CN106868300A - 一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，目的是针对尾矿中通过重选、浮选等常规方法难以再回收，直接酸浸又无经济效益的低品位氧化铜矿资源，利用采矿过程中排出的酸性废水进行尾矿库酸浸，尾矿沉淀，含铜回水硫化钠沉淀，固液分离获得硫化铜精矿使其得以再回收利用。本发明巧妙地将低品位含铜尾矿与采矿酸性废水相结合，使酸性废水中的有害组分硫酸与尾矿中的氧化铜发生化学反应，生成硫酸铜，通过尾矿自然沉淀实现固液分离，含铜回水硫化沉淀回收铜资源，工艺过程成本低，投资小，提高铜资源的综合回收率的同时，实现了采矿酸性废水的资源化利用。
Description
技术领域
本发明涉及一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，属于选矿冶金技术领域。
背景技术
氧化铜矿物主要有孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、黑铜矿、假象孔雀石、结合铜等，主要与硅酸盐、碳酸盐、氧化铁等脉石矿物共伴生。对于独立的孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、黑铜矿等氧化铜矿，可以通过硫化黄药浮选法回收，对于结合率高，与硅酸盐矿物致密共生的氧化铜矿，可以采用硫酸浸出、固液分离、萃取电积的方式回收利用，而对于结合率低，与碳酸盐矿物致密共生的氧化铜矿，可以采用氨浸、固液分离、萃取电积的方法回收。但对于结合率高、嵌布粒度细、单体解离困难，通过浮选回收易选硫化铜和氧化铜矿后残留于尾矿中的低品位氧化铜矿，至今还没有高效回收利用的方法，致使这部分氧化铜矿资源没有得到进一步的回收利用，严重影响了混合铜矿的综合回收率。
常规的硫化—黄药浮选法难以回收这种氧化铜矿物，原因在于部分氧化铜矿以结合铜的形式存在，游离氧化铜嵌布粒度细微，不能单体解离，硫化剂和捕收剂黄药类难以与氧化铜矿物表面接触，不能浮选回收这部分氧化铜矿物。常规的氨浸—萃取—电积技术不能有效回收这部分氧化铜矿，原因在于氨不能浸出结合铜。常规的酸浸技术用于处理这种氧化铜矿，由于尾矿含铜品位低，搅拌浸出、添加硫酸、固液分离的过程相对成本高，没有经济效益。
硫化矿开采过程中，由于地下水与硫化矿物的作用，其中的氧使硫化物发生氧化，生成的硫酸及盐进入水体，形成酸性水。为了保障采矿的顺利进行，需要将大量的酸性水排除矿井，对于地下水丰富的硫化矿床，酸性水排出量很大，由于矿坑酸性水对环境有不利影响，需要处理后才能排放，所以金属硫化矿采矿过程中的酸性废水处理是一个重要的矿山环境问题。如能将酸性废水的处理与选矿工艺结合起来，利用酸性废水中的有价成分，将显著降低处理成本，对提高矿山经济效益和保护环境都是有意义的。
申请号为201010178875.2 的一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜的选冶方法，是针对结合率高、钙镁碳酸盐脉石矿物含量高的氧硫混合铜矿,先通过浮选回收其中的硫化铜矿物和游离氧化铜矿物,浮选尾矿用脂肪酸反浮选其中的钙镁碳酸盐矿物,得到含钙镁碳酸盐矿物低,含结合铜的中矿,再添加硫酸搅拌浸出结合铜,固液分离后的含铜溶液通过冶金方法获得铜产品。该方法也不能用于处理这种尾矿中的低品位氧化铜矿，其原因在于，该尾矿含钙镁碳酸盐低，反浮选去除钙镁碳酸盐后，尾矿品位提高不明显，而反浮选还要增加成本，后来的搅拌酸浸也因品位低而不能获得经济效益。
申请号为201210201306.4 的一种结合铜浸染体的高分子桥联浮选方法，是针对常规浮选不能回收的结合铜浸染体，采用高分子桥联剂、铜离子桥联离子、黄药桥联捕收剂，通过高分子桥联剂离子在结合铜浸染体表面发生多原子吸附，铜离子在表面上吸附的桥联剂上再吸附，捕收剂黄药阴离子在桥联铜离子上吸附，造成结合铜浸染体表面疏水而实现有效浮选。该方法也不能有效用于该尾矿中低品位氧化铜矿的回收利用，原因在于该尾矿的氧化铜大部分没有单体解离，高分子侨联剂分子也不能与结合氧化铜作用，难以通过侨联浮选的方式回收该氧化铜矿物。
申请号为201210201300.7的一种基于铜矿物硫化浮选体系的铵-胺耦合活化浮选方法，针对常规硫化浮选体系硫化效率不高、氧化铜矿物表面硫化膜吸附稳定性差和硫化钠会对硫化铜矿产生抑制作用，采用“硫化剂-铵-胺盐”耦合硫化体系，利用铵-胺盐易与矿物表面的铜离子形成多种结构的配合物，硫化剂与配合物作用形成“新型硫化铜”并较牢固地吸附于铜矿物表面，引起铜矿物表面微结构变化而增强疏水性，进而大大提高铜矿物的可浮性。但对于本发明的低品位含铜尾矿，其中氧化铜矿物未单体解离，部分为结合铜，铵-胺耦合强化也难以获得好的效果。
矿泥的分散和控制有利于浮选的进行和提高浮选效果。朱从杰研究了矿泥对氧化锌矿物浮选行为的影响，矿泥通过吸附浮选药剂，在菱锌矿表面的罩盖以及微量溶解影响菱锌矿的上浮，而且以小于5微米矿泥的影响为最大。同时得出添加少量六偏磷酸钠和水玻璃以及使用超声波处理可降低矿泥的影响。[朱从杰，矿泥对氧化锌矿物浮选行为的影响，矿产综合利用，2005(2):7～11]。丰奇成等人对新疆泥质难选氧化铜矿进行了浮选试验，研究得出：通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22有效地抑制了矿泥在浮选过程中的上浮，解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题，使整个浮选工艺顺畅进行，最终获得了铜品位18.18%，铜回收率为75.04％的良好指标[丰奇成等，矿产综合利用，2011(6):21～24，49]。
但对于本发明所涉及的低品位含铜尾矿，前面已经经过了选矿回收，其中的铜矿物和结合铜可选性很差，这些方法一方面难以提高回收率，两一方面用于这种低品位含铜尾矿也难以获得经济效益。
张鑫等概述了矿山酸性废水的形成及危害,重点介绍了几种常见的处理矿山酸性废水的处理技术，如中和法、硫化物沉淀法、吸附法、离子交换法和人工湿地法，同时介绍了它们的原理、特点和存在的问题，在此基础上，对矿山酸性废水处理技术的研究进行了展望【张鑫等，中国矿业，2012，21(4):45-48】，无论怎样，这些方法都需要增加处理成本，对于金属矿山而言都是一个不小的经济负担，而至今也没有提出将酸性废水用于浸出尾矿中氧化铜矿，利用其中有害组分硫酸的设想。
发明内容
本发明的目的是针对尾矿中通过选矿方法难以再回收，提供一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，直接酸浸又无经济效益的低品位氧化铜矿资源，利用采矿过程中排出的酸性废水进行尾矿库酸浸，尾矿沉淀，含铜回水硫化钠沉淀，固液分离获得硫化铜精矿使其得以再回收利用，同时达到低成本治理矿山酸性废水的目的。
本发明通过以下技术方案来实现：一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法包括以下步骤：
（1）采用含铜0.2%～0.3%，氧化率70%～90%，结合率40%～50%，游离氧化铜嵌布粒度小于0.03mm，固体质量百分浓度20%～30%，主要脉石矿物为石英和硅酸盐的尾矿矿浆，与从采矿作业排出的pH值3～4.5的酸性废水混合，控制采矿酸性废水加入量使尾矿矿浆质量百分浓度为10%～15%，按每吨干基尾矿添加93%的浓硫酸10kg～15kg，形成混合尾矿矿浆排入尾矿库库存；
（2）尾矿库中的尾矿自然沉淀，形成固体质量浓度小于0.2g/L，pH值5.5～6，含铜0.15g/L～0.3g/L的澄清水返回选矿厂的回水池中，添加硫化钠沉淀铜离子，控制硫化钠的用量使水中的铜离子含量小于0.001 g/L；
（3）在步骤（2）的尾矿回水池中添加凝聚剂水解聚丙烯酰胺或明矾，使回水凝聚剂含量为0.5 mg/L，沉淀硫化铜和其他固体颗粒，回水池清水用于选矿作业，剩余部分达标排放，当回水池底部沉积物厚度达到影响清水质量时，排干回水池的水，取出底部固体沉积物作为硫化铜矿精矿。
本发明具有以下优点和积极效果：
（1）利用采矿过程中的酸性废水浸出尾矿中的氧化铜矿，节省了硫酸用量，降低了硫酸成本；
（2）利用尾矿库进行长时间库浸，节省了搅拌浸出的投资和运行成本；
（3）利用尾矿库自然沉降，固液分离，节省了固液分离的投资和运行费用；
（4）采用硫化钠沉淀低浓度的硫酸铜溶液，沉淀效率高，成本低。利用尾矿库回收池沉淀回收回水中的铜，节省了投资，自然沉淀也节省了固液分离成本；
（5）需要处理才能利用或排放的采矿酸性废水得到利用，节省了废水处理成本，保护了环境。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限定本发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件者，按照本领域内的文献所描述的技术或条件或者按照产品说明书进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过购买获得的常规产品。
实施例一：
尾矿是含铜0.3%，氧化率70%，结合率40%，游离氧化铜嵌布粒度小于0.03mm，固体质量百分浓度30%，主要脉石矿物为石英和硅酸盐，钙镁碳酸盐脉石含量小于5%的尾矿。
（1）该尾矿矿浆与从采矿作业排出的pH值3～3.5的酸性废水混合，通过采矿酸性废水的加入量控制尾矿矿浆固体质量百分浓度15%，按每吨干基尾矿添加93%的浓硫酸15kg，形成混合尾矿矿浆，将混合尾矿矿浆排入尾矿库库存；
（2）尾矿库中的尾矿自然沉淀，形成固体质量浓度小于0.2g/L，pH值5.5～6，含铜0.3g/L的澄清水返回选矿厂的回水池中，添加硫化钠沉淀铜离子，控制硫化钠的用量使水中的铜离子含量小于0.001 g/L；
（3）在步骤（2）的尾矿回水池中添加凝聚剂水解聚丙烯酰胺，使回水凝聚剂含量为0.5mg/L，沉淀硫化铜和其他固体颗粒，回水池清水全部用于选矿作业，当回水池底部沉积物厚度达到影响清水质量时，排干回水池的水，取出底部固体沉积物作为硫化铜矿精矿。
铜精矿含铜品位26%，尾矿中铜的回收率54%。
实施例二：
尾矿是含铜0.24%，氧化率80%，结合率45%，游离氧化铜嵌布粒度小于0.03mm，固体质量百分浓度24%，主要脉石矿物为石英和硅酸盐，钙镁碳酸盐脉石含量小于5%的尾矿。
（1）该尾矿矿浆与从采矿作业排出的pH值4～4.5的酸性废水混合，通过采矿酸性废水的加入量控制尾矿矿浆固体质量百分浓度12%，按每吨干基尾矿添加93%的浓硫酸12kg，形成混合尾矿矿浆，将混合尾矿矿浆排入尾矿库库存；
（2）尾矿库中的尾矿自然沉淀，形成固体质量浓度小于0.2g/L，pH值5.5～6，含铜0.22g/L的澄清水返回选矿厂的回水池中，添加硫化钠沉淀铜离子，控制硫化钠的用量使水中的铜离子含量小于0.001 g/L；
（3）在步骤（2）的尾矿回水池中添加凝聚剂水解聚丙烯酰胺，使回水凝聚剂含量为0.5mg/L，沉淀硫化铜和其他固体颗粒，回水池清水全部用于选矿作业，当回水池底部沉积物厚度达到影响清水质量时，排干回水池的水，取出底部固体沉积物作为硫化铜矿精矿。
铜精矿含铜品位23%，尾矿中铜的回收率55%。
实施例三：
尾矿是含铜0.2%，氧化率90%，结合率50%，游离氧化铜嵌布粒度小于0.03mm，固体质量百分浓度20%，主要脉石矿物为石英和硅酸盐，钙镁碳酸盐脉石含量小于5%的尾矿。
（1）该尾矿矿浆与从采矿作业排出的pH值4～4.5的酸性废水混合，通过采矿酸性废水的加入量控制尾矿矿浆固体质量百分浓度10%，按每吨干基尾矿添加93%的浓硫酸10kg，形成混合尾矿矿浆，将混合尾矿矿浆排入尾矿库库存；
（2）尾矿库中的尾矿自然沉淀，形成固体质量浓度小于0.2g/L，pH值5.5～6，含铜0.15g/L的澄清水返回选矿厂的回水池中，添加硫化钠沉淀铜离子，控制硫化钠的用量使水中的铜离子含量小于0.001 g/L；
（3）在步骤（2）的尾矿回水池中添加凝聚剂明矾，使回水凝聚剂含量为0.5 mg/L，沉淀硫化铜和其他固体颗粒，回水池清水70%用于选矿作业，30%清水达标外排，当回水池底部沉积物厚度达到影响清水质量时，排干回水池的水，取出底部固体沉积物作为硫化铜矿精矿。
铜精矿含铜品位20%，尾矿中铜的回收率50%。
以上显示和描述了本发明的基本原理、主要特征和本发明的优点。本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。
Claims (3)
1.一种尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，其特征在于包括以下步骤：
（1）采用含铜0.2%～0.3%，氧化率70%～90%，结合率40%～50%，游离氧化铜嵌布粒度小于0.03mm，固体质量百分浓度20%～30%，主要脉石矿物为石英和硅酸盐的尾矿矿浆，与从采矿作业排出的pH值3～4.5的酸性废水混合，控制采矿酸性废水加入量使尾矿矿浆质量百分浓度为10%～15%，按每吨干基尾矿添加93%的浓硫酸10kg～15kg，形成混合尾矿矿浆排入尾矿库库存；
（2）尾矿库中的尾矿自然沉淀，形成固体质量浓度小于0.2g/L，pH值5.5～6，含铜0.15g/L～0.3g/L的澄清水返回选矿厂的回水池中，添加硫化钠沉淀铜离子，控制硫化钠的用量使水中的铜离子含量小于0.001 g/L；
（3）在步骤（2）的尾矿回水池中添加凝聚剂，使回水凝聚剂含量为0.5 mg/L，沉淀硫化铜和其他固体颗粒，回水池清水用于选矿作业，剩余部分达标排放，当回水池底部沉积物厚度达到影响清水质量时，排干回水池的水，取出底部固体沉积物作为硫化铜矿精矿。
2.根据权利要求1所述的尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，其特征在于，尾矿中钙镁碳酸盐脉石含量小于5%。
3.根据权利要求1所述的尾矿中低品位氧化铜矿再回收利用的方法，其特征在于，所述的凝聚剂为水解聚丙烯酰胺或明矾。
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