CN112588446A - 一种铜钴矿的回收方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种铜钴矿的回收方法，其包括如下步骤：a、将铜钴矿加入pH调整剂磨矿得到矿浆；b、向所述步骤a的矿浆中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行铜钴混合浮选粗选，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；c、对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行精选，得到铜钴精矿；d、对所述步骤c得到的铜钴精矿进行再磨，得到矿浆；e、向所述步骤d的矿浆中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行粗选，得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；f、向所述步骤d中得到的铜钴分离尾矿进行钴粗选，得到钴粗精矿。本发明的方法能够实现铜和钴地有效分离，并可以回收浮选尾矿中的磁性铁，工艺流程简单，易于应用。

Description

一种铜钴矿的回收方法
技术领域
本发明属于矿石浮选技术领域，具体涉及一种铜钴矿的回收方法。
背景技术
钴是一种重要的战略资源，在国民经济和社会经济发展中具有重要地位。从目前已有铜钴矿回收钴的报道中可以看出，为了保证铜和钴的回收率，铜钴矿常采用混合浮选方法以铜钴混合精矿的方式回收铜和钴，该回收方式不能实现铜和钴地有效分离，为后续冶炼作业增加了难度和成本。同时，对于含有伴生元素铁主要以磁性铁形式存在的铜钴矿，一般情况下回收铜钴后，浮选尾矿直接进行尾矿充填，忽略了有价金属铁的综合回收，造成有价金属的浪费。因此，如何实现铜和钴的有效分离以及伴生元素铁的综合回收工艺有待进一步研究。
发明内容
本发明是基于发明人对以下事实和问题的发现和认识做出的：目前，常以铜钴混合精矿的形式回收铜钴矿中的铜和钴，没有实现铜与钴的有效分离，给后续的冶炼作业增加了难度和成本。
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。
为此，本发明的实施例提出一种铜钴矿的回收方法，能够实现铜和钴地有效分离，并可以综合回收浮选尾矿中的磁性铁，提高了矿产资源的综合利用率，工艺流程简单，易于应用。
根据本发明实施例的一种铜钴矿的回收方法，其包括如下步骤：
a、将铜钴矿加入pH调整剂磨矿得到矿浆；
b、向所述步骤a的矿浆中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行铜钴混合浮选粗选，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；
c、对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行精选，得到铜钴精矿；
d、对所述步骤c得到的铜钴精矿进行再磨，得到矿浆；
e、向所述步骤d的矿浆中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行粗选，得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；
f、向所述步骤d中得到的铜钴分离尾矿进行钴粗选，得到钴粗精矿。
根据本发明实施例的具有的独立权利要求带来的优点和技术效果，1、本发明实施例的方法中，在铜钴矿粗选浮选时，加入了丁基黄药和硫氮丙腈酯混合成的捕收剂，丁基黄药与硫氮丙腈酯的组合药剂具有较强的捕收性能，能够有效提升铜和钴的回收率，并且，硫氮丙腈酯兼具起泡性能，能够降低起泡剂的用量；2、本发明实施例实施例的方法中，在对铜钴粗精矿进行粗选时加入了包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，该组合调整剂协同作用能够有效抑制硫化矿物，提高铜精矿和钴精矿的品位；3、本发明实施例的方法能够实现铜钴的分离与回收，在保证主金属铜较高回收率情况下，使其伴生的有价元素钴得到回收，且获得钴精矿的品位较为理想，可以较大程度的提高资源利用率，提高经济效益，并且，本发明实施例的方法工艺流程简单，易于应用。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤a中，所述矿浆pH值为10-11。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤b中，所述捕收剂中丁基黄药与硫氮丙腈酯质量比为3:7-7:3。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤d中，对所述铜钴精矿再磨细度为-0.038mm占80％～90％。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤e中，所述调整剂中石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的质量比为5-10:3-5:3-5。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤b中，向所述粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行扫选，得到浮选尾矿，对该浮选尾矿进行磁选，磁场强度为200-300kA/m，得到铁精矿和尾矿。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤e中，向得到的所述铜钴分离精矿中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行精选，得到铜精矿，其中，所述调整剂中石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的质量比为3-5:1-3:1-2。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤f中，对所述得到的钴粗精矿进行精选，得到钴精矿。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤c中，对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行两段或三段精选，不加入捕收剂和起泡剂。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤b中，所述捕收剂加入量为40～100g/t原矿；和/或，所述步骤e中，所述调整剂的加入量为1100-2000g/t原矿；和/或，所述步骤f中，向所述铜钴分离尾矿中加入20-30g/t原矿选钴捕收剂进行钴粗选。
附图说明
图1是实施例1-3中的铜钴矿回收方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
根据本发明实施例的一种铜钴矿的回收方法，其包括如下步骤：
a、将铜钴矿加入pH调整剂磨矿得到矿浆，优选地，磨矿细度为-0.074mm占65％～75％；
b、向所述步骤a的矿浆中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行铜钴混合浮选粗选，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；
c、对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行精选，得到铜钴精矿；
d、对所述步骤c得到的铜钴精矿进行再磨，优选地，再磨细度为-0.038mm占80％～90％，得到矿浆；
e、向所述步骤d的矿浆中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行粗选，得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；
f、向所述步骤d中得到的铜钴分离尾矿进行钴粗选，得到钴粗精矿。
根据本发明实施例的具有的独立权利要求带来的优点和技术效果，1、本发明实施例的方法中，在铜钴矿粗选浮选时，加入了丁基黄药和硫氮丙腈酯混合成的捕收剂，丁基黄药与硫氮丙腈酯的组合药剂具有较强的捕收性能，能够有效提升铜和钴的品位和回收率，并且，硫氮丙腈酯兼具起泡性能，能够降低起泡剂的用量；2、本发明实施例实施例的方法中，在对铜钴粗精矿进行粗选时加入了包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，该组合调整剂协同作用能够有效抑制硫化矿物，提高铜精矿和钴精矿的品位；3、本发明实施例的方法能够实现铜钴的分离与回收，在保证主金属铜较高回收率情况下，使其伴生的有价元素钴得到回收，且获得钴精矿的品位较为理想，可以较大程度的提高资源利用率，提高经济效益，并且，本发明实施例的方法工艺流程简单，易于应用。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤a中，所述矿浆pH值为10-11，优选地，pH调整剂为石灰。本发明实施例中优选了矿浆的pH值，能够优选抑制黄铁矿和脉石矿物，提高了精矿品质。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤b中，所述捕收剂中丁基黄药与硫氮丙腈酯质量比为3:7-7:3，优选地，捕收剂的加入量为40～100g/t原矿，优选地，所述步骤b中还加入了10-20g/t原矿的起泡剂，优选地起泡剂选自MIBC、2号油、松醇油中的至少一种,优选地，浮选时间为4-5min。本发明实施例中，在铜钴矿的浮选粗选中，采用丁基黄药和硫氮丙腈酯混合的组合捕收剂进行浮选，该组合捕收剂具有较强的捕收性能，能够有效提升铜和钴的品位和回收率。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤e中，所述调整剂中石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的质量比为5-10:3-5:3-5，优选地，所述调整剂的加入量为1100-2000g/t原矿。本发明实施例中，在对铜钴精矿进行粗选的过程中加入了包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，能够调整矿浆pH值，并有效抑制钴矿物，提高铜精矿和钴精矿的品位。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤b中，向所述粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行扫选，丁基黄药和硫氮丙腈酯的质量比为3:7-7:3，得到浮选尾矿。优选地进行两段扫选，第一段扫选中捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的加入量为10-30g/t原矿，进一步加入10-20g/t原矿的MIBC，浮选时间为2-4min，第二段扫选中捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的加入量为6-14g/t原矿，进一步加入3-5g/t原矿的MIBC，浮选时间为2-4min，扫选得到的中矿依次顺序返回，第一次扫选得到的中矿返回至铜钴矿粗选流程中，第二次扫选得到的中矿返回至第一次扫选中。优选地，对所述浮选尾矿进行磁选，磁场强度为200-300kA/m，得到铁精矿和尾矿。本发明实施例的方法中，进一步对浮选尾矿进行磁选，回收了浮选尾矿中的磁性铁，获得的铁精矿中铁品位可以达到70％以上，回收率达33％以上。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤e中，向得到的所述铜钴分离精矿中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行精选，得到铜精矿，其中，所述调整剂中石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的质量比为3-5:1-3:1-2，优选地，对铜钴分离精矿精选加入的所述调整剂量为500-1000g/t原矿。本发明实施例中，在对铜钴分离精矿进行精选时，进一步加入了包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进一步抑制钴矿物，提高了铜精矿和钴精矿的品位，获得的铜精矿中铜品位可高达33.2％，回收率为92％以上。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤f中，向所述铜钴分离尾矿中加入20-30g/t原矿选钴捕收剂进行钴粗选，得到钴粗精矿，优选地，所述选钴捕收剂选自丁基黄药、异丙基黄药、戊基黄药或丁铵黑药中的至少一种，优选地，进一步对所述得到的钴粗精矿进行精选，得到钴精矿。本发明实施例中，在铜钴精矿分离得到铜精矿后，进一步对铜钴分离尾矿进行钴粗选和精选，得到钴精矿，在回收主金属铜的金属上，还分离回收了有价金属钴，获得的钴精矿中钴品位可高达2.4％，回收率为50％以上。
根据本发明实施例的铜钴矿的回收方法，其中，所述步骤c中，对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行两段或三段空白精选，即不加入捕收剂和起泡剂，精选得到的中矿依次顺序返回，第一次精选的中矿返回至铜钴矿粗选流程中，第二次精选的中矿返回至第一次精选中，第三次精选的中矿返回至第二次精选中。
下面结合附图和实施例详细描述本发明。
本发明实施例中采用的各药剂均可以市场购买获得。
实施例1
某铜钴矿铜品位2.02％，钴品位0.083％，铁品位4.96％。
如图1所示，铜钴矿的回收方法包括如下步骤：
(1)将铜钴矿原矿石采用球磨机进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占60％，在磨矿矿浆中加入矿浆pH调整剂石灰，使得矿浆pH值为11；
(2)铜钴矿浮选粗选：对矿浆进行铜钴混合浮选粗选，粗选过程中加入60g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为1:1，加入10g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为5min，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；
(3)粗选尾矿扫选：对步骤(2)得到的混合浮选粗选尾矿进行两段扫选，第一段扫选中加入10g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为1:1，加入3g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为3min；第二段扫选中加入5g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为1:1，加入3g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为3min，获得浮选尾矿，将扫选获得的中矿依次顺序返回上一流程；
(4)铜钴粗精矿精选：对步骤(2)混合浮选粗选获得的铜钴粗精矿进行三段空白精选获得铜钴精矿，即不加入捕收剂和起泡剂，中矿依次顺序返回上一流程，得到铜钴精矿；
(5)铜钴精矿再磨：对铜钴精矿进行再磨，再磨细度为-0.038mm占80％，得到矿浆；
(6)铜钴精矿粗选：对步骤(5)得到的再磨后矿浆进行铜钴分离，在粗选分离过程中加入2000g/t原矿的包括石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的调整剂，调整剂中石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的质量比为10:5:5,得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；
(7)铜钴分离精矿精选：对步骤(6)的到铜钴分离精矿进行一段分离精选，在分离精选过程中加入1000g/t原矿的包括石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的调整剂，调整剂中石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的质量比为5:3:2,得到铜精矿，精选得到的中矿返回上一流程铜钴精矿粗选段；
(8)铜钴分离尾矿粗选和精选：对步骤(6)得到的铜钴分离尾矿进行一段钴粗选和一段钴精选，在钴粗选阶段加入30g/t原矿的捕收剂丁基黄药，进行钴粗选，得到钴粗精矿和尾矿2，对得到的钴粗精矿进一步进行一段空白精选，得到钴精矿，钴精选得到的中矿返回至钴粗选段；
(9)浮选尾矿磁选：对步骤(3)得到的浮选尾矿进行磁选，得到铁精矿和尾矿1，磁选的磁场强度为200kA/m。
本实施例中闭路流程获得的铜精矿中铜品位为33.2％(质量)、铜回收率为92.5％；钴精矿中钴品位为2.1％(质量)，回收率为50.2％；铁精矿中铁品位为72.6％(质量)，回收率为34.9％。
实施例2
某铜钴矿铜品位2.66％，钴品位0.11％，铁品位5.68％。
如图1所示，铜钴矿的回收方法包括如下步骤：
(1)将铜钴矿原矿石采用球磨机进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占65％，在磨矿矿浆中加入矿浆pH调整剂石灰，使得矿浆pH值为10；
(2)铜钴矿浮选粗选：对矿浆进行铜钴混合浮选粗选，粗选过程中加入70g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为3:7，加入20g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为5min，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；
(3)粗选尾矿扫选：对步骤(2)得到的混合浮选粗选尾矿进行两段扫选，第一段扫选中加入20g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为3:7，加入5g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为3min；第二段扫选中加入10g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为3:7，加入5g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为3min，获得浮选尾矿，将扫选获得的中矿依次顺序返回上一流程；
(4)铜钴粗精矿精选：对步骤(2)混合浮选粗选获得的铜钴粗精矿进行三段空白精选获得铜钴精矿，即不加入捕收剂和起泡剂，中矿依次顺序返回上一流程，得到铜钴精矿；
(5)铜钴精矿再磨：对铜钴精矿进行再磨，再磨细度为-0.038mm占85％，得到矿浆；
(6)铜钴精矿粗选：对步骤(5)得到的再磨后矿浆进行铜钴分离，在粗选分离过程中加入1100g/t原矿的包括石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的调整剂，调整剂中石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的质量比为5:3:3,得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；
(7)铜钴分离精矿精选：对步骤(6)的到铜钴分离精矿进行一段分离精选，在分离精选过程中加入600g/t原矿的包括石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的调整剂，调整剂中石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的质量比为3:2:1,得到铜精矿，精选得到的中矿返回上一流程铜钴精矿粗选段；
(8)铜钴分离尾矿粗选和精选：对步骤(6)得到的铜钴分离尾矿进行一段钴粗选和一段钴精选，在钴粗选阶段加入20g/t原矿的捕收剂丁基黄药，进行钴粗选，得到钴粗精矿和尾矿2，对得到的钴粗精矿进一步进行一段空白精选，得到钴精矿，钴精选得到的中矿返回至钴粗选段；
(9)浮选尾矿磁选：对步骤(3)得到的浮选尾矿进行磁选，得到铁精矿和尾矿1，磁选的磁场强度为260kA/m。
本实施例中闭路流程获得的铜精矿中铜品位为31.6％(质量)、铜回收率为94.5％；钴精矿中钴品位为2.4％(质量)，回收率为50.6％；铁精矿中铁品位为71.2％(质量)，回收率为35.6％。
实施例3
某铜钴矿铜品位3.78％，钴品位0.156％，铁品位4.76％。
如图1所示，铜钴矿的回收方法包括如下步骤：
(1)将铜钴矿原矿石采用球磨机进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70％，在磨矿矿浆中加入矿浆pH调整剂石灰，使得矿浆pH值为10.5；
(2)铜钴矿浮选粗选：对矿浆进行铜钴混合浮选粗选，粗选过程中加入70g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为7:3，加入15g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为5min，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；
(3)粗选尾矿扫选：对步骤(2)得到的混合浮选粗选尾矿进行两段扫选，第一段扫选中加入10g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为7:3，加入5g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为3min；第二段扫选中加入5g/t原矿捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，其中丁基黄药和硫氮丙腈酯质量比为7:3，加入3g/t原矿的起泡剂MIBC，浮选时间为3min，获得浮选尾矿，将扫选获得的中矿依次顺序返回上一流程；
(4)铜钴粗精矿精选：对步骤(2)混合浮选粗选获得的铜钴粗精矿进行三段空白精选获得铜钴精矿，即不加入捕收剂和起泡剂，中矿依次顺序返回上一流程，得到铜钴精矿；
(5)铜钴精矿再磨：对铜钴精矿进行再磨，再磨细度为-0.038mm占90％，得到矿浆；
(6)铜钴精矿粗选：对步骤(5)得到的再磨后矿浆进行铜钴分离，在粗选分离过程中加入1600g/t原矿的包括石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的调整剂，调整剂中石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的质量比为8:4:4,得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；
(7)铜钴分离精矿精选：对步骤(6)的到铜钴分离精矿进行一段分离精选，在分离精选过程中加入750g/t原矿的包括石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的调整剂，调整剂中石灰、腐植酸钠和次氯酸钙的质量比为4:2:1.5,得到铜精矿，精选得到的中矿返回上一流程铜钴精矿粗选段；
(8)铜钴分离尾矿粗选和精选：对步骤(6)得到的铜钴分离尾矿进行一段钴粗选和一段钴精选，在钴粗选阶段加入40g/t原矿的捕收剂丁基黄药，进行钴粗选，得到钴粗精矿和尾矿2，对得到的钴粗精矿进一步进行一段空白精选，得到钴精矿，钴精选得到的中矿返回至钴粗选段；
(9)浮选尾矿磁选：对步骤(3)得到的浮选尾矿进行磁选，得到铁精矿和尾矿1，磁选的磁场强度为300kA/m。
本实施例中闭路流程获得的铜精矿中铜品位为32.9％(质量)、铜回收率为92.6％；钴精矿中钴品位为1.4％(质量)，回收率为50.8％；铁精矿中铁品位为73.2％(质量)，回收率为33.8％。
对比例1
与实施例1的铜钴回收方法相同，不同之处在于步骤(2)铜钴矿浮选粗选和步骤(3)粗选尾矿扫选中所采用的捕收剂不同，对比例1中采用的捕收剂为丁基黄药和Z-200的混合物，其中丁基黄药和Z-200的质量比为1:1，步骤(2)中加入30g/t原矿的起泡剂MIBC，步骤(3)中一段扫选加入8g/t原矿的起泡剂MIBC，二段扫选加入8g/t原矿的起泡剂MIBC。
对比例1得到铜精矿中铜品位为31.9％(质量)、铜回收率为91.8％；钴精矿中钴品位为1.9％(质量)，回收率为48.8％；铁精矿中铁品位为71.8％(质量)，回收率为35.2％。
对比例1同实施例1相比，对比例1中采用的捕收剂是丁基黄药和Z-200的混合物，铜精矿和钴精矿的品位和收率都明显下降，并且在步骤(2)铜钴矿浮选粗选和步骤(3)粗选尾矿扫选中，需要加入更多的起泡剂。可见，实施例1中采用的捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯的混合物，能够提高铜精矿和钴精矿的品位和收率，硫氮丙腈酯在同丁基黄药协同捕收的同时还具有起泡性能，降低了起泡剂的用量，能够降低生产成本。
对比例2
与实施例1的铜钴回收方法相同，不同之处在于步骤(2)铜钴矿浮选粗选和步骤(3)粗选尾矿扫选中所采用的捕收剂不同，对比例2中采用的捕收剂为硫氮丙腈酯。
对比例2获得的铜精矿中铜品位为30.6％(质量)、铜回收率为90.8％；钴精矿中钴品位为1.9％(质量)，回收率为45.6％；铁精矿中铁品位为71.9％(质量)，回收率为34.0％。
对比例3
与实施例1的铜钴回收方法相同，不同之处在于步骤(6)铜钴精矿粗选中加入的调整剂为石灰、六偏磷酸钠和次氯酸钙的混合物，其中石灰、六偏磷酸钠和次氯酸钙的质量比为10:5:5，所述步骤(7)中铜钴分离精矿精选中加入的调整剂为石灰、六偏磷酸钠和次氯酸钙的混合物，其中石灰、六偏磷酸钠和次氯酸钙的质量比为5:3:2。
对比例3得到铜精矿中铜品位为30.1％(质量)、铜回收率为91.9％；钴精矿中钴品位为1.6％(质量)，回收率为46.9％；铁精矿中铁品位为70.9％(质量)，回收率为36.1％。
对比例4
与实施例1的铜钴回收方法相同，不同之处在于步骤(6)铜钴精矿粗选中加入的调整剂为石灰和次氯酸钙的混合物，其中石灰和次氯酸钙的质量比为10:5，所述步骤(7)中铜钴分离精矿精选中加入的调整剂为石灰和次氯酸钙的混合物，其中石灰和次氯酸钙的质量比为5:2。
对比例4得到铜精矿中铜品位为29.6％(质量)、铜回收率为93.2％；钴精矿中钴品位为1.2％(质量)，回收率为40.6％；铁精矿中铁品位为70.9％(质量)，回收率为35.2％。
对比例5
与实施例1的铜钴回收方法相同，不同之处在于步骤(5)中，对铜钴精矿进行再磨，再磨细度为0.043mm占80％。
对比例5得到铜精矿中铜品位为30.2％(质量)、铜回收率为90.2％；钴精矿中钴品位为1.9％(质量)，回收率为46.8％；铁精矿中铁品位为72.1％(质量)，回收率为35.0％。
在本发明中，术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims (10)

1.一种铜钴矿的回收方法，其特征在于，包括如下步骤：
a、将铜钴矿加入pH调整剂磨矿得到矿浆；
b、向所述步骤a的矿浆中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行铜钴混合浮选粗选，得到铜钴粗精矿和粗选尾矿；
c、对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行精选，得到铜钴精矿；
d、对所述步骤c得到的铜钴精矿进行再磨，得到矿浆；
e、向所述步骤d的矿浆中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行粗选，得到铜钴分离精矿和铜钴分离尾矿；
f、向所述步骤d中得到的铜钴分离尾矿进行钴粗选，得到钴粗精矿。
2.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤a中，所述矿浆pH值为10-11。
3.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤b中，所述捕收剂中丁基黄药与硫氮丙腈酯质量比为3:7-7:3。
4.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤d中，对所述铜钴精矿再磨细度为-0.038mm占80％～90％。
5.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤e中，所述调整剂中石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的质量比为5-10:3-5:3-5。
6.根据权利要求1或3所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤b中，向所述粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药和硫氮丙腈酯混合物进行扫选，得到浮选尾矿，对该浮选尾矿进行磁选，磁场强度为200-300kA/m，得到铁精矿和尾矿。
7.根据权利要求1或5所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤e中，向得到的所述铜钴分离精矿中加入包括石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的调整剂，进行精选，得到铜精矿，其中，所述调整剂中石灰、腐殖酸钠和次氯酸钙的质量比为3-5:1-3:1-2。
8.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤f中，对所述得到的钴粗精矿进行精选，得到钴精矿。
9.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤c中，对所述步骤b得到的铜钴粗精矿进行两段或三段精选，不加入捕收剂和起泡剂。
10.根据权利要求1所述的铜钴矿的回收方法，其特征在于，所述步骤b中，所述捕收剂加入量为40～100g/t原矿；和/或，所述步骤e中，所述调整剂的加入量为1100-2000g/t原矿；和/或，所述步骤f中，向所述铜钴分离尾矿中加入20-30g/t原矿选钴捕收剂进行钴粗选。
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