CN105964390A - 一种铜矿废石综合利用方法及系统 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种铜矿废石综合利用方法及系统，所述铜矿废石综合利用方法包括将铜矿废石进行粉碎后依次进行多级浮选、磁选，最后将得到的次级尾矿再进行浸出的过程，其中浮选剂分别为中性油、氧化钙、1，3‑二叔丁基硫脲；硫化钠、巯基乙酸钠和煤油；丁黄药；丁铵黑药；浸出剂为氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、嗜酸异养菌中的一种或多种。通过本发明的方法和系统，可从含铜＜0.2％，钼＜0.01％，钴＜0.01％的铜矿山废矿石中提炼得到铜精矿、钼精矿、钴精矿、铁精矿，实现铜回收率≥90%，铜精矿品位≥25%。

Description

一种铜矿废石综合利用方法及系统

技术领域

本发明涉及矿物废石利用的领域，特别涉及铜矿废石利用的领域。

背景技术

在采矿领域中，对于采矿后留下的废石，由于其中所含的可用金属含量低、质量相对较差、提取成本较高，一般会直接废弃，而不再开发，但随着可供开采的矿石储量的降低、开采难度的加大，充分提高已开采矿石的利用率是必然的趋势，同时采矿技术在不断发展进步，使得在废弃矿石中进一步提取有用金属不仅在技术上是可行的，而且在经济上也是有利的。

现有技术中已经公开了一些从废石中回收各种金属的方法，例如中国专利文献CN101195107中公开了一种铜钼共生尾矿再选工艺，其通过分级、磨矿、搅拌、浮选工序，使尾矿中铜、钼得到了有效回收，尾矿再选后剩余尾砂中金属含量达到：Cu：0.032%，Mo：0.0012%，Au：0.001克/吨，Ag：1克/吨以下；产出的铜精矿品位达到18%，钼精矿品位达到55%，铜、钼回收率分别提高了8%和6%。

中国专利文献CN1317371中公开了一种铁矿石中极低品位铜综合回收工艺，其使用磨矿细筛磁选将铁精矿分开，再与混合浮选后在石灰法基础上添加活性炭和腐殖酸钠进行分离浮选使铜精矿与硫精矿分开。

日本专利文献JP7256231中公开了对金属矿山废石材料进行选择回收的方法，通过对铁、铜和铝废石进行预处理后送到粉碎机制成相互分离的块状，再通过一种泡沫材料将轻的材料分离，其后继续对沉重的材料进行分离成片状，最后通过磁选的分离装置得到大尺寸的铜或铝精矿。

申请人的另一专利申请CN10262669A中也公开了一种铜矿山废石综合利用系统和方法，通过对铜矿山废石进行碎矿、磨矿、多级分选等操作，可对含铜量仅0.18~0.25%的铜矿山废石进行处理，使铜回收率不小于87%，精矿品位达21%。

发明内容

本发明的目的之一在于提出一种相对于现有技术进一步提高了铜矿废石利用率、提高了铜回收率、及回收得到的各精矿品位的铜矿废石利用方法 ，本发明的另一目的在于提出一种可应用该方法的铜矿废石综合利用系统。

本发明的技术方案如下：

一种铜矿废石综合利用方法，该方法包括以下步骤：

（1）将铜矿废石进行粉碎，至所述废石粒度达到0~12mm，得到碎矿；

（2）将所述碎矿进行第一研磨与第一分级，至其溢流粒度为60%-200目，得到第一粗矿；

（3）将所述第一粗矿进行第一粗选，所述第一粗选为将所述第一粗矿分离为铜钼粗矿与第二粗矿的过程；

（4）将所述铜钼粗矿进行第一精选，所述第一精选为将所述铜钼粗矿分离为精铜矿与精钼矿的过程；

（5）将所述第二粗矿进行第二粗选，所述第二粗选为将所述第二粗矿分离为铜钴粗矿与第三粗矿的过程；

（6）将所铜钴粗矿进行第二精选，所述第二精选为将所述铜钴粗矿分离为精铜矿与精钴矿的过程；

（7）将所述第三粗矿进行磁选，所述磁选为将所述第三粗矿分离为铁精矿与次级尾矿的过程；

（8）将所述次级尾矿进行浸出，所述浸出为通过浸出剂将所述次级尾矿中的金属成分与杂质进行分离的过程；

其中步骤（3）所述的第一粗选采用浮选的方法，所用浮选剂为由中性油、氧化钙和1，3-二叔丁基硫脲所组成的混合物。

所述步骤（8）中所述浸出为生物浸出，所述浸出剂为选自氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、嗜酸异养菌中的一种或多种。

其中浮选剂的选择不仅是考虑到第一粗选的效果，同时也利于第一精选与第二粗选的效果。

加入浸出的过程，是进一步提高对废矿石中有效成分的提取，同时考虑到次级尾矿为碎块的形态，比表面积大，若使用合适的浸出剂，能显著增加浸出效果，将废矿石中部分含量极少、提取难度较大、但价值较高的金属提取出。

优选的是：所述步骤（4）中所述第一精选的过程依次包括第二研磨，第二分级，铜、钼分离，浓缩、干燥，其中所述铜、钼分离采用浮选的方法，所用浮选剂为由硫化钠、巯基乙酸钠和煤油所组成的混合物。

优选的是：所述步骤（5）中所述的第二粗选采用浮选的方法，所用浮选剂为丁黄药。

优选的是：所述步骤（6）中所述的第二精选的过程包括第三研磨，第三分级，铜、钴分离，浓缩、干燥，其中所述铜、钴分离采用浮选的方法，所用浮选剂为丁铵黑药。

本发明进一步提出了一种用于实现如权利要求1所述的方法的铜矿废石综合利用系统，其包括：按流程相连的碎矿单元（110），用于完成所述第一研磨与第一分级的第一磨矿单元（120），用于完成所述第一粗选的第一粗选单元（130），用于完成所述第一精选的第一精选单元（210），用于完成所述第二粗选的第二粗选单元（160），用于完成所述第二精选的第二精选单元（220），用于完成所述磁选的磁选单元（230），用于完成所述浸出的浸出单元（310）。

此处所说的按流程相连是指的按照前述铜矿废石综合利用方法，本系统中的各单元在完成该方法时在流程上存在上下级或先后顺序，在实际使用时这些单元间可以按照所述铜矿废石综合利用方法中提到的步骤的顺序进行直接的设备相连，也可以不直接将设备相连，而分别使用单独的设备，只要其满足流程上的先后顺序即可。

此处所说的单元是指的至少由一个部件或设备构成的组合，即其可以为单一设备，也可以为多个功能上相互促进的设备的集合。

上述铜矿废石综合利用系统的优选实施方式为：所述碎矿单元（110）至少包括两级碎矿部件，其可将投入其中的废石粉碎至0~12mm。

此处所说的两级碎矿部件是指的粉碎程度不同的两个碎矿部件，如一级碎矿部件与二级碎矿部件，其中一级碎矿部件将矿石进行初步的粉碎，矿石粉碎后的粒径仍然过大，二级碎矿部件则可以对矿石进行进一步的粉碎，使矿石达到理想的粒径。

其另一优选实施方式为：所述浸出单元（310）包括具有一定倾斜度的浸出池，位于浸出池上端高处的浸出剂入口，位于浸出池下端低处的浸出液出口。

进一步的优选实施方式为：所述浸出池倾斜度为5~30°。

其另一种进一步的优选实施方式为：所述浸出池的斜面长度为3~20m

本发明的有益效果如下：

（1）根据本发明可以将含铜＜0.2％，钼＜0.01％，钴＜0.01％的铜矿山废矿石作为提炼原材料进行提取，得到铜精矿、钼精矿、钴精矿、铁精矿；

（2）本发明中使用的各级浮选剂成分简单、但浮选效果好，对下级浮选同时具有促进作用；

（3）本发明的浸出单元充分利用了次级尾矿的形态，能进一步提高废弃矿石中铜、铁等元素的提取率；

（4）本发明可以实现对废矿石中的铜回收率≥90%，铜精矿品位≥25%。

附图说明

图1 为本发明的铜矿废石综合利用系统的示意图。

具体实施方式

如图1所示，废石综合利用系统包括按流程相连的按流程相连的碎矿单元110，第一磨矿单元120，第一粗选单元130，第一精选单元210，第二粗选单元160，第二精选单元220，磁选单元230，浸出单元310。

在本发明的一个优选方式中碎矿单元110由串行工作的粗碎设备112、中碎设备114及细碎设备116组成，其中粗碎设备112可优选颚式破碎机或/和旋回破碎机，其中颚式破碎机构造简单，重量轻，便于维修运输，同时其外型高度小，需要的高差小，工作可靠，调节排矿口方便，但其衬板易磨损，处理量比旋回破碎机低，破碎产品粒度不均匀，过大块多，旋回破碎机破碎能力较高，衬板磨损均匀，破碎产品中过大块少，但设备构造复杂，机身重，要求有坚固的基础，机体高，需要有很大的高差配置，本发明可优选颚式破碎机设备，如山特维克JM1312颚式破碎机，通过粗碎设备112的粗碎处理，废矿石被破碎后的最大粒度优选为240mm~300mm；中碎设备114对被粗碎设备112粗碎后的废矿石进行进一步破碎，中碎设备114可采用与粗碎设备相同或不同类型的破碎机，如圆锥破碎机H6800EC，可选地，可以将废矿石进一步破碎为最大粒度为55~60mm；细碎设备116对被中碎设备114破碎后的废矿石再次进行破碎，细碎设备116可采用与粗碎或中碎设备相同或不同类型的破碎机设备，如山特维克的H4800F圆锥破碎机，可选地，可以将废矿石进一步破碎为最大粒度为12mm，即从细碎设备116破碎后的废矿石的粒度在0~12mm之间。

在矿石被粉碎之后，需要由第一磨矿单元120将废矿石进一步磨成更细的颗粒，然而由于其中使用的磨矿设备可能较精密，对进入的矿石粒度要求较高，因此在由碎矿单元110碎矿后，可优选在本发明的铜矿废石综合利用系统中增添一个筛分单元118，筛分单元118可由单个筛分设备或多级筛分设备组成，所述筛分设备优选具有12~15mm筛孔的振动筛，如2DYK3060圆振动筛。

从筛分设备出来的矿石进入第一磨矿单元120进行第一研磨与第一分级，第一研磨优选采用水磨方式，在本发明的一个优选方式中第一磨矿单元120用于进行第一研磨的球磨机122和与球磨机122闭路连接的、用于进行第一分级的水力旋流器124组成，水力旋流器124可以循环地为球磨机122提供磨矿用水，本发明的一个优选实施方式中球磨机122可采用MQY3600X6000溢流型球磨机，水力旋流器124采用直径为Φ500的水力旋流器。

从水力旋流器124出来的第一粗矿溢流粒度为60％-200目，其再进入第一粗选单元130，在本发明的一个优选实施方式中第一粗扫单元130包括两级混选粗扫选设备：第一铜钼混选粗扫选设备132与第二铜钼混选粗扫选设备134，第一铜钼混选粗扫选设备132与第二铜钼混选扫选设备进一步优选为浮选机。

经过第一粗选单元后矿石被分离为铜钼粗矿与第二粗矿，其中铜钼粗矿进入第一精选单元210，在本发明的一个优选实施方式中第一精选的过程依次包括第二研磨，第二分级，铜、钼分离，浓缩、干燥，其中第二研磨优选采用水磨方式，用于进行第二研磨的设备优选球磨机142，用于进行第二分级的设备优选与球磨机142闭路连接的水力旋流器144，其分别可优选MQY1500X3000溢流型球磨机与直径为Φ300的水力旋流器，在完成第二分级后，铜钼粗矿进行分离精选，该过程优选由铜钼精选设备150与铜钼分离扫选设备152协同完成，其中铜钼精选设备150用于从铜钼粗矿中浮选出铜钼精矿，其后由铜钼分离扫选设备152对铜钼精矿进行进一步浮选从而分离出钼精矿和铜精矿，分离后的钼精矿与铜精矿再经脱水设备190进行浓缩、沉淀、干燥，优选的，对于铜精矿，脱水设备190包括铜矿浓缩设备191和铜矿过滤设备192，以对铜精矿进行两段脱水处理，使得最终水分含量≤12％；对于钼精矿，脱水设备190包括沉淀池193与钼矿干燥设备194，使精钼矿最终水分含量≤4％。

经第一粗选单元后得到的第二粗矿则进入第二粗选单元160，第二粗选单元160优选由两级选矿设备组成，如铜钴混选粗选设备162与铜钴混选精选设备164，这两个设备（162,164）均优选浮选机，其目的在于强化对铜钴混合矿的提取效果，经第二粗选单元160后第二粗矿被分离为铜钴粗矿与第三粗矿。

其中铜钴粗矿进入第二精选单元220，其先经第三研磨与第三分级，再被分离，最后浓缩、干燥等到精铜矿与精钴矿，用于第三研磨的设备优选球磨机167，——如MQY1500X3000溢流型球磨机，和与球磨机167闭路连接的用于进行第三分级的水力旋流器168，——如直径为Φ300的水力旋流器，经第三分级后得到的铜钴精矿由铜钴分离扫选设备170进一步浮选并分离出钴精矿和铜精矿，其中钴精矿再经钴矿浓缩设备195进行浓缩、钴矿过滤设备196进行过滤脱水，使得最终水分含量≤12％，其中钴矿浓缩设备195优选斜板浓密机，钴矿过滤设备196优选TT-20型陶瓷过滤机。

经第二粗选单元160后剩余的第三粗矿进入磁选单元230，磁选单元230将第三粗矿分离为铁精矿与次级尾矿，其中磁选单元230优选由磁选机180与铁矿过滤设备197组成，磁选机也可进一步由两级磁选机组成，如一级磁选机采用CTB1245永磁筒式磁选机，二级磁选机采用CTB1230永磁筒式磁选机，得到的铁精矿优选通过铁矿过滤设备197进行过滤脱水，使最终的精铁矿水分含量≤8％，铁矿过滤设备197优选TT-20陶瓷过滤机。

经磁选单元230分离得到的次级尾矿再进入浸出单元310，浸出单元310包括具有一定倾斜度的浸出池，特别优选倾斜度为5~30°，浸出池上端高处为浸出剂入口，下端低处为浸出液出口，其斜面长度优选为3~20m，次级尾矿运送至浸出池后铺展于斜面上，浸出剂从上端入口倒入，从斜面上缓慢浸润次级尾矿后流至下端出口处，收集即得到浸出液，浸出液中含有铜、铁等金属元素，经进一步反应可得到单质铜、铁。

在浮选剂方面，第一粗选使用中性油、氧化钙和1，3-二叔丁基硫脲作为浮选剂，第二粗选使用丁黄药，第一精选中铜、钼分离使用硫化钠、巯基乙酸钠和煤油，第二精选中铜、钴分离使用丁铵黑药，浸出中浸出剂使用氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、嗜酸异养菌中的一种或多种，各试剂的用量及质量比均可进行选择性调整。

该系统可将含铜＜0.2％，钼＜0.01％，钴＜0.01％的铜矿山废矿石作为提炼原材料进行提取，铜回收率≥90%，精矿品位≥25%。

Claims (9)

1.一种铜矿废石综合利用方法，其特征在于：所述方法包括以下步骤：

（1）将铜矿废石进行粉碎，至所述废石粒度达到0~12mm，得到碎矿；

（2）将所述碎矿进行第一研磨与第一分级，至其溢流粒度为60%-200目，得到第一粗矿；

（3）将所述第一粗矿进行第一粗选，所述第一粗选为将所述第一粗矿分离为铜钼粗矿与第二粗矿的过程；

（4）将所述铜钼粗矿进行第一精选，所述第一精选为将所述铜钼粗矿分离为精铜矿与精钼矿的过程；

（5）将所述第二粗矿进行第二粗选，所述第二粗选为将所述第二粗矿分离为铜钴粗矿与第三粗矿的过程；

（6）将所铜钴粗矿进行第二精选，所述第二精选为将所述铜钴粗矿分离为精铜矿与精钴矿的过程；

（7）将所述第三粗矿进行磁选，所述磁选为将所述第三粗矿分离为精铁矿与次级尾矿的过程；

（8）将所述次级尾矿进行浸出，所述浸出为通过浸出剂将所述次级尾矿中的金属成分与杂质进行分离的过程；

其中步骤（3）所述的第一粗选采用浮选的方法，所用浮选剂为由中性油、氧化钙和1，3-二叔丁基硫脲所组成的混合物；

所述步骤（8）中所述浸出为生物浸出，所述浸出剂为选自氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、嗜酸异养菌中的一种或多种。

2.根据权利要求1所述的一种铜矿废石综合利用方法，其特征在于：所述步骤（4）中所述第一精选的过程依次包括第二研磨，第二分级，铜、钼分离，浓缩、干燥，其中所述铜、钼分离采用浮选的方法，所用浮选剂为由硫化钠、巯基乙酸钠和煤油所组成的混合物。

3.根据权利要求1所述的一种铜矿废石综合利用方法，其特征在于：所述步骤（5）中所述的第二粗选采用浮选的方法，所用浮选剂为丁黄药。

4.根据权利要求1所述的一种铜矿废石综合利用方法，其特征在于：所述步骤（6）中所述的第二精选的过程包括第三研磨，第三分级，铜、钴分离，浓缩、干燥，其中所述铜、钴分离采用浮选的方法，所用浮选剂为丁铵黑药。

5.一种铜矿废石综合利用系统，其特征在于：所述系统用于实现如权利要求1所述的方法，其包括：按流程相连的碎矿单元（110），用于完成所述第一研磨与第一分级的第一磨矿单元（120），用于完成所述第一粗选的第一粗选单元（130），用于完成所述第一精选的第一精选单元（210），用于完成所述第二粗选的第二粗选单元（160），用于完成所述第二精选的第二精选单元（220），用于完成所述磁选的磁选单元（230），用于完成所述浸出的浸出单元（310）。

6.根据权利要求6所述的铜矿废石综合利用系统，其特征在于：所述碎矿单元（110）至少包括两级碎矿部件，其可将投入其中的废石粉碎至0~12mm。

7.根据权利要求6所述的铜矿废石综合利用系统，其特征在于：所述浸出单元（310）包括具有一定倾斜度的浸出池，位于浸出池上端高处的浸出剂入口，位于浸出池下端低处的浸出液出口。

8.根据权利要求7所述的铜矿废石综合利用系统，其特征在于：所述浸出池倾斜度为5~30°。

9.根据权利要求7所述的铜矿废石综合利用系统，其特征在于：所述浸出池的斜面长度为3~20m。