CN106868303B - 一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺 - Google Patents

一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺。目的是针对胶状铜硫矿在实际生产过程出现的易氧化、易泥化、中矿顺序返回泡沫不稳定、回收指标差等问题，提供一种浮选‑生物浸出联合处理工艺，该工艺可以极大地减少中矿矿泥量、降低残余药剂浓度、避免水溶金属离子对浮选主流程的影响，回收中矿里浮选回收不了的微细粒次生铜矿，大幅度提高铜精矿的品位和铜的综合回收率，降低尾矿金属品位，提高资源的综合利用率。

Description

一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺
技术领域
本发明属于选矿和冶金技术领域，具体涉及一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺。
背景技术
我国铜矿床主要有斑岩铜矿、火山岩型铜矿、层状铜矿、矽卡岩铜矿等。一般说来，硫化铜矿石都具有较好的可浮性。但由于在同一矿石中常含有几种铜矿物，这些铜矿物在含铜量、过粉碎现象、浮选过程中与氧、捕收剂、调整剂的相互作用以及最佳pH值的要求等方面都存在一定差异，导致矿石中铜矿物种类不一样，其可浮性也不一样。即使是同一种铜矿物，在不同的介质环境条件下其可浮性也存在差异。此外，磨矿过程中矿石单体解离状况也对铜矿物的可浮性产生影响。
胶状铜硫矿是近年来发现的一种复杂铜硫矿，矿石中主要金属矿物为胶状黄铁矿、胶状黄铜矿、次生铜矿物，且次生铜矿物一般占总铜的20％以上。该类矿石硬度很小，极易粉碎泥化。与一般的黄铁矿、黄铜矿相比，胶状黄铁矿中普遍含有铜且易氧化，而胶状黄铜矿含铜量较低，含铁量偏高，因此，胶状黄铁矿和胶状黄铜矿可浮性差异小，这既影响铜精矿品位，也影响铜的回收率；而弥散在黄铁矿和赤铁矿裂隙以及脉石中的微细粒次生铜矿物和胶状黄铜矿，即使已经单体解离，由于粒度微细(平均为5～10微米)、大量矿泥的存在和残余药剂等原因而难以回收；另外胶状矿石结构构造特殊，会造成矿石极易氧化，产生大量的铜、铁和硫酸根等离子，使矿浆偏酸性(值)。由于铁离子一般对铜矿物有一定的抑制作用，而铜离子对黄铁矿有活化作用，因此，这就更加加大了这类铜硫矿石分离的难度。
回收该类的胶状铜硫矿中的铜时，很多研究学者在选铜和抑硫药剂方面取得了一定的成绩，加强了对铜矿物的捕收和对硫的抑制，提高了铜硫分离的效果。但在生产实际过程中，由于其流程结构采取中矿顺序返回的传统处理方式，即使采用新的药剂，其选矿指标改善有限。原因是大量过粉碎的次生铜矿物、胶状黄铜矿、矿泥、连生体不断在中矿反复循环，造成中矿量大，泡沫槽不稳定，尾矿中铜损失率高。
因此有必要开发一种新的工艺，降低尾矿中铜的损失，提高铜精矿的品位和金属回收率，从而提高资源利用率。
发明内容
本发明的目的是针对胶状铜硫矿在实际生产过程出现的易氧化、易泥化、中矿顺序返回泡沫不稳定、回收指标差等问题，提供一种选冶联合处理工艺，该工艺可以极大地减少中矿矿泥量、降低残余药剂浓度、避免水溶金属离子对主流程的影响，大幅度提高铜精矿的品位和铜的综合回收率，降低尾矿金属品位，提高资源综合利用率。
为达到上述发明的目的，本发明采用以下技术方案：一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺，它是利用浮选-生物浸出联合流程处理胶状铜硫矿，该工艺包括如下步骤：
1)将原矿磨至-0.074mm占60-80％，先利浮选得到铜精矿，其中浮选由原矿粗选、原矿扫选、原矿第一次精选和原矿第二次精选作业组成；
2)原矿第一次精选尾矿和原矿扫选获得的铜精矿合并后进行中矿分级，中矿分级沉砂进行再磨，中矿分级溢流进行一粗一扫一精作业，其中一粗一扫一精作业由一次中矿粗选、一次中矿扫选和一次中矿精选组成；
3)中矿精选泡沫返回原矿第二次精选作业，中矿精选尾矿返回原矿第一次精选作业，中矿扫选泡沫返回中矿分级作业，中矿扫选尾矿进行脱泥；
4)脱泥的矿泥作为尾矿，脱泥的矿砂生物浸出后进行萃取和电积，最后得到阴极铜。
优选地，所述中矿分级沉砂的再磨，其磨矿细度为-0.048mm占70～85％，磨矿浓度为50％～65％wt。
优选地，所述脱泥是指脱除粒度小于2微米的超细泥，采用脱泥设备为超细分级系统，系统进浆压力为0.3～0.5MPa，进浆浓度为5～30％。
优选地，所述生物浸出的浸出矿浆浓度为5～35％wt。
优选地，所述生物浸出的浸矿菌为常温氧化亚铁硫杆菌，菌种名称为：Thiobacillus ferrooxidans ST-A，保藏单位为中国国家典型培养物保藏中心，地址：武汉大学，保藏日：2015年5月24日，保藏登记号：CCTCC NO：M2015333。
优选地，所述生物浸出的浸矿菌的接种量为10-30v/v％，反应条件为，pH1.5-2.2，温度为25-35℃，反应时间15-25d。
优选地，浮选前将浮选矿浆浓度调至15-30wt％；调节pH值为7-9；捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和黄原酸钠，两者配比为重量比4:1～1:1，捕收剂用量为0-40g/t；起泡剂为松醇油；起泡剂用量为0-20g/t；浮选时间为4-10min。
本发明的有益效果在于：
本发明提供一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺，该工艺一是能大幅度减少中矿反复循环产生的大量矿泥，降低矿泥对有用矿物的罩盖，提高药剂的选择性，优化浮选环境，提高铜精矿品位；二是能够将中矿中的大量浮选回收不了的过粉碎次生铜矿物，通过生物浸出进行回收，提高铜的回收率，从而提高资源的综合利用率。
附图说明
图1为本发明提供的一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺流程图。
图2为传统中矿顺序返回浮选工艺流程图。
具体实施方式
以下结合实施实例对本发明作进一步说明。
本发明所用生物浸出的浸矿菌为常温氧化亚铁硫杆菌，菌种名称为：Thiobacillus ferrooxidans ST-A，保藏单位为中国国家典型培养物保藏中心，地址：武汉大学，保藏日：2015年5月24日，保藏登记号：CCTCC NO：M2015333。
该嗜酸硫杆菌分离自江西德兴铜矿含铜酸性废水。
该菌的培养方法为：将菌接种至培养基，35℃摇床100rpm培养至菌浓度为108个/mL；
培养基配方为：(NH4)2SO4 3.0g，KCl 0.1g，KH2PO4 0.5g，MgSO4·7H2O 0.5g，Ca(NO3)2 0.01g，FeSO4·7H2O 44.22g，0.5mol/L的H2SO4 10.0ml，990mL蒸馏水，调pH至1.8。
实施例1
一、原矿性质
安徽铜陵某硫化矿石中含铜为1.65％，含硫为28.6％，含铁31.24％，金属矿物主要有黄铜矿、胶状黄铜矿、铜蓝、黄铁矿、胶状黄铁矿，还有少量辉铜矿等；脉石主要有石英、方解石等。矿石中金属矿物占70.26％，脉石占29.74％。其中，次生铜矿物占总铜的32.5％，黄铜矿中胶状黄铜矿占40％，黄铁矿中胶状黄铁矿占35％。
二、利用本发明的工艺处理
工艺流程见图1，具体工序如下：
(1)将原矿磨至-0.074mm占65％。
(2)磨矿后进行一粗一扫两精作业，得到铜精矿。其中，粗选、扫选矿浆浓度均为30％wt，调节pH值为8，捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和黄原酸钠，两者配比为重量比2:1，捕收剂用量为分别为20g/t和15g/t，起泡剂为松醇油，起泡剂用量均为10g/t，浮选时间分别为6min和5min；两次精选均为不加药空白精选，精选矿浆浓度均为20％wt。
(3)扫选泡沫和第一次精选尾矿合并后，采用螺旋溜槽进行分级，中矿分级沉砂进行再磨，再磨细度为-0.048mm占75％，再磨浓度为55％wt，中矿分级溢流进行一粗一扫一精作业，中矿粗选、中矿扫选矿浆浓度均为25％wt，调节pH值为8，捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和黄原酸钠，两者配比为重量比2:1，捕收剂用量均为为5g/t，起泡剂为松醇油，起泡剂用量均为5g/t，浮选时间分别为5min和4min；中矿精选为不加药空白精选，精选矿浆浓度均为10％wt。
(4)中矿精选的泡沫和尾矿分别返回主流程第二次精选和第一次精选作业，中矿扫选泡沫返回至中矿分级，中矿扫选尾矿采用超细提纯分级系统进行脱泥，进浆浓度为15％wt，进浆压力为0.3Mpa，脱泥的泥砂进行生物搅拌浸出后，再进行萃取和电积，得到阴极铜。生物搅拌浸出矿浆浓度为20％wt，菌种为常温氧化亚铁硫杆菌ST-A(保藏号CCTCCNO：M2015333)，接种量为20v/v％，pH为1.6，温度为26℃，反应时间18d。
(5)主流程扫选尾矿和脱泥的矿泥作为最终的尾矿。
三、采用传统中矿顺序返回浮选流程处理
工艺流程见图2，具体工序如下：将原矿磨至-0.074mm占80％，磨矿后直接进入浮选机进行浮选，采用一次粗选，两次扫选，三次精选的浮选流程，将石灰做为粗选调整剂，pH调整为8，采用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠(配比为重量比2：1)作为捕收剂，粗选时间为6分钟，两次扫选时间各5分钟，粗选、扫选捕收剂用量均为30g/t，起泡剂为松醇油，粗选、扫选起泡剂用量均为15g/t。三次精选均采用空白精选。
四、比较本发明工艺和传统工艺的实施结果
表1不同工艺实施结果对比
从表1可知，本发明工艺与传统的中矿顺序返回浮选工艺相比，铜精矿的品位由21.26％提高至32.1％，铜的综合回收率大幅度提高，由52.57％提高至80.88％，尾矿铜的品位由0.82％降低至0.34％，另外，本发明工艺中的中矿经过再磨，与传统工艺相比，铜的解离度也提高了5.37％。
实施例2
一、原矿性质
内蒙赤峰某胶状铜硫矿石，矿石含铜0.88％，含硫18.36％。主要金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂，其次为黄铜矿、辉铜矿和蓝辉铜矿；脉石矿物为石英、方解石、绿泥石。矿石结构主要有溶蚀交代状、胶体共沉淀状。矿石中金属矿物占41.32％，脉石占58.68％。其中，次生铜矿物占总铜的36.8％，黄铜矿中胶状黄铜矿占31.9％，黄铁矿中胶状黄铁矿占32.6％。
二、利用本发明工艺处理
工艺流程见图1，具体工序如下：
(1)将原矿磨至-0.074mm占73％。
(2)磨矿后进行一粗一扫两精作业，得到铜精矿。其中，粗选、扫选矿浆浓度均为28％wt，调节pH值为8.5，捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和黄原酸钠，两者配比为重量比3:1，捕收剂用量为分别为25g/t和20g/t，起泡剂为松醇油，起泡剂用量均为15g/t，浮选时间分别为5min和4min；两次精选均为不加药空白精选，精选矿浆浓度均为15％wt。
(3)扫选泡沫和第一次精选尾矿合并后，采用螺旋分级机进行分级，中矿分级沉砂进行再磨，再磨细度为-0.048mm占80％，中矿分级溢流进行一粗一扫一精作业，中矿粗选、扫选矿浆浓度均为22.5％wt，调节pH值为8.5，捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和黄原酸钠，两者配比为重量比3:1，捕收剂用量均为8g/t，起泡剂为松醇油，起泡剂用量均为5g/t，浮选时间分别为6min和5min；中矿精选为不加药空白精选，精选矿浆浓度均为12％wt。
(4)中矿精选的泡沫和尾矿分别返回主流程第二次精选和第一次精选作业，中矿扫选泡沫返回至中矿分级，中矿扫选尾矿采用超细提纯分级系统进行脱泥，进浆浓度为18％wt，进浆压力为0.4Mpa，脱泥的泥砂进行生物搅拌浸出后，再进行萃取和电积，得到阴极铜。生物搅拌浸出矿浆浓度为16％wt，菌种为常温氧化亚铁硫杆菌ST-A(保藏号CCTCCNO：M2015333)，接种量为23v/v％，pH为2，温度为30℃，反应时间16d。
(5)主流程扫选尾矿和脱泥的溢流作为最终的尾矿。
三、采用传统中矿顺序返回浮选流程处理
工艺流程见图2，具体工序如下：将原矿磨至-0.074mm占85％，磨矿后直接进入浮选机进行浮选，采用一次粗选，两次扫选，三次精选的浮选流程，中矿顺序返回，将石灰做为粗选调整剂，pH调整为8.5，采用O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠(配比为重量比3：1)作为捕收剂，粗选时间为7分钟，两次扫选时间各为5分钟，粗选捕收剂用量均为30g/t，扫选捕收剂用量均为25g/t，起泡剂为松醇油，粗选起泡剂用量均为15g/t，扫选起泡剂用量均为10g/t。三次精选均为不加药空白精选。
四、比较本发明工艺和传统工艺的实施结果
表2不同工艺实施结果对比
从表2可知，本发明工艺与传统中矿顺序返回浮选流程工艺相比，铜的综合回收率由59.91％提高至74.94％，铜精矿的品位由17.28％提高至29.28％，尾矿铜的品位由0.37％降低至0.21％，另外，本发明工艺中的中矿选择性再磨，与传统工艺相比，铜的解离度提高7.98％。
从上述实施例1和实施例2所获得的技术指标对比来看，本发明工艺能够大幅度提高胶状铜硫矿的铜的回收率和铜精矿品位，降低主流程中矿的矿泥，提高资源的综合利用率。因此，与传统中矿顺序返回浮选工艺比较，本发明工艺具有较大优越性。

Claims (4)

1.一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺，其特征在于，它是利用浮选-生物浸出联合流程处理胶状铜硫矿，包括如下步骤：
1)将原矿磨至-0.074mm占60-80％，先利用浮选得到铜精矿，其中浮选由原矿粗选、原矿扫选、原矿第一次精选和原矿第二次精选作业组成；
2)原矿第一次精选尾矿和原矿扫选获得的铜精矿合并后进行中矿分级，中矿分级沉砂进行再磨，中矿分级溢流进行一粗一扫一精作业，其中一粗一扫一精作业由一次中矿粗选、一次中矿扫选和一次中矿精选组成；
3)中矿精选泡沫返回原矿第二次精选作业，中矿精选尾矿返回原矿第一次精选作业，中矿扫选泡沫返回中矿分级作业，中矿扫选尾矿进行脱泥；
4)脱泥的矿泥作为尾矿，脱泥的矿砂生物浸出后进行萃取和电积，最后得到阴极铜；
其中，浮选前将浮选矿浆浓度调至15-30wt％；调节pH值为7-9；捕收剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和黄原酸钠，两者配比为重量比4:1～1:1，捕收剂用量为0-40g/t；起泡剂为松醇油；起泡剂用量为0-20g/t；浮选时间为4-10min；
所述复杂铜硫矿为胶状铜硫矿；脱泥采用超细提纯分级系统进行脱泥；
所述生物浸出的浸矿菌为常温氧化亚铁硫杆菌，菌种名称为：Thiobacillusferrooxidans ST-A，保藏单位为中国国家典型培养物保藏中心，地址：武汉大学，保藏日：2015年5月24日，保藏登记号：CCTCC NO：M2015333；
所述生物浸出的浸矿菌的接种量为10-30v/v％，反应条件为，pH1.5-2.2，温度为25-35℃，反应时间15-25d。
2.根据权利要求1所述的一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述中矿分级沉砂的再磨，其磨矿细度为-0.048mm占70～85％，磨矿浓度为50％～65％wt。
3.根据权利要求1所述的一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述脱泥是指脱除粒度小于2微米的超细泥，采用脱泥设备为超细分级系统，系统进浆压力为0.3～0.5MPa，进浆浓度为5～30％。
4.根据权利要求1所述的一种复杂铜硫矿回收铜的选冶联合处理工艺，其特征在于，所述生物浸出的浸出矿浆浓度为5～35％wt。
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