CN107790291A - 从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺，是在选铜尾矿中添加硐坑酸性废水、捕收剂及醇类起泡剂，强化目的矿物、铜及伴生金银的回收，通过加入硫酸铵再磨，清洗和解离目的矿物，经“两次精选、中矿循序返回”获得硫精矿，硫精矿通过硫酸调浆后浮选获得超纯硫精矿(硫酸渣可直接作炼铁原料)和含金铜普通硫精矿(硫酸渣可综合回收金铜)，它具有精选效果好、有利于后续作业的回收，硫精矿品位高、纯度佳，可提高硫精矿资源附加值等优点，适于以含硫铜尾矿为原料获得超纯硫精矿和综合回收伴生金元素的铜选厂应用。

Description

从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺

技术领域

本发明涉及一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺，适于以含硫铜尾矿为原料获得超纯硫精矿和综合回收伴生金元素的铜选厂应用。

背景技术

铜矿尾矿具有数量大、粒度细、类型繁多、成分复杂等特点，一般具备黄铁矿、伴生金银、铜矿物等高附加值应用的潜在特性，但由于技术、经济效益和环保要求等原因，许多铜选厂在回收铜矿物后往往不进行硫的回收而直接作为尾矿丢弃或初步富集后集中堆存，一方面影响了矿产资源的开发和利用，另一方面也给环境造成的严重污染和危害。

含铜金的普通硫精矿(含硫一般为30％～35％)主要用于制造硫酸，经硫酸化焙烧，烟气用于制硫酸，制酸产生的烧渣含铁量只有40％～50％，制酸烧渣不能作为炼铁原料，且烧渣中还含一定量的金、银及铜等有价元素，造成矿产资源浪费及二次环境污染，产品附加值低。若将硫精矿分离富集成二种产品，一种产品为硫含量大于50％，含铁不低于45％的超纯硫精矿，其制酸后的烧渣产品铁含量达到63％以上，满足炼钢原料对铁精矿的质量要求，可以实现硫、铁资源的共同利用；另一种产品为铜质量分数5％～8％的富含铜金的普通硫精矿，经过硫酸化焙烧，烟气回收用于制硫酸，烧渣经酸浸出铜，酸浸渣最后氰化浸出金。

为解决上述问题，有人通过浮选工艺获得高品位硫精矿，大部分采用阶段磨矿、添加硫酸或添加硫酸铜等无机盐进行活化选硫，这样在达到浮选目的的同时一是消耗了新的资源带入了新的废弃物，二是阶段磨矿所消耗的能耗已经超过了物质的本身价值，三是往往未考虑到残留金铜的综合回收。如中国专利CN201110283729.0公开了一种“从铜尾矿中获得高品位硫精矿的方法”，该专利采用木质素磺酸盐配合水玻璃高效抑制分散脉石，无活化硫浮选，硫精矿木质素磺酸盐高效分散再磨，低碱度无捕收剂浮选脱铜等关键技术的组合方法，特别适于地开石、石英等硅铝酸盐为主要脉石成分的低硫次生铜矿的浮选尾矿选硫。又如中国专利CN200710035482.4公开了一种“复杂硫化矿的高效清洁选矿方法”，该专利使用的无机盐活化硫浮选工艺。再如中国专利申请号200710018628.4公开了一种“锌尾矿选硫方法”，该专利采用无机盐活化碱性选硫方法，得到的是普通硫精矿。

为此研发一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺就显得尤为迫切。

发明内容

本发明的任务是为了克服现有工艺的不足，提供一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺。提供一种分选效果好、适应性强、清洁无毒，能稳定地获得制酸烧渣可直接用作炼铁原料的超纯硫精矿，同时能最大程度附带回收伴生贵金属金及铜的选矿方法，提高选铜尾矿的资源综合利用率。

本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：

从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺，依次按如下步骤和条件进行：

A.粗选,按每吨原矿干重计，向铜尾矿中先添加硐坑酸性废水,调节pH至6-7，再加入乙硫氮用量15～20g/t，MIBC用量10～20g/t,进行一次粗选，得粗选Ⅰ精矿和粗选Ⅰ尾矿；

B.粗选Ⅱ,向粗选Ⅰ尾矿添加乙硫氮用量5～10g/t，MIBC用量5～10g/t，进行二次粗选，得粗选Ⅱ精矿和粗选Ⅱ尾矿；

C.磨矿：将粗选Ⅰ精矿和粗选Ⅱ精矿合并入球磨机，同时添加硫酸铵用量200～300g/t，进行磨矿，磨矿至细度为-0.074mm占85.0～90.0％；

D.精选Ⅰ,将磨细的精矿添加羧甲基纤维素用量50～100g/t，水玻璃用量50～100g/t，MIBC用量3～5g/t，进行一次精选，得精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿；

E.精选Ⅱ,对精选Ⅰ精矿不添加任何药剂进行二次精选，得精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿；

F.铜硫分离,向精选Ⅱ精矿添加硫酸用量100～150g/t，对应pH为7-6，加入乙基黄药用量10～15g/t，MIBC用量3～5g/t，进行铜硫分离，得超纯硫精矿和含金铜普通硫精矿。

说明书中涉及的百分比均为质量百分比。

本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：

1.因为在粗精矿再磨再选配合使用捕收剂乙硫氮，使得选硫工艺适应性强，指标稳定，能稳定获得含硫49％左右的硫精矿；使用醇类起泡剂MIBC，泡沫性脆清爽，夹带率低，易于分解，且利于判断浮选终点，能大幅度提高铜金在硫精矿中的含量，提高资源综合利用率，且回水回用对选铜作业影响小；使用羧甲基纤维素搭配水玻璃，能对细磨后的硫精矿中硅质细泥及钙镁等杂质矿物进行高效抑制，所以能提高精选效果，以获得高品位硫精矿。

2.同时由于硐坑酸性废水为含硫矿石经雨水浸泡作用下的产物，富含SO₄ ^2-、Cu²⁺、Fe³⁺等离子，pH 3～5，性质较复杂，处理成本较高，危害性大，一直是困扰矿山企业的难题，使用硐坑酸性废水调浆，一是能有效改善黄铁矿的浮选环境，同时Cu²⁺对目的矿物具有较好的活化性能，提高黄铁矿表面活性，提高黄铁矿的回收率；二是充分利用了硐坑酸性废水这一资源，变废为宝，此外在磨矿过程中使用适量的硫酸铵进行活化，矿物表面被氧化黄铁矿在再磨及硫酸铵的清洗下能及时解离并暴露出新鲜的表面，所以有利于后续作业的回收，保证了硫精矿的纯度。

3.此外由于金是以包裹或连生体的形式存在于铜矿物或黄铁矿中，通过中性或弱酸性环境下高效回收硫精矿的同时，保证了金与铜矿物的有效回收，通过对硫精矿弱酸性环境下铜硫分离，即可大大降低了药剂用量，又可通过“抑铜浮硫”来获得超纯硫精矿和含金铜普通硫精矿，所以还可提高硫精矿资源附加值。

附图说明

图1是根据本发明提出的一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺流程图。

附图中各标示分别表示：

1.铜尾矿 2.铜粗选Ⅰ 3.铜粗选Ⅱ 4.铜粗选Ⅰ精矿 5.铜粗选Ⅱ精矿 6.铜粗选Ⅱ尾矿 7.扫选 8.扫选精矿 9.最终尾矿 10.磨矿 11.精选Ⅰ 12.精选Ⅱ 13.铜硫分离 14.精选Ⅰ尾矿 15.精选Ⅱ尾矿 16.含金铜普通精矿 17.精选Ⅱ硫精矿 18.超纯硫精矿 a.硐坑酸性废水 b.乙硫氮 c.MIBC(甲基异丁基甲醇) d.硫酸铵 e.羧甲基纤维素 f.水玻璃g.硫酸 h.乙基黄药

以下结合附图对说明作进一步详细地描述。

具体实施方式

如图1所示，本发明的一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺，依次按如下步骤和条件进行：

A.粗选Ⅰ2,按每吨原矿干重计，向铜尾矿1中先添加硐坑酸性废水a,调节pH至6-7，再加入乙硫氮b用量15～20g/t，MIBC c用量10～20g/t,进行一次粗选，得粗选Ⅰ精矿4和粗选Ⅰ尾矿；

B.粗选Ⅱ3,向粗选Ⅰ尾矿添加乙硫氮b用量5～10g/t，MIBC c用量5～10g/t，进行二次粗选，得粗选Ⅱ精矿5和粗选Ⅱ尾矿6；

C.磨矿10：将粗选Ⅰ精矿4和粗选Ⅱ精矿5合并入球磨机，同时添加硫酸铵d用量200～300g/t，进行磨矿，磨矿至细度为-0.074mm占85.0～90.0％；

D.精选Ⅰ11,将磨细的精矿添加羧甲基纤维素e用量50～100g/t，水玻璃f用量50～100g/t，MIBC c用量3～5g/t，进行一次精选，得精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿14；

E.精选Ⅱ12,对精选Ⅰ精矿不添加任何药剂进行二次精选，得精选Ⅱ精矿17和精选Ⅱ尾矿15；

F.铜硫分离13,向精选Ⅱ精矿17添加硫酸g用量100～150g/t，对应pH为7-6，加入乙基黄药h用量10～15g/t，MIBC c用量3～5g/t，进行铜硫分离，得超纯硫精矿18和含金铜普通硫精矿16。

本发明的工艺可以进一步是：

所述步骤B粗选Ⅱ3选出的粗选Ⅱ尾矿6，添加乙硫氮b用量5～10g/t，MIBC c用量5～10g/t，进行扫选7，得扫选精矿8和最终尾矿9。

所述精选Ⅰ尾矿14和扫选精矿8返回至步骤B粗选Ⅱ再选。

所述精选Ⅱ尾矿15返回至步骤D精选Ⅰ11再选。

下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。实施所用的选铜尾矿其化学组成(wt％)如下：含铜0.10％，含硫3.64％，含金0.11g/t，含银5.2g/t。选铜尾矿经经“两次粗选、一次扫选、粗精矿再磨、两次精选、中矿循序返回”的工艺流程获得硫精矿，硫精矿在弱酸性条件下进行铜硫分离获得超纯硫精矿和含金铜普通硫精矿。

实施例1：

按每吨原矿干重计，在铜尾矿1中依次添加硐坑酸性废水a调节pH至6，捕收剂乙硫氮b用量15g/t，起泡剂MIBC c用量10g/t；进行粗选Ⅰ2，获得粗选Ⅰ精矿4和粗选Ⅰ尾矿；粗选Ⅰ尾矿添加捕收剂乙硫氮b用量5g/t，起泡剂MIBC c用量5g/t，进行粗选Ⅱ3，获得粗选Ⅱ精矿5和粗选Ⅱ尾矿6；粗选Ⅰ精矿4和粗选Ⅱ精矿5合并，同时添加调整剂硫酸铵d用量200g/t，进入球磨机进行再磨，磨矿细度为-0.074mm占85.0％；再磨后的矿添加分散抑制剂羧甲基纤维素e用量50g/t+水玻璃f用量50g/t，起泡剂MIBC c用量3g/t，进行精选Ⅰ11，获得精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿14，精选Ⅰ尾矿14可返回至粗选Ⅱ3作业；精选Ⅰ精矿不添加任何药剂进行精选Ⅱ12，获得精选Ⅱ精矿17和精选Ⅱ尾矿15，精选Ⅱ尾矿15可返回至精选Ⅰ11作业。精选Ⅱ精矿17添加pH调整剂硫酸g用量100g/t，对应pH为7，捕收剂乙基黄药h用量10g/t，起泡剂MIBC c用量3g/t，进入铜硫分离13，获得超纯硫精矿18和含金铜普通硫精矿16；粗选Ⅱ尾矿6添加捕收剂乙硫氮b用量5g/t，起泡剂MIBC c用量5g/t，进行扫选，获得扫选精矿8和最终尾矿9，扫选精矿可返回至粗选Ⅱ3作业。

实施例2：

按每吨原矿干重计，在铜尾矿1中依次添加硐坑酸性废水a调节pH至7，捕收剂乙硫氮b用量20g/t，起泡剂MIBC c用量20g/t；进行粗选Ⅰ2，获得粗选Ⅰ精矿4和粗选Ⅰ尾矿；粗选Ⅰ尾矿添加捕收剂乙硫氮b用量10g/t，起泡剂MIBC c用量10g/t，进行粗选Ⅱ，获得粗选Ⅱ精矿5和粗选Ⅱ尾矿6；粗选Ⅰ精矿4和粗选Ⅱ精矿5合并，同时添加调整剂硫酸铵d用量300g/t，进入球磨机进行再磨，磨矿细度为-0.074mm占90.0％；再磨后的矿添加分散抑制剂羧甲基纤维素e用量100g/t+水玻璃f用量100g/t，起泡剂MIBC c用量5g/t，进行精选Ⅰ11，获得精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿11，精选Ⅰ尾矿14可返回至粗选Ⅱ3作业；精选Ⅰ精矿不添加任何药剂进行精选Ⅱ12，获得精选Ⅱ硫精矿17和精选Ⅱ尾矿15，精选Ⅱ尾矿15可返回至精选Ⅰ11作业。精选Ⅱ硫精矿17添加pH调整剂硫酸g用量150g/t，对应pH为6，捕收剂乙基黄药h用量15g/t，起泡剂MIBC c用量5g/t，进入铜硫分离13，获得超纯硫精矿18和含金铜普通硫精矿16；粗选Ⅱ尾矿6添加捕收剂乙硫氮b用量10g/t，起泡剂MIBC c用量10g/t，进行扫选7，获得扫选精矿8和最终尾矿9，扫选精矿8可返回至粗选Ⅱ3作业。

采用以上技术方案，实施例1获得的主要工艺指标为：超纯硫精矿S品位53.74％，硫回收率52.18％，含金铜普通硫精矿S品位44.14％，Cu品位2.64％，Au品位2.51g/t，硫回收率33.17％，铜回收率73.80％，金回收率62.63％；实施例2只有药剂用量及磨矿细度与实施例1不同，其它条件与实施过程二者完全相同，实施例2获得的主要工艺指标为：超纯硫精矿S品位54.68％，硫回收率49.84％，含金铜普通硫精矿S品位45.29％，Cu品位2.43％，Au品位2.46g/t，硫回收率32.57％，铜回收率65.69％，金回收率59.90％。以上两个实施例的实施情况表明，本发明工艺先进，能高效回收硫化铜矿石中铜及伴生贵金属元素。

表1各实施例试验结果

注*单位为g/t。

如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。

Claims (4)

1.一种从铜尾矿中综合回收金硫的浮选工艺，依次按如下步骤和条件进行：

A.粗选Ⅰ(2),按每吨原矿干重计，向铜尾矿(1)中先添加硐坑酸性废水(a),调节pH至6-7，再加入乙硫氮(b)用量15～20g/t，MIBC(c)用量10～20g/t,进行一次粗选，得粗选Ⅰ精矿(4)和粗选Ⅰ尾矿；

B.粗选Ⅱ(3),向粗选Ⅰ尾矿添加乙硫氮(b)用量5～10g/t，MIBC(c)用量5～10g/t，进行二次粗选，得粗选Ⅱ精矿(5)和粗选Ⅱ尾矿(6)；

C.磨矿(10)：将粗选Ⅰ精矿(4)和粗选Ⅱ精矿(5)合并入球磨机，同时添加硫酸铵(d)用量200～300g/t，进行磨矿，磨矿至细度为-0.074mm占85.0～90.0％；

D.精选Ⅰ(11),将磨细的精矿添加羧甲基纤维素(e)用量50～100g/t，水玻璃(f)用量50～100g/t，MIBC(c)用量3～5g/t，进行一次精选，得精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿(14)；

E.精选Ⅱ(12),对精选Ⅰ精矿不添加任何药剂进行二次精选，得精选Ⅱ精矿(17)和精选Ⅱ尾矿(15)；

F.铜硫分离(13),向精选Ⅱ精矿(17)添加硫酸(g)用量100～150g/t，对应pH为7-6，加入乙基黄药(h)用量10～15g/t，MIBC(c)用量3～5g/t，进行铜硫分离，得超纯硫精矿(18)和含金铜普通硫精矿(16)。

2.根据权利要求1所述的工艺，其特征是所述步骤B粗选Ⅱ3选出的粗选Ⅱ尾矿(6)，添加乙硫氮(b)用量5～10g/t，MIBC(c)用量5～10g/t，进行扫选(7)，得扫选精矿(8)和最终尾矿(9)。

3.根据权利要求1或2所述的工艺，其特征是所述精选Ⅰ尾矿(14)和扫选精矿(8)返回至步骤B粗选Ⅱ再选。

4.根据权利要求1所述的工艺，其特征是所述精选Ⅱ尾矿(15)返回至步骤D精选Ⅰ(11)再选。