CN109261345A - 一种铜硫矿分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种铜硫矿分离方法，属于矿物加工技术领域。具体为：先将铜硫矿进行粗磨至细度为‑0.074mm占50%~70%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿；混合浮选尾矿浓缩后进行细磨至细度为‑0.074mm占70%~95%，添加组合浸出剂在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液；浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸铵除去溶液中的钙、镁等难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，渣则进入尾矿丢弃。该浸出方法简单，可以实现复杂铜硫矿的有效分离，并且操作简单，容易实现，生产成本低；另外，本发明所述的组合浸出剂无毒、高效、绿色环保。
Description
技术领域
本发明涉及一种铜硫矿分离方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
世界铜资源总储量的1/4 左右是氧化铜矿和混合铜矿，每年铜金属总产量的1/3左右由氧化铜矿中提取。在我国，绝大多数铜矿床上部均覆盖有氧化带，同时还有相当数量独立的大中型氧化铜矿床。中国铜资源较贫乏，已探明的铜资源普遍具有品位低、氧化程度高、矿石性质复杂等特点，在目前的经济、技术条件下，大量低品位氧化铜矿石资源的开发利用受到制约。因此，强化低品位难选氧化铜矿石选冶技术研究，提高资源的利用率和回收率，有利于提高我国铜资源的自给率。
氧化铜矿石采用常规浮选工艺往往难以获得理想的选矿指标，常规浸出则具有显著的优势。根据氧化铜中主要脉石矿物的类型，可以分为以石英等硅酸盐酸性脉石为主的氧化铜矿以及白云石、方解石等碱性脉石为主的氧化铜矿，并根据脉石类型的不同，采用不同的浸出方法，通常，以酸性脉石为主的氧化铜矿一般采用酸浸，而以碱性脉石为主的氧化铜矿会采用碱浸，以减少碱性脉石矿物对药剂的消耗。对于浸出工艺来说，浸出剂的选择是关键，它可以选择性地溶解矿物原料中的目的组分，使其以离子形式转入溶液，为有效分离有用组分与杂质组分或脉石组分创造条件。常规的碱性浸出通常采用氨浸，一般需要在高温、高压的密闭环境中进行，然而高温、高压的环境对设备要求比较高，工艺条件难以控制。
发明内容
本发明针对现有复杂铜硫矿工艺存在的不足，提供了一种复杂铜硫矿分离方法，对于同时存在硫化铜和氧化铜的铜硫矿具有较好的分离效果。
为了实现上述目的，本发明通过以下技术方案实现：
一种铜硫矿分离方法，具体包括以下步骤：
（1）先将铜硫矿进行粗磨（一段磨矿）至细度为-0.074mm占50%~70%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿。
（2）混合浮选尾矿浓缩后进行细磨（二段磨矿）至细度为-0.074mm占70%~95%，添加组合浸出剂在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液。
（3）浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸钠除去溶液中的钙、镁等难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，渣则进入尾矿丢弃。
优选的，本发明步骤（2）中所述组合浸出剂中各原料及其质量百分比为：氢氧化钠10~80wt%、亚氨基二乙酸10~80wt%、氨基甲酸铵10~80wt%。
优选的，本发明所述组合浸出剂在矿浆中的质量百分比浓度为2wt%~15wt%。
优选的，本发明所述步骤（3）中硫酸钠加入量为500~3000g/t。
本发明具有以下优点和积极效果：
（1）该组合浸出剂所用的三种药剂为：氢氧化钠、亚氨基二乙酸、氨基甲酸铵，都为常规药剂，容易获得，价格便宜。
（2）采用发明处理铜硫矿时，可以实现铜硫的有效分离，铜金属量损失少。
（3）本发明中氧化铜的浸出只需在常规条件下就可以进行，不需要在高温、高压环境，工艺简单，易于实现。
附图说明
图1为本发明的铜硫分离工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图及具体实施例对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。
实施例1
本实施例的处理对象为：西藏某复杂铜硫矿原矿Cu品位0.95%，S品位16.13%。具体的分离方法（选矿工艺如图1所示）如下：
（1）先将铜硫矿进行粗磨（一段磨矿）至细度为-0.074mm占50%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿；浮选方法中丁基黄药用量为200g/t，松醇油75g/t。
（2）混合浮选尾矿浓缩后进行细磨（二段磨矿）至细度为-0.074mm占70%，添加组合浸出剂（氢氧化钠10wt%、亚氨基二乙酸10wt%、氨基甲酸铵80wt%），组合浸出剂在矿浆中的质量浓度为2wt%，并在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液。
（3）浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸钠（加入量为500g/t）除去溶液中的钙、镁等难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，渣则进入尾矿丢弃。
最终获得铜精矿中Cu品位16.95%，Cu总回收率为97.83%，硫精矿中S品位46.95%，S总回收率93.13%，铜硫实现了很好的分离。
实施例2
本实施例的处理对象为：西藏某复杂铜硫矿原矿Cu品位0.81%，S品位12.50%。具体的分离方法（选矿工艺如图1所示）如下：
（1）先将铜硫矿进行粗磨（一段磨矿）至细度为-0.074mm占60%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿；浮选方法中丁基黄药用量为100g/t，松醇油75g/t。
（2）混合浮选尾矿浓缩后进行细磨（二段磨矿）至细度为-0.074mm占80%，添加组合浸出剂（氢氧化钠10wt%、亚氨基二乙酸80wt%、氨基甲酸铵10wt%），组合浸出剂在矿浆中的质量浓度为8wt%，并在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液。
（3）浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸钠（加入量为1500g/t）除去溶液中的钙、镁等难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，渣则进入尾矿丢弃。
最终获得铜精矿中Cu品位12.46%，Cu总回收率为95.40%，硫精矿中S品位51.03%，S总回收率96.18%，铜硫实现了很好的分离。
实施例3
实施例的处理对象为：西藏某复杂铜硫矿原矿Cu品位1.31%，S品位22.10%。具体的分离方法（选矿工艺如图1所示）如下：
（1）先将铜硫矿进行粗磨（一段磨矿）至细度为-0.074mm占70%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿；浮选方法中丁基黄药用量为300g/t，松醇油75g/t。
（2）混合浮选尾矿浓缩后进行细磨（二段磨矿）至细度为-0.074mm占95%，添加组合浸出剂（氢氧化钠80wt%、亚氨基二乙酸10wt%、氨基甲酸铵10wt%），组合浸出剂在矿浆中的质量浓度为15wt%，并在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液。
（3）浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸钠（加入量为3000g/t）除去溶液中的钙、镁等难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，渣则进入尾矿丢弃。
最终获得铜精矿中Cu品位15.37%，Cu总回收率为92.14%，硫精矿中S品位53.16%，S总回收率97.52%，铜硫实现了很好的分离。
实施例4
实施例的处理对象为：西藏某复杂铜硫矿原矿Cu品位6.82%，S品位28.16%。具体的分离方法（选矿工艺如图1所示）如下：
（1）先将铜硫矿进行粗磨（一段磨矿）至细度为-0.074mm占65%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿；浮选方法中丁基黄药用量为150g/t，松醇油75g/t。
（2）混合浮选尾矿浓缩后进行细磨（二段磨矿）至细度为-0.074mm占70%，添加组合浸出剂（氢氧化钠30wt%、亚氨基二乙酸40wt%、氨基甲酸铵30wt%），组合浸出剂在矿浆中的质量浓度为5wt%，并在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液。
（3）浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸钠（加入量为2000g/t）除去溶液中的钙、镁等难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，渣则进入尾矿丢弃。
最终铜精矿中Cu品位18.61%，Cu总回收率为95.15%，硫精矿中S品位49.12%，S总回收率96.06%，铜硫实现了很好的分离。
Claims (4)
1.一种铜硫矿分离方法，其特征在于，具体包括以下步骤：
（1）先将铜硫矿进行粗磨至细度为-0.074mm占50%~70%，采用浮选方法将易选的硫化矿浮选出来得到混合铜硫精矿和混合浮选尾矿，混合铜硫精矿采用浮选分离后分别得到铜精矿和硫精矿；
（2）混合浮选尾矿浓缩后进行细磨至细度为-0.074mm占70%~95%，添加组合浸出剂在微波辐射的环境中浸出，进行固液分离得到浸出渣和浸出液；
（3）浸出渣采用浮选方法分离出崁布粒度较细的铜硫混合中矿，尾矿则直接丢弃，铜硫混合中矿返回前阶段的硫化矿混合浮选作业，浸出液则加入硫酸钠除去溶液中的难溶性离子，固液分离后的溶液作为铜贵液，浸出渣则进入尾矿丢弃。
2.根据权利要求1所述铜硫矿分离方法，其特征在于：步骤（2）中所述组合浸出剂中各原料及其质量百分比为：氢氧化钠10~80wt%、亚氨基二乙酸10~80wt%、氨基甲酸铵10~80wt%。
3.根据权利要求1所述铜硫矿分离方法，其特征在于：所述组合浸出剂在矿浆中的质量百分比浓度为2wt%~15wt%。
4.根据权利要求1所述铜硫矿分离方法，其特征在于：步骤（3）中硫酸钠加入量为500~3000g/t。
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