浸出液之间有协同作用,从而提高回收率指标和精矿质量指标。同槽浸出浮选的协同作用下浸出率指标、浮选指标、精矿品位指标都比单一浸出工艺、单一浮选工艺、矿石先浸出后浮选工艺和先浮选后浸出工艺好。例如:氧硫混合铜矿的酸浸和浮选同槽进行,硫酸溶解、反应过程产生热能,浸出浮选槽比单独浸出槽或单独浮选槽能量聚集好矿浆温度高、温度高浸出率和浮选回收率都提高,浸出液中的稀硫酸溶液是浮选硫化铜矿的活化剂、是浮选精矿的洗涤剂,起到提高回收率和铜精矿品位作用。浸出和浮选在同槽中由于协同作用提高浸出回收率、浮选回收率和产品精矿品位在铜金银多金属矿、氧硫混合铜钴矿、氧硫混合铜矿的试验中得到充分体现,某铜钴矿使用在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出浮选比矿石先浸出后浮选工艺铜回收率提高5.1%、钴回收率提高4.7%、精矿含铜提高3.2%、精矿含钴提高0.57%,比矿石先浮选后浸出工艺铜回收率提高12.2%、钴回收率提高8.6%、精矿含铜提高11.2%、精矿含钴提高2.2%。
本发明还具有的优点是,通过把矿石搅拌浸出与浮选在浸出浮选槽(机)中同槽进行,实现浸出工艺与浮选工艺的更好的结合。本发明比现有的矿石有先浸出后浮选工艺或先浮选后浸出工艺流程短、设备投资省、能耗低、用人少、生产成本低。一些项目使用浸出和浮选联合工艺可以提高回收率技术指标,但用先浸出后浮选工艺或先浮选后浸出工艺由于投资大、能耗高、成本高,项目的经济指标不好,这样的项目采用本发明的方法既能取得良好的技术指标,也能取得良好的经济指标。本发明和现有的矿石先浸出后浮选工艺和先浮选后浸出工艺都是浸出浮选联合工艺,但和矿石先浸出后浮选工艺和先浮选后浸出工艺有重大区别,矿石先浸出后浮选工艺是矿浆先浸出、固液分离、分离出的浸出渣再浆化调整处理进行浮选,矿石先浮选后浸出工艺是矿浆先浮选、浮选尾矿浆固液分离,固液分离出浮选尾渣、中矿或精矿渣再浸出。本发明把浸出和浮选安排在浸出浮选槽(机)中同槽进行,是一个更为独特更为先进的浸出浮选结合工艺。本发明是矿石湿法冶金浸出工艺与浮选工艺技术新进展,把矿石湿法冶金浸出和浮选带入一个浸出浮选同槽进行的新时代,是一个矿石加工提取技术的重大进步。
下面结合附图及实施例进一步阐述本发明的内容。
附图说明
图1矿石在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出和浮选的原则工艺流程图;
图2:某铜金银多金属氧硫混合矿在浸出浮选槽(机)中同槽进行浸出和浮选的工艺流程图;
图3:某氧硫混合铜钴矿在浸出浮选槽(机)中同槽浸出和浮选的工艺流程图。
具体实施方式
1、矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,本发明特征在于,矿石在浸出浮选槽中同槽进行浸出和浮选;浸出浮选槽在流程中根据浮选流程需要的混药、粗选、扫选、精选功能设置为两段以上,每段配置有至少一槽浸出浮选槽。
见图1。本发明优选共设四级浸出浮选槽,并同槽进行浸出和浮选;步骤如下:
(1)将矿浆输送进入浸出浮选槽A1,加入浸出剂和浮选的粗选药剂,该浮选槽起到浮选药剂混合作用、也起到浸出作用,混合浸出时间为10-60分钟;
(2)浸出浮选槽A1出来的矿浆进入浸出浮选槽B2,该浸出浮选槽B2中设有矿浆混合和充气,矿浆在该槽中分选出粗选精矿和粗选尾矿;粗选精矿泡沫矿浆流入精选浸出浮选槽D4,粗选的尾矿矿浆进入扫选浸出浮选槽C3;浸出粗选槽起到浮选粗选槽作用,也起到浸出作用,浸出粗选时间为10-60分钟;浸出浮选槽B2至少配置一个;
(3)浸出浮选槽B2的粗选尾矿进入浸出浮选槽C3,该槽中设有矿浆混合和充气;补加浮选药剂,浸出扫选槽起到浮选扫选槽作用、也起到浸出作用,浸出扫选时间为10-60分钟;粗选尾矿矿浆在该槽中分选出扫选精矿和尾矿;浸出扫选槽中扫选出的扫选精矿泡沫矿浆流入粗选浸出浮选槽B2、扫选的尾矿矿浆进入固液分离,分离出的料液进入后续湿法冶金工序提取其中的有用金属,分离出的尾矿通过洗涤进入尾矿库;扫选浸出浮选槽C3至少配置一槽;
(4)浸出浮选槽B2粗选出的粗精矿矿浆流入精选浸出浮选槽D4,该槽起到浮选精选槽作用、也起到浸出作用,浸出精选时间为10-60分钟;粗选精矿矿浆在该槽中分选为精选精矿和精选尾矿;浸出精选槽的精选尾矿返到浸出浮选槽B2,该槽精选产品精矿、通过过滤干燥出售、滤液与尾矿固液分离的料液合并使用;浸出精选槽D4至少配置一槽;
(5)矿石原矿矿浆从浸出浮选槽A1、到浸出浮选槽B2、到浸出浮选槽C3、流出尾矿;扫选精矿返回浸出浮选槽B2、粗选精矿进入浸出浮选槽C3得到精选精矿;尾矿固液分离液体、尾矿洗涤液体与精矿脱水滤液合并为浸出料液,浸出料液通过湿法冶金工艺技术提取浸出料液中的有用浸出物产品;
(6)矿石在各浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选的生产过程采用连续自动化;浸出和浮选是在各浸出浮选槽中同槽连续进行。
2、本发明矿石矿浆在浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选浸出剂和浮选药剂的配合;浸出浮选槽中浸出加入的浸出剂和浮选加入的捕收剂、调整剂、起泡剂相互配合、相互适应、良好结合发挥各自功效,从而提高矿石中有用矿物综合回收种类、回收率水平。使用的捕收剂、调整剂、起泡剂要能在浸出溶液体系(如酸性浸出液体系、碱性浸出液体系、氰化浸出液体系)发挥良好功效;使用的浸出剂及浸出过程的溶液体系既能使矿石浸出高效、又不影响捕收剂、调整剂、起泡剂对浮选的作用。
3、本发明矿石在浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选的流程以同槽进行浸出和浮选为核心技术,对于某种矿物的同槽浸出浮选,通过对该矿物进行同槽浸出浮选试验,试验出最佳药剂条件、工艺条件、流程结构,设计进行工艺计算、流程结构优化计算、设备合理配置,使该矿物浸出浮选同槽进行发挥独有的优势。
4、浸出浮选槽结构采用浮选的机械搅拌自吸气浮选机或机械搅拌加充气浮选机或浮选柱或射流吸气浮选或射流加低压充选或高压充气浮选槽的结构形式;浸出浮选槽结构采用机械搅拌浸出槽或充气搅拌浸出槽或射流搅拌浸出槽改变高径比,再加装微泡充气装置,加装泡沫槽装置的结构形式;浸出浮选槽过流件的材质选用耐浸出浮选矿浆腐蚀的耐磨耐蚀材料。
5、本发明矿石矿浆在浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选为酸浸浮选或碱浸浮选或中性浸出浮选;其中:
矿石矿浆酸浸浮选,浸出剂为硫酸、盐酸、硝酸、亚硫酸、磷酸、氢氟酸、王水、柠檬酸等其中的一种或数种组合;酸浸浸出助剂为氧化还原剂:空气、氧气、双氧水、氯酸钾、软锰矿、细菌、硫酸高铁、二氧化硫、亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、硫酸亚铁等的一种或数种组合;矿石矿浆酸浸浮选使用浮选捕收剂是汽油、柴油、煤油、棕榈油、棉籽油、脂肪酸,硫代化合物类、烃基酸类、脂类、多硫化物、丁基黄药、异丁基黄药,戊基黄药、异戊基黄药、丁胺黑药和甲酚黑药、胺类的一种或数种组合;使用的起泡剂是松醇油、链状高碳醇、脂肪醇、甲基异丁基甲醇、甲基醚醇、六碳醇一种或数种组合,使用的调整剂是水玻璃、淀粉、六偏磷酸钠一种或数种组合;
矿石矿浆碱浸浮选浸出剂为氢氧化钠、碳酸钠、氨水、碳酸铵、碳酸氢铵、硫酸铵、氰化钠、石灰等其中的一种或数种组合;碱浸浸出助剂为氧化剂:空气、氧气、双氧水、软锰矿、细菌等的一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用的浮选捕收剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用的调整剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用活化剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用起泡剂采用一种或数种组合;
矿石矿浆中性浸浮选浸出剂为水或络合剂或盐类;矿石矿浆中性浸出浮选使用捕收剂、调整剂、抑制剂、起泡剂采用一种或数种组合。
实施例一
如图2所示,铜金银多金属氧硫混合矿浸出与浮选在浸出浮选槽(机)中同槽进行的方法:
1、浸出浮选槽(机)中反应机理
1、1浸出化学反应机理
CuCO3·Cu(OH)2(孔雀石)+H2SO4→2CuSO4+3H2O+CO2
Cu2O(赤铜矿)+H2SO4→CuSO4+Cu+H2O
Cu3(CO3)2(OH)2(蓝铜矿)+H2SO4→CuSO4+H2O+CO2
(Cu,Al)2H2Si2O5(OH)4·nH2O(硅孔雀石)+H2SO4→CuSO4+Al2SO4+SiO2.nH2O+H2O。
CaO+H2SO4→CaSO4+H2O
MgO+H2SO4→MgSO4+H2O
AL2O3+H2SO4→ALSO4+H2O
1、2浮选物理化学反应机理
CuS+ROCSS-Na→ROCSS-CuS+Na+
Cu2S+ROCSS-Na→ROCSS-Cu2S+Na+
Cu+ROCSS-Na→ROCSS-Cu+Na+
CuFeS2+ROCSS-Na→ROCSS-CuFeS2+Na+
CuS+CnH2n+2→CnH2n+2-CuS
Au+ROCSS-Na→ROCSS-Au+Na+
Au2S+ROCSS-Na→ROCSS-Au2S+Na+
Au2S+CnH2n+2→CnH2n+2-Au2S
Au+CnH2n+2→CnH2n+2-Au
Ag+ROCSS-Na→ROCSS-Ag+Na+
Ag2S+ROCSS-Na→ROCSS-Ag2S+Na+
Ag+ROCSS-Na→ROCSS-Ag+Na+
Ag+CnH2n+2→CnH2n+2-Ag
2、实施过程
某铜金银多金属氧硫混合矿石,含铜0.9%、含金0.6g/t、含银23g/t。通过日处理500吨的矿石破碎磨矿分级流程。每小时实际处理矿石量为20吨,通过碎矿磨矿分级得到20-40%浓度矿浆,矿浆自流入20m3浸出浮选槽(机)A1。加入工业硫酸、黑药。硫酸加入量为矿石干重的3%~30%,黑药、加入量为矿重的10-500克/吨。浮选药剂充分混合进入矿浆,浸出剂硫酸混合进入矿浆,矿浆和硫酸发生浸出化学反应。该槽中一般不充空气。矿浆通过该槽时间为10-30分钟。
浸出浮选槽(机)A1流出矿浆进入浸出浮选槽(机)B2,加入1-100克/吨起泡剂。浸出浮选槽(机)B2槽体直径4米、高6米,该浸出浮选槽(机)采用射流搅拌充气的结构形式,配置200m3/h、扬程30米的耐磨耐蚀合金泵作为射流循环泵,射流充气使浸出浮选槽(机)中矿浆、浸出剂、浮选药剂、空气发生气固液三相浸出浮选反应作用。在该槽中矿浆和硫酸继续浸出反应,矿浆和浮选药剂作用实现矿物粗选、得到粗选精矿和粗选尾矿。矿浆通过该槽时间为15-90分钟。粗选精矿进入浸出浮选槽(机)D4,粗选尾矿进入浸出浮选槽(机)C3。
粗选尾矿进入浸出浮选槽(机)C3。浸出浮选槽(机)C3规格和配置与浸出浮选槽(机)B2一致,属于相同型号规格。在该槽中补加10-500g/t黑药、松油,粗选尾矿矿浆和硫酸继续浸出反应,矿浆和浮选药剂作用实现矿物扫选、得到扫选精矿和扫选尾矿。矿浆通过该槽时间为15-90分钟。扫选精矿进入浸出浮选槽(机)B2,扫选尾矿进入直径12米浓密机。尾矿矿浆在浓密机中分离出溢流和底流,溢流进入料液池,底流进入洗涤浓密机。洗涤浓密机分离出洗液和尾矿,洗液流入料液池,底流进入尾矿库。
粗选精矿进入浸出浮选槽(机)D4。浸出浮选槽(机)D4槽体直径1.8米、高9米,该浸出浮选槽(机)D4采用浮选柱结构形式,配置10m3/h、0.8MPa螺杆空气压缩机提供高压空气源,配置4只喷嘴直径3mm的微泡发生器。粗选精矿矿浆和硫酸继续浸出反应,粗选精矿矿浆、浮选药剂作用、微泡空气作用实现矿物精选、得到精选精矿和精选尾矿。粗选矿浆通过该槽时间为15-60分钟。精选精矿矿浆进入10㎡陶瓷过滤机,精选尾矿尾矿返回浸出浮选槽(机)B2。精选精矿矿浆进入陶瓷过滤机过滤出滤液和含铜、金、银的混合精矿。滤液进入料液池,铜金银混合精矿入精矿库待售。
流程中矿浆含硫酸0.5-200g/L,Cu离子0.05-12g/,是酸浸和酸性条件下的浮选。
萃余液、尾矿回水返回磨矿分级浸出。流程液体闭路循环。无外排废水。
生产流程中分级机、浸出浮选槽(机)A1、浸出浮选槽(机)B2、浸出浮选槽(机)C3、浸出浮选槽(机)D4、浓密机、洗涤浓密机、陶瓷过滤机的槽体和过流件使用耐磨耐蚀的316不锈钢、1Cr18Ni9Ti不锈钢、橡胶、陶瓷板材料。管道使用HDPE、不锈钢材质管道。阀门使用耐磨耐蚀矿浆阀、耐酸清液阀。
铜金银多金属氧硫混合矿石通过浸出浮选,矿石中的氧化铜矿物含铜浸出进入料液,矿石金矿物、银矿物、硫化铜矿物浮选进入铜金银混合精矿。铜回收率85—95%,金回收率60-80%。银回收率60-80%。铜金银混合精矿含铜24%、含金16g/t、含银720g/t。
料液池中含铜料液通过萃取——反萃取——电积湿法冶金流程生产出阴极铜产品。
实施例二:
图3所示是铜钴氧硫混合矿搅拌浸出与浮选在浸出浮选槽(机)中同槽进行的工艺流程。
1、浸出浮选槽(机)中反应机理
1、1浸出化学反应机理
CuCO3·Cu(OH)2(孔雀石)+H2SO4→2CuSO4+3H2O+CO2
Cu2O(赤铜矿)+H2SO4→CuSO4+Cu+H2O
Cu3(CO3)2(OH)2(蓝铜矿)+H2SO4→CuSO4+H2O+CO2
(Cu,Al)2H2Si2O5(OH)4·nH2O(硅孔雀石)+H2SO4→CuSO4+Al2SO4+SiO2.nH2O+H2O。
CoO+H2SO4→CoSO4+H2O
CaO+H2SO4→CaSO4+H2O
MgO+H2SO4→MgSO4+H2O
AL2O3+H2SO4→ALSO4+H2O
1、2浮选物理化学反应机理
CuS+ROCSS-Na→ROCSS-CuS+Na+
Cu2S+ROCSS-Na→ROCSS-Cu2S+Na+
Cu+ROCSS-Na→ROCSS-Cu+Na+
CuFeS2+ROCSS-Na→ROCSS-CuFeS2+Na+
CuS+CnH2n+2→CnH2n+2-CuS
CoS+CnH2n+2→CnH2n+2-CoS
CoS+ROCSS-Na→ROCSS-CoS+Na+
2、实施过程
某铜钴氧硫混合矿石,含铜1.6%、含钴0.32%。生产流程每小时时间处理量为50吨,通过日处理1500吨的矿石破碎磨矿分级得到20-40%浓度矿浆,矿浆自流入50m3浸出浮选槽(机)A1。加入工业硫酸、黑药、羟肟酸、松油。硫酸加入量为矿石干重的3%~30%,黑药、羟肟酸、松油加入量为矿重的10-1000克/吨。浮选药剂充分混合进入矿浆,浸出剂硫酸混合进入矿浆,矿浆和硫酸发生浸出化学反应。该槽中一般不充空气。矿浆通过该槽时间为10-30分钟。
浸出浮选槽(机)A1流出矿浆进入浸出浮选槽(机)E2-1。浸出浮选槽(机)E2-1槽体直径4米、高6米,该浸出浮选槽(机)采用射流搅拌充气的结构形式,配置400m3/h、扬程20米的耐磨耐蚀合金泵作为射流循环泵,射流充气使浸出浮选槽(机)中矿浆、浸出剂、浮选药剂、空气发生气固液三相浸出浮选反应作用。在该槽中矿浆和硫酸继续浸出反应,矿浆和浮选药剂作用实现矿物粗选、得到粗选1精矿和粗选1尾矿。矿浆通过该槽时间为10-40分钟。粗选1精矿进入浸出浮选槽(机)D4,粗选1尾矿进入浸出浮选槽(机)F2-2。
粗选1尾矿进入浸出浮选槽(机)F2-2。浸出浮选槽(机)F2-2规格和配置与浸出浮选槽(机)E2-1一致。在该槽中矿浆和硫酸继续浸出反应,矿浆和浮选药剂作用实现矿物粗选、得到粗选2精矿和粗选2尾矿。矿浆通过该槽时间为10-40分钟。粗选2精矿进入浸出浮选槽(机)E2-1,粗选2尾矿进入浸出浮选槽(机)G3-1。
粗选2尾矿进入浸出浮选槽(机)G3-1。浸出浮选槽(机)C3规格和配置与浸出浮选槽(机)E2-1一致。在该槽中补加10-500g/t黑药、羟肟酸、松油,粗选2尾矿矿浆和硫酸继续浸出反应,矿浆和浮选药剂作用实现矿物扫选、得到扫选1精矿和扫选1尾矿。矿浆通过该槽时间为15-90分钟。扫选1精矿进入浸出浮选槽(机)F2-2,扫选1尾矿进入浸出浮选槽(机)H3-2。
扫选1尾矿进入浸出浮选槽(机)H3-2。浸出浮选槽(机)H3-2规格和配置与浸出浮选槽(机)E2-1一致。扫选1尾矿矿浆和硫酸继续浸出反应,矿浆和浮选药剂作用实现矿物扫选、得到扫选2精矿和扫选2尾矿。矿浆通过该槽时间为15-90分钟。扫选2精矿进入浸出浮选槽(机)G3-1,扫选2尾矿进入直径12米浓密机。尾矿矿浆在浓密机中分离出溢流和底流,溢流进入料液池,底流进入洗涤浓密机。洗涤浓密机分离出洗液和尾矿,洗液流入料液池,底流进入尾矿库。
粗选精矿进入浸出浮选槽(机)D4。浸出浮选槽(机)D4槽体直径3米、高9米,该浸出浮选槽(机)采用浮选柱结构形式,配置16m3/h、0.8MPa螺杆空气压缩机提供高压空气源,配置12只喷嘴直径3mm的微泡发生器。粗选精矿矿浆和硫酸继续浸出反应,粗选精矿矿浆、浮选药剂作用、微泡空气作用实现矿物精选、得到精选精矿和精选尾矿。粗选矿浆通过该槽时间为15-60分钟。精选精矿矿浆进入20㎡陶瓷过滤机,精选尾矿尾矿返回浸出浮选槽(机)B2。精选精矿矿浆进入陶瓷过滤机过滤出滤液和含铜钴精矿。滤液进入料液池,铜钴精矿入精矿库待售。
流程中矿浆含硫酸0.5-200g/L,铜离子0.05-12g/L,钴离子0.02-4.2g/L。是同槽酸浸浮选,是酸性条件下浸出、酸性条件下浮选。
铜钴氧硫混合矿石通过浸出浮选,矿石中的氧化铜、氧化钴矿物浸出进入料液,矿石中硫化铜矿、硫化钴矿物浮选进入铜钴精矿。铜回收率90—95%,钴回收率70-90%。精矿含铜大于30%、含钴大于8%。
料液池中含铜钴料液通过萃取——反萃取——电积湿法冶金流程生产出阴极铜产品。萃余液分流部分液体进行净化除杂电积生产电钴。
萃余液、提钴后液、尾矿回水返回磨矿分级浸出。流程中液体闭路循环,液体不会膨胀,无外排废水。
生产流程中分级机、浸出浮选槽(机)A1、浸出浮选槽(机)E2-1、浸出浮选槽(机)F2-2、浸出浮选槽(机)G3-1、浸出浮选槽(机)H3-2、浸出浮选槽(机)D4、浓密机、洗涤浓密机、陶瓷过滤机的槽体和过流件使用耐磨耐蚀的316不锈钢、1Cr18Ni9Ti不锈钢、橡胶、陶瓷板材料。管道使用HDPE、不锈钢材质管道。矿浆阀门使用耐磨耐蚀矿浆阀,清液阀门使用耐酸清液阀。

Claims (4)

1.矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,其特征在于,矿石在浸出浮选槽中同槽进行浸出和浮选;浸出浮选槽在流程中根据浮选流程需要的混药、粗选、扫选、精选功能设置为两段以上,每段配置有至少一槽浸出浮选槽。
2.根据权利要求1所述的矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,其特征在于,共设四级浸出浮选槽,并同槽进行浸出和浮选;步骤如下:
(1)将矿浆输送进入浸出浮选槽A(1),加入浸出剂和浮选的粗选药剂,该浮选槽起到浮选药剂混合作用、也起到浸出作用,混合浸出时间为10-60分钟;
(2)浸出浮选槽A(1)出来的矿浆进入浸出浮选槽B(2),该浸出浮选槽B(2)中设有矿浆混合和充气,矿浆在该槽中分选出粗选精矿和粗选尾矿;粗选精矿泡沫矿浆流入精选浸出浮选槽D(4),粗选的尾矿矿浆进入扫选浸出浮选槽C(3);浸出粗选槽起到浮选粗选槽作用,也起到浸出作用,浸出粗选时间为10-60分钟;浸出浮选槽B(2)至少配置一个;
(3)浸出浮选槽B(2)的粗选尾矿进入浸出浮选槽C(3),该槽中设有矿浆混合和充气;补加浮选药剂,浸出扫选槽起到浮选扫选槽作用、也起到浸出作用,浸出扫选时间为10-60分钟;粗选尾矿矿浆在该槽中分选出扫选精矿和尾矿;浸出扫选槽中扫选出的扫选精矿泡沫矿浆流入粗选浸出浮选槽B(2)、扫选的尾矿矿浆进入固液分离,分离出的料液进入后续湿法冶金工序提取其中的有用金属,分离出的尾矿通过洗涤进入尾矿库;扫选浸出浮选槽C(3)至少配置一槽;
(4)浸出浮选槽B(2)粗选出的粗精矿矿浆流入精选浸出浮选槽D(4),该槽起到浮选精选槽作用、也起到浸出作用,浸出精选时间为10-60分钟;粗选精矿矿浆在该槽中分选为精选精矿和精选尾矿;浸出精选槽的精选尾矿返到浸出浮选槽B(2),该槽精选产品精矿、通过过滤干燥出售、滤液与尾矿固液分离的料液合并使用;浸出精选槽D(4)至少配置一槽;
(5)矿石原矿矿浆从浸出浮选槽A(1)、到浸出浮选槽B(2)、到浸出浮选槽C(3)、流出尾矿;扫选精矿返回浸出浮选槽B(2)、粗选精矿进入浸出浮选槽C(3)得到精选精矿;尾矿固液分离液体、尾矿洗涤液体与精矿脱水滤液合并为浸出料液,浸出料液通过湿法冶金工艺技术提取浸出料液中的有用浸出物产品;
(6)矿石在各浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选的生产过程采用连续自动化;浸出和浮选是在各浸出浮选槽中同槽连续进行。
3.根据权利要求1所述的矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,其特征在于,浸出浮选槽结构采用浮选的机械搅拌自吸气浮选机或机械搅拌加充气浮选机或浮选柱或射流吸气浮选或射流加低压充选或高压充气浮选槽的结构形式;浸出浮选槽结构采用机械搅拌浸出槽或充气搅拌浸出槽或射流搅拌浸出槽改变高径比,再加装微泡充气装置,加装泡沫槽装置的结构形式;浸出浮选槽过流件的材质选用耐浸出浮选矿浆腐蚀的耐磨耐蚀材料。
4.根据权利要求1所述的矿石在浸出浮选槽中同槽浸出浮选的方法,其特征在于,本发明矿石矿浆在浸出浮选槽中同槽进行浸出浮选为酸浸浮选或碱浸浮选或中性浸出浮选;其中:
矿石矿浆酸浸浮选,浸出剂为硫酸、盐酸、硝酸、亚硫酸、磷酸、氢氟酸、王水、柠檬酸等其中的一种或数种组合;酸浸浸出助剂为氧化还原剂:空气、氧气、双氧水、氯酸钾、软锰矿、细菌、硫酸高铁、二氧化硫、亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、硫酸亚铁等的一种或数种组合;矿石矿浆酸浸浮选使用浮选捕收剂是汽油、柴油、煤油、棕榈油、棉籽油、脂肪酸,硫代化合物类、烃基酸类、脂类、多硫化物、丁基黄药、异丁基黄药,戊基黄药、异戊基黄药、丁胺黑药和甲酚黑药、胺类的一种或数种组合;使用的起泡剂是松醇油、链状高碳醇、脂肪醇、甲基异丁基甲醇、甲基醚醇、六碳醇一种或数种组合,使用的调整剂是水玻璃、淀粉、六偏磷酸钠一种或数种组合;
矿石矿浆碱浸浮选浸出剂为氢氧化钠、碳酸钠、氨水、碳酸铵、碳酸氢铵、硫酸铵、氰化钠、石灰等其中的一种或数种组合;碱浸浸出助剂为氧化剂:空气、氧气、双氧水、软锰矿、细菌等的一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用的浮选捕收剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用的调整剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用活化剂采用一种或数种组合;矿石矿浆碱浸浮选使用起泡剂采用一种或数种组合;
矿石矿浆中性浸浮选浸出剂为水或络合剂或盐类;矿石矿浆中性浸出浮选使用捕收剂、调整剂、抑制剂、起泡剂采用一种或数种组合。
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Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109182749A (zh) * 2018-08-01 2019-01-11 昆明理工大学 一种氧化锌矿碱性浸出剂及其浸出方法
CN109939832A (zh) * 2019-04-10 2019-06-28 南华大学 一种选冶联合的锰矿富集方法
CN111346739A (zh) * 2018-12-22 2020-06-30 平顶山泰克斯特高级润滑油有限公司 环保型高性能矿用浮选剂
CN113262883A (zh) * 2020-10-27 2021-08-17 水口山有色金属有限责任公司 一种提高高硫金精矿品位的浮选方法
CN113976600A (zh) * 2021-10-28 2022-01-28 江苏北矿金属循环利用科技有限公司 一种锌冶炼高硫渣毒害组分无害化处置工艺

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2526045A1 (fr) * 1982-04-30 1983-11-04 Rech Geolog Miniere Procede hydrometallurgique pour l'extraction d'elements de valeur de matieres en contenant et applications
CN101157979A (zh) * 2007-11-08 2008-04-09 长沙矿冶研究院 一种高硫铁矿粉脱硫的方法

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2526045A1 (fr) * 1982-04-30 1983-11-04 Rech Geolog Miniere Procede hydrometallurgique pour l'extraction d'elements de valeur de matieres en contenant et applications
CN101157979A (zh) * 2007-11-08 2008-04-09 长沙矿冶研究院 一种高硫铁矿粉脱硫的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
F.LETOWSKI: "复杂硫化矿的浸出-浮选法", 《国外金属矿选矿》 *

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109182749A (zh) * 2018-08-01 2019-01-11 昆明理工大学 一种氧化锌矿碱性浸出剂及其浸出方法
CN111346739A (zh) * 2018-12-22 2020-06-30 平顶山泰克斯特高级润滑油有限公司 环保型高性能矿用浮选剂
CN109939832A (zh) * 2019-04-10 2019-06-28 南华大学 一种选冶联合的锰矿富集方法
CN109939832B (zh) * 2019-04-10 2021-04-09 南华大学 一种选冶联合的锰矿富集方法
CN113262883A (zh) * 2020-10-27 2021-08-17 水口山有色金属有限责任公司 一种提高高硫金精矿品位的浮选方法
CN113976600A (zh) * 2021-10-28 2022-01-28 江苏北矿金属循环利用科技有限公司 一种锌冶炼高硫渣毒害组分无害化处置工艺

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