CN110523543A

CN110523543A - 一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺

Info

Publication number: CN110523543A
Application number: CN201910881742.2A
Authority: CN
Inventors: 冯泽平; 崔丽娜; 罗虹霖; 何醒民; 尹泽辉
Original assignee: Zhong Lv International Project Limited-Liability Co; CINF Engineering Corp Ltd
Current assignee: Zhong Lv International Project Limited-Liability Co; CINF Engineering Corp Ltd
Priority date: 2019-09-18
Filing date: 2019-09-18
Publication date: 2019-12-03
Anticipated expiration: 2039-09-18
Also published as: CN110523543B

Abstract

本发明公开了一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，本发明工艺采用预先絮凝，通过絮凝剂选择性絮凝浸出渣中的细粒级脉石矿物，形成脉石矿物絮团，脉石絮团下沉不上浮，容易与有用矿物颗粒进行分离；之后采用浮选脱泥作业脱除80％的细泥，避免细泥对铜硫浮选作业造成不利影响。浮选时采用捕收剂A是丁黄药和异戊基黄药的混合药剂，其中丁黄药占60～50wt％，异戊基黄药占40～50wt％，该混合药剂可以有效避免捕收剂在酸性条件下水解失去捕收性能。本发明工艺流程短，药剂消耗少，不需要添加过多调整剂即可实现氧压浸出渣中铜硫有价金属的浮选回收。

Description

一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺

技术领域

本发明属于有色金属综合回收技术领域，具体涉及一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺。

背景技术

铜是重要的金属原料和战略资源，目前铜冶炼的主流工艺是火法炼铜，但火法炼铜工艺副产硫酸，如以硫化铜为原料的10万吨精铜火法冶炼厂为例，每年约副产40万吨硫酸，硫酸不能过多储存，销售半径在200km以内，且硫酸销售价格低廉，因此在硫酸销路不畅的国家和地区不适宜采用火法炼铜技术。而硫化铜的氧压酸浸技术采用湿法酸浸电积炼铜，不产生二氧化硫，不副产硫酸，可以解决硫酸滞销地区铜冶炼的难题。但硫化铜氧压酸浸技术产生的浸出渣中含有大量铜、硫等有价元素，铜含量在1.5～2％，硫含量在15～20％，如不对其进行回收利用，将造成巨大的浪费同时污染环境。因此，开发一种回收硫化铜氧压浸出渣中铜硫有价元素的工艺具有重大意义。

现有技术中硫化铜氧压浸出渣具有以下技术问题：(1)浸出渣粒度非常细，95％以上物料粒度小于34μm，达到矿泥级别，矿泥容易在有用矿物表面形成罩盖及互凝聚集，同时矿泥比表面积大、表面能高易导致药剂消耗量增大，矿浆变黏和矿泥机械夹带，降低回收率及精矿质量；(2)浸出渣呈强酸性，pH值在2.1～2.5之间，同时其中有大量Cu²⁺、Fe²⁺、Ca²⁺、Mg²⁺、SO₄ ^2-等难免离子，多数浮选捕收剂在强酸性条件下会分解为低碳链有机物，多数调整剂在强酸条件下优先与酸反应失去调整作用，难免离子会干扰消耗浮选捕收剂的作用效果；(3)铜硫可浮性相近，难于浮选分离。

发明内容

针对现有技术中硫化铜氧压浸出渣回收的技术难点，本发明的目的在于提供一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，该工艺可解决氧压浸出渣粒度细、酸度高、铜硫分离难的问题，产出铜精矿和硫精矿，其流程短、药剂消耗量少，能有效从硫化铜氧压浸出渣中回收铜、硫有价金属。

本发明提供的这种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，包括以下步骤：

(1)预先絮凝：将氧压浸出渣进行加水制浆，得到浓度为18～25％的矿浆，然后加入絮凝剂搅拌，让絮凝剂选择性絮凝浸出渣中的细粒级脉石矿物，得到絮凝搅拌后的浸出渣矿浆；

(2)浮选脱泥：对步骤(1)所得絮凝搅拌后的浸出渣矿浆进行浮选脱泥作业，采用捕收剂A作为铜硫高效捕收剂，得到脱泥尾矿和脱泥后的矿浆；

(3)铜硫混浮：对步骤(2)所得脱泥后的矿浆进行铜硫混浮作业，采用捕收剂A作为铜硫高效捕收剂，得到铜硫混合精矿和尾矿；

(4)铜硫分离：步骤(3)所得铜硫混合精矿进入铜硫分离作业，得到铜精矿和硫精矿；

所述捕收剂A为丁黄药和异戊基黄药的混合药剂，其中，丁黄药占60～50wt％，异戊基黄药占40～50wt％；该混合药剂可以有效避免捕收剂在酸性条件下水解失去捕收性能。

优选的，步骤(1)中，所述的矿浆浓度在20～25％之间。

优选的，步骤(1)中，所述的絮凝剂为羧甲基纤维素或聚丙烯酰胺，加入5～10g/t的絮凝剂搅拌10～20min。

优选的，步骤(2)中，所述的浮选脱泥的药剂制度为：添加100～400g/t的捕收剂A，50～100g/t的2#油作为起泡剂，浮选脱泥时间5～8min；脱泥作业可以产生80％左右的脱泥尾矿，该脱泥尾矿主要成分为黄钾铁矾矿物，剩下约20％脱泥后的矿浆进入铜硫混浮作业。

优选的，步骤(3)中，所述的铜硫混浮作业包括一次粗选作业、一次精选作业、一次扫选作业，所有作业2#油添加量均为50～100g/t，捕收剂A添加量均为200～400g/t；铜硫选别作业产出的铜硫混合精矿进入铜硫分离作业，产出的尾矿与脱泥尾矿合并作为总尾矿输送至尾矿库堆存。

优选的，步骤(4)中，所述的铜硫分离作业采用一粗一精两扫的流程。该流程产出硫精矿和铜精矿两个产品。

进一步，步骤(4)中，粗选时加入活性炭作为脱药剂，添加量300～600g/t，加入巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂，添加量100～200g/t，加入50～100g/t的2#油作为起泡剂，粗选时间3～8min。

进一步，步骤(4)中，精选时只加入50～100g/t的巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂。

进一步，步骤(4)中，扫选时只添加50～100g/t的2#油作为起泡剂。

本发明中所述的“g/t”是指药剂相对于氧压浸出渣的添加量，如2#油的用量是100g/t，是指处理一吨氧压浸出渣需要加入2#油100g。

本发明工艺采用预先絮凝，通过絮凝剂选择性絮凝浸出渣中的细粒级脉石矿物，形成脉石矿物絮团，脉石絮团下沉不上浮，容易与有用矿物颗粒进行分离；之后采用浮选脱泥作业脱除80％的细泥，避免细泥对铜硫浮选作业造成不利影响。

铜硫混浮作业采用一粗一精一扫的短流程，并只在粗选段添加捕收剂，产出铜硫混合精矿。铜硫混合精矿进行铜硫分离时采用活性炭作为脱药剂脱除铜矿物表面吸附的捕收剂，采用巯基乙酸钠抑制铜矿物上浮，实现了铜硫分离，产出了合格的铜精矿和硫精矿，尾矿含铜较低。

浮选时采用捕收剂A是丁黄药和异戊基黄药的混合药剂，丁黄药占60～50wt％，异戊基黄药占40～50wt％，该混合药剂可以有效避免捕收剂在酸性条件下水解失去捕收性能。

本发明工艺流程短，药剂消耗少，不需要添加过多调整剂即可实现氧压浸出渣中铜硫有价金属的浮选回收。

附图说明

图1为本发明实施例1的工艺流程图。

具体实施方式

下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本发明一部分实施例，而不是全部实施例，基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

本实施例如无特殊说明，使用的试剂均为普通市售产品或者通过常规手段制备获得，采用的设备均为本领域内的常规设备，以下是发明人在试验中的部分实施例：

实施例1

采用某硫化铜氧压浸出渣进行浮选回收，结果如下所示：

(1)某硫化铜氧压浸出渣化学组成：

(2)将上述浸出渣作为原料进行浮选回收铜硫，具体为：

2.1)预先絮凝：制浆得到浓度为25％的矿浆，采用聚丙烯酰胺作为絮凝剂，加入聚丙烯酰胺10g/t搅拌10min，让絮凝剂选择性絮凝浸出渣中的细粒级脉石矿物，得到絮凝搅拌后的浸出渣矿浆；

2.2)浮选脱泥：脱泥作业浮选时间6min，捕收剂A添加量为400g/t，2#油添加量为100g/t，得到脱泥尾矿和脱泥后的矿浆；

2.3)铜硫混浮作业：粗选、精选、扫选作业均加入50g/t的2#油，均加入200g/t的捕收剂A，得到铜硫混合精矿和尾矿；

2.4)铜硫分离作业：铜硫混合精矿进入铜硫分离作业后，采用一粗一精两扫的流程，粗选时加入活性炭作为脱药剂，添加量400g/t，加入巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂，添加量100g/t，50g/t的2#油作为起泡剂，粗选时间3min；精选只加入50g/t的巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂；扫选只添加50g/t的2#油作为起泡剂，最终产出硫精矿和铜精矿两个产品；

捕收剂A为丁黄药和异戊基黄药的混合药剂，丁黄药和异戊基黄药分别占60wt％、40wt％；

(3)最终获得精矿、尾矿产品化学组成如表所示：

实施例2

采用某硫化铜氧压浸出渣进行浮选回收，结果如下所示：

(1)某硫化铜氧压浸出渣化学组成：

(2)将上述浸出渣作为原料进行浮选回收铜硫，具体为：

2.1)预先絮凝：制浆得到浓度为20％的矿浆，采用羧甲基纤维素作为絮凝剂，加入羧甲基纤维素8g/t搅拌15min，让絮凝剂选择性絮凝浸出渣中的细粒级脉石矿物，得到絮凝搅拌后的浸出渣矿浆；

2.2)浮选脱泥：脱泥作业浮选时间4min，捕收剂A添加量为200g/t，2#油添加量为100g/t，得到脱泥尾矿和脱泥后的矿浆；

2.3)铜硫混浮作业：粗选、精选、扫选作业均加入50g/t的2#油，均加入400g/t的捕收剂A，得到铜硫混合精矿和尾矿；

2.4)铜硫分离作业：铜硫混合精矿进入铜硫分离作业后，采用一粗一精两扫的流程，粗选时加入活性炭作为脱药剂，添加量300g/t，加入巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂，添加量200g/t，50g/t的2#油作为起泡剂，粗选时间4min；精选只加入100g/t的巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂；扫选只添加50g/t的2#油作为起泡剂，最终产出硫精矿和铜精矿两个产品；

捕收剂A为丁黄药和异戊基黄药的混合药剂，丁黄药和异戊基黄药分别占55wt％、45wt％；

(3)最终获得精矿、尾矿产品化学组成如表所示：

本发明流程产生的铜精矿中铜含量在18～22％之间，硫含量在15～25％之间，硫精矿中含硫75～85％之间，含铜0.1～0.15％，尾矿中铜含量在0.1～0.2％之间，硫含量在15％左右。

尽管已经示出和描述了本发明的实施例，对于本领域的普通技术人员而言，可以理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由所附权利要求及其等同物限定。

Claims

1.一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，包括以下步骤：

2.根据权利要求1所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(1)中，所述的矿浆浓度为20～25％。

3.根据权利要求1所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(1)中，所述的絮凝剂为羧甲基纤维素或聚丙烯酰胺，加入5～10g/t的絮凝剂搅拌10～20min。

4.根据权利要求1所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(2)中，所述的浮选脱泥的药剂制度为：添加100～400g/t的捕收剂A，50～100g/t的2#油作为起泡剂，浮选脱泥时间5～8min。

5.根据权利要求1所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(3)中，所述的铜硫混浮作业包括一次粗选作业、一次精选作业、一次扫选作业，所有作业2#油添加量均为50～100g/t，捕收剂A添加量均为200～400g/t；铜硫选别作业产出的铜硫混合精矿进入铜硫分离作业，产出的尾矿与脱泥尾矿合并作为总尾矿输送至尾矿库堆存。

6.根据权利要求1所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(4)中，所述的铜硫分离作业采用一粗一精两扫的流程。

7.根据权利要求6所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(4)中，粗选时加入活性炭作为脱药剂，添加量300～600g/t，加入巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂，添加量100～200g/t，加入50～100g/t的2#油作为起泡剂，粗选时间3～8min。

8.根据权利要求6所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(4)中，精选时只加入50～100g/t的巯基乙酸钠作为铜矿物的抑制剂。

9.根据权利要求6所述从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺，其特征在于，步骤(4)中，扫选时只添加50～100g/t的2#油作为起泡剂。