CN111632744A - 一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,首先进行磨矿,磨矿时添加硫酸或盐酸进行清洗渣表面。磨矿后矿浆调到适宜浓度,添加调整剂、捕收剂、起泡剂进行浮选,经两次粗选三次精选获得铜精矿,一次扫选产出尾矿,中矿顺序返回上一作业。该方法工艺流程简单、适应性强,生产成本低,便于工业化推广和应用,实现了二次资源的回收。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,具体地说是一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法。
背景技术
在我国的铜矿资源中,氧化铜矿也占有重要的地位,除大多数硫化铜矿床上部有氧化带外,还有储量巨大的独立的氧化铜矿床。氧化铜矿仅采用浮选时,铜很难回收。对于高氧化率、高结合率的氧化铜矿,通常采用酸浸-置换法回收铜,取得较好的效果。氧化铜酸浸渣中通常含有一定量的硫化铜,酸浸过程这部分硫化铜不与酸发生反应进入渣中。氧化铜酸浸渣中残留了部分硫化铜和难浸氧化铜,为了充分利用二次资源,将回收酸浸渣中的铜。由于经过酸浸后的硫化铜矿表面生成一种钝化膜,采用常规浮选药剂较难回收。
发明内容
本发明的一个目的是提供一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法解决氧化铜酸浸渣中氧化铜的回收困难的问题,实现二次资源综合回收。
为实现上述目的,本发明所述一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特点是,包括如下步骤:
步骤1:磨矿,对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50~60%,磨矿细度小于0.074mm含量为80~90%,在球磨机中添加清洗剂,使得pH为2~4;
步骤2:浮选,将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25~45%,加入石灰4000~6000g/t、氢氧化钠1000~3000g/t;将pH调整到7~8,加入黄药,用量为80~120g/t,2#油,用量为20~30g/t,经过两次粗选三次精选获得合格铜精矿,一次扫选后产出尾矿,中矿顺序返回。
本发明一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法技术方案中,进一步优选的技术方案特征是:
1、所述步骤1中清洗剂为硫酸或盐酸,质量浓度为35~38%,pH为3;
2、所述步骤2中矿浆浓度为35%;
3、所述步骤2中添加石灰5000g/t、氢氧化钠2000g/t;
4、所述步骤2中pH调整到7.5;
5、所述步骤2中黄药用量为100g/t;2#油用量为25g/t。
与现有技术相比,本发明有益效果在于:(1)被酸浸后的硫化铜表面生成一种钝化膜,这种钝化膜降低了硫化铜的可浮性,阻碍了药剂与硫化铜作用,弱碱性条件下,使得酸浸渣中硫化铜难以回收。磨矿时添加硫酸或盐酸对矿物表面进行清洗,破坏硫化铜表面的钝化膜,使硫化铜新鲜表面暴露出来,硫化铜与浮选药剂充分作用,提高硫化铜的回收率。(2)硫化铜在强酸性、强碱性条件下均不上浮,添加石灰、氢氧化钠调节矿浆为弱碱性,添加黄药类捕收剂、2#油经两次粗选、三次精选获得合格铜精矿,经一次扫选产出尾矿。该方法工艺流程简单、适应性强,生产成本低,便于工业化推广和应用,实现了二次资源的综合回收。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。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。
实施例1,一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,包括如下步骤:步骤1:磨矿,对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50~60%,磨矿细度小于0.074mm含量为80~90%,在球磨机中添加清洗剂,使得pH为2~4;步骤2:浮选,将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25~45%,加入石灰4000~6000g/t、氢氧化钠1000~3000g/t;将pH调整到7~8,加入黄药,用量为80~120g/t,2#油,用量为20~30g/t,经过两次粗选三次精选获得合格铜精矿,一次扫选后产出尾矿,中矿顺序返回。所述石灰、氢氧化钠为调整剂;所述2#油为起泡剂;所述氧化铜酸浸渣中硫化铜总量占总铜的70~75%。
实施例2,根据实施例1所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中,包括如下步骤:步骤1:磨矿,对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50%,磨矿细度小于0.074mm含量为80%,在球磨机中添加清洗剂,使得pH为2;步骤2:浮选,将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25%,加入石灰4000g/t、氢氧化钠1000g/t;将pH调整到7,加入黄药,用量为80g/t,2#油,用量为20g/t,经过两次粗选三次精选获得合格铜精矿,一次扫选后产出尾矿,中矿顺序返回。
实施例3,根据实施例1或2所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中,包括如下步骤:步骤1:磨矿,对原矿磨矿处理至磨矿浓度为60%,磨矿细度小于0.074mm含量为90%,在球磨机中添加清洗剂,使得pH为4;步骤2:浮选,将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为45%,加入石灰6000g/t、氢氧化钠3000g/t;将pH调整到8,加入黄药,用量为120g/t,2#油,用量为30g/t,经过两次粗选三次精选获得合格铜精矿,一次扫选后产出尾矿,中矿顺序返回。
实施例4,根据实施例1或2或3所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中,包括如下步骤:步骤1:磨矿,对原矿磨矿处理至磨矿浓度为55%,磨矿细度小于0.074mm含量为85%,在球磨机中添加清洗剂,使得pH为3;步骤2:浮选,将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为35%,加入石灰5000g/t、氢氧化钠2000g/t;将pH调整到7.8,加入黄药,用量为100g/t,2#油,用量为25g/t,经过两次粗选三次精选获得合格铜精矿,一次扫选后产出尾矿,中矿顺序返回。
实施例5,根据实施例1-4任一项所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中:所述步骤1中清洗剂为硫酸或盐酸,质量浓度为35~38%,pH为3。所述磨矿时添加硫酸或盐酸清洗酸浸渣表面的钝化膜。
实施例6,根据实施例1-5任一项所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中:所述步骤2中矿浆浓度为35%。
实施例7,根据实施例1-6任一项所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中:所述步骤2中添加石灰5000g/t、氢氧化钠2000g/t。
实施例8,根据实施例1-7任一项所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中:所述步骤2中pH调整到7.5。
实施例9,根据实施例1-8任一项所述的从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法中:所述步骤2中黄药用量为100g/t;2#油用量为25g/t。
实施例10,新疆某氧化铜酸浸渣中铜品位为0.38g/t,磨矿浓度56%,球磨机里添加质量浓度为36%的稀硫酸进行磨矿,磨矿细度小于0.074mm含量为85%。调节矿浆浓度为30%,加入调整剂石灰5000g/t、氢氧化钠2000g/t,调节矿浆pH为7.5,加入捕收剂丁基黄药,用量为100g/t,起泡剂2#油用量为25g/t,经两次粗选三次精选获得铜精矿,一次扫选产出尾矿。最终获得铜品位为18.96%,回收率为68%的铜精矿。
实施例11,云南某氧化铜酸浸渣中铜品位为0.44g/t,磨矿浓度58%,球磨机里添加质量浓度为35%的稀盐酸进行磨矿,磨矿细度小于0.074mm含量为80%。调节矿浆浓度为35%,加入调整剂石灰6000g/t、氢氧化钠2500g/t,调节矿浆pH为8,加入捕收剂戊基黄药,用量为120g/t,起泡剂2#油用量为30g/t,经两次粗选三次精选获得铜精矿,一次扫选产出尾矿。最终获得铜品位为19.66%,回收率为66%的铜精矿。
实施例12,湖南某氧化铜酸浸渣中铜品位为0.20g/t,磨矿浓度55%,球磨机里添加质量浓度为38%的稀盐酸进行磨矿,磨矿细度小于0.074mm含量为82%。调节矿浆浓度为30%,加入调整剂石灰5000g/t、氢氧化钠1000g/t,调节矿浆pH为7,加入捕收剂戊基黄药,用量为80g/t,起泡剂2#油用量为20g/t,经两次粗选三次精选获得铜精矿,一次扫选产出尾矿。最终获得铜品位为18.34%,回收率为62%的铜精矿。
以上所述,仅为本发明专利优选的实施例,但本发明专利的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明专利所公开的范围内,根据本发明专利的技术方案及其发明专利构思加以等同替换或改变,都属于本发明专利的保护范围。
Claims (6)
1.一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特征在于,包括如下步骤:
步骤1:磨矿,对原矿磨矿处理至磨矿浓度为50~60%,磨矿细度小于0.074mm含量为80~90%,在球磨机中添加清洗剂,使得pH为2~4;
步骤2:浮选,将步骤1得到矿浆调节至矿浆浓度为25~45%,加入石灰4000~6000g/t、氢氧化钠1000~3000g/t;将pH调整到7~8,加入黄药,用量为80~120g/t,2#油,用量为20~30g/t,经过两次粗选三次精选获得合格铜精矿,一次扫选后产出尾矿,中矿顺序返回。
2.根据权利要求1所述一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特征在于:所述步骤1中清洗剂为硫酸或盐酸,质量浓度为35~38%,pH为3。
3.根据权利要求1所述一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特征在于:所述步骤2中矿浆浓度为35%。
4.根据权利要求1所述一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特征在于:所述步骤2中添加石灰5000g/t、氢氧化钠2000g/t。
5.根据权利要求1所述一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特征在于:所述步骤2中pH调整到7.5。
6.据权利要求1所述一种从氧化铜酸浸渣中回收硫化铜的选矿方法,其特征在于:所述步骤2中黄药用量为100g/t;2#油用量为25g/t。
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