CN114749270A - 一种从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺。所述的铜硫矿石主要指矿石中有黄铜矿、黄铁矿，所述的次生硫化铜矿包括辉铜矿、铜蓝等，从矿石中回收铜的选矿工艺方法包括以下步骤：（1）磨矿：将铜硫矿石进行磨矿，获得矿浆产品；（2）铜硫混合浮选：向矿浆产品加入石灰、硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后经四次粗选得到铜硫混合粗精矿、尾矿；（3）铜硫混合粗精矿再磨：将石灰添加至磨机，对铜硫混合粗精矿进行再磨，获得铜硫分离入选矿样；（4）铜硫分离：向铜硫分离入选矿样中加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后，经过一段粗选两段精选两段扫选，其中精选得到铜精矿，扫选得到硫精矿。本发明通过在粗选阶段进行分类多次浮选，得到一个综合铜硫混合粗精矿；在后续铜硫分离阶段，采用分段添加石灰并采用高效分离捕收剂，选择性捕收铜矿物，弱化对黄铁矿的捕收，提高铜硫分选效率。
Description
技术领域
本发明属于冶金技术领域，具体涉及一种从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺。
背景技术
铜是一种重要的战略资源，应用广泛。当前，中国有色金属材料对于铜金属的需求仅次于铝，铜精矿的对外依赖度也不断扩大，每年都要从国外进口很多粗铜原料和铜精矿。但是我国铜资源有限，且铜矿石类型多样、规模小，有斑岩型铜矿、矽卡岩型、砂岩型，有黄铁矿型、铜镍硫化矿。同时，单一性的铜矿床较少，大多数都呈现共生和伴生现象，导致我国铜矿资源在综合回收利用方面技术难度大、工艺相对复杂。
铜矿石中最为常见的矿石类型是铜硫矿石，其中可回收的目的矿物主要有硫化铜矿物的硫化铁矿物，通过选矿可以得到铜精矿和硫精矿（黄铁矿）两种产品。硫化铜矿物中原生硫化铜矿物主要有黄铜矿（CuFeS2），次生硫化铜矿主要有斑铜矿（Cu5FeS4）、辉铜矿（Cu2S）、铜蓝（CuS）、砷黝铜矿（Cu12As4S13）等。次生硫化铜矿由于其晶体结构、构造等方面差异，与原生硫化铜相比，可浮性往往较差，且次生硫化铜矿床普遍存在嵌布粒度细，在磨矿过程中，容易产生大量的游离态铜离子，容易使被铜离子活化的硫化矿可浮性骤然上升（如黄铁矿），造成后续铜硫分离困难，影响铜精矿质量。
铜矿石的选矿工艺根据其元素含量、嵌布状态一般有混合浮选即铜与其它有价元素一起富集再分离，或是优先浮选（先浮选硫化铜矿得到铜精矿，浮选铜矿的尾矿再浮选得到硫精矿）、混合-优先浮选等工艺流程。常用的浮选捕收剂为捕收能力强的黄药类（如丁基黄药、异戊基黄药）、或是选择性较好的硫氨酯类（Z-200）以及硫氮类（乙硫氮）。浮选抑制剂通常使用石灰。矿石中硫含量的高低、不同种类铜矿物（原生硫化铜、次生硫化铜）嵌布状态对工艺流程设计、产品质量有重要影响。因此，根据矿石性质的复杂性和差异性，开展有针对性的选矿分离工艺、高效捕收剂的添加显得尤为重要。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺。
本发明的目的是这样实现的，所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺包括磨矿、铜硫混合浮选、铜硫混合粗精矿再磨和铜硫分离步骤，具体包括：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿得到矿浆产品a，磨矿细度为-74µm占60~70%；
B、铜硫混合浮选：在矿浆产品a中加入石灰、硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后经四次粗选得到铜硫混合粗精矿b和尾矿c；
C、铜硫混合粗精矿再磨：将铜硫混合粗精矿b中加入石灰进行磨矿后得到铜硫分离入选矿样d；
D、铜硫分离：将铜硫分离入选矿样中加入石灰、捕收剂、起泡剂进行调浆后，经过一次粗选两次精选两次扫选得到铜精矿e和硫精矿f，中矿按顺序返回上一级作业。
本发明针对含有次生硫化铜矿的铜硫矿石浮选中存在的问题，提供一种从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺方法，针对矿石类型复杂的铜硫矿石，该流程简单，易工程化。
本发明所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺方法，通过在浮选粗选作业中采用分类多级回收，先浮选可浮性好的矿物，再浮选可浮性差的矿物，强化可浮性差的次生硫化铜矿的回收；在铜-硫分离中，添加高效分离捕收剂，选择性浮选回收铜矿物，从而提高含铜矿物与黄铁矿的分离效率。
具体操作如下：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿，获得矿浆产品。
B、铜硫混合浮选：向步骤（1）得到的矿浆产品中加入石灰、硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后经四次粗选得到铜硫混合粗精矿、尾矿。其中粗选一和粗选二加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿，粗选三和粗选四加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后回收可浮性较差的硫化铜矿和黄铁矿。四次粗选得到的产品合并得到铜硫混合粗精矿。
C、铜硫混合粗精矿再磨：对步骤（2）得到的合并产品即铜硫混合粗精矿加入石灰进行磨矿后，得到铜硫分离入选矿样。
D、铜硫分离：向步骤（3）得到的铜硫分离入选矿样中加入石灰、捕收剂、起泡剂进行调浆后，经过一次粗选两次精选两次扫选，其中精选得到铜精矿，扫选得到硫精矿，其中中矿按顺序返回上一级作业。
与现有技术相比，本发明的优势在于：
1、本发明通过在粗选阶段进行分类多次浮选，在第一次粗选和第二次粗选中选择常规药剂、流程浮选可浮性好的硫化矿；在第三次粗选和第四次粗选中加入适当硫化钠与捕收剂共同作用，强化对次生硫化铜矿和可浮性差的黄铁的矿的浮选。分类采用四次粗选作业，避免了在传统选别工艺中粗选+扫选作业中矿顺序返回，造成后续可浮性差的硫化矿返回到上级作业影响可浮性好的矿物的回收；同时消除硫化钠返回上级作业对可浮性好的硫化矿的浮选的影响。该流程工艺操作简单，降低了浮选回收有可浮性差异的矿石之间的相互干扰。
2、本发明通过在铜硫分离阶段采用分段添加石灰，一部分添加至磨机、另一部分添加至浮选机。进入磨机的石灰，可以加大与矿石表面的接触，对混合精矿脱药与硫铁矿抑制有积极作用；后续添加至浮选机的石灰，可以对部分磨矿作用活化的硫铁矿产生抑制作用。既提高了分选效率，又降低了石灰用量，达到了降低成本提高分选效率的目的。
3、本发明通过在铜硫阶段采用高效分离捕收剂，选择性捕收铜矿物，进而达到提高铜精矿品位及回收率的目的。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。
本发明所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺包括磨矿、铜硫混合浮选、铜硫混合粗精矿再磨和铜硫分离步骤，具体包括：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿得到矿浆产品a，磨矿细度为-74µm占60~70%；
B、铜硫混合浮选：在矿浆产品a中加入石灰、硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后经四次粗选得到铜硫混合粗精矿b和尾矿c；
C、铜硫混合粗精矿再磨：将铜硫混合粗精矿b中加入石灰进行磨矿后得到铜硫分离入选矿样d；
D、铜硫分离：将铜硫分离入选矿样中加入石灰、捕收剂、起泡剂进行调浆后，经过一次粗选两次精选两次扫选得到铜精矿e和硫精矿f，中矿按顺序返回上一级作业。
所述的次生硫化铜矿为斑铜矿、辉铜矿、铜蓝和砷黝铜矿中的至少一种；所述的铜硫矿石为有硫化铜矿、黄铁矿的矿石。
B步骤中所述四次粗选中的粗选一和粗选二加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿，粗选三和粗选四加入硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后回收克夫相较差的硫化铜矿和黄铁矿，四次粗选得到的产品合并得到铜硫混合粗精矿b。
粗选一、粗选二回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿时，浮选药剂使用情况如下，石灰用作调整剂，调浆后pH控制在6-7。捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中一种，用量为20～100g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为10～50g/t原矿。
粗选三、粗选四回收可浮性差的硫化铜矿和黄铁矿时，浮选药剂使用情况如下，硫化钠用量为500～1000g/t原矿，捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中一种，用量为10～60g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为10～50g/t原矿。
C步骤中石灰用量为1000～2000g/t原矿，磨矿细度为-20μm占60~80%。
D步骤中石灰用量为100~500g/t原矿。
D步骤中起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为0～30g/t原矿；铜精选一和精选二石灰用量为100～300g/t原矿，铜扫选一和扫选二起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为0～10g/t原矿。
D步骤中捕收剂为硫氨酯（5%～40%）、二硫醇类（30%～60%）、二硫代磷酸酯类（5%～10%）的混合物，用量为5～30g/t原矿，铜精选一和精选二用量为5～20g/t原矿；铜扫选一和扫选二用量为2～20g/t原矿。
本发明所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺具体操作如下：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿，获得矿浆产品。
B、铜硫混合浮选：向步骤（1）得到的矿浆产品中加入石灰、硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后经四次粗选得到铜硫混合粗精矿、尾矿。其中粗选一和粗选二加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿，粗选三和粗选四加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后回收可浮性较差的硫化铜矿和黄铁矿。四次粗选得到的产品合并得到铜硫混合粗精矿。
C、铜硫混合粗精矿再磨：对步骤（2）得到的合并产品即铜硫混合粗精矿加入石灰进行磨矿后，得到铜硫分离入选矿样。
D、铜硫分离：向步骤（3）得到的铜硫分离入选矿样中加入石灰、捕收剂、起泡剂进行调浆后，经过一次粗选两次精选两次扫选，其中两次精选得到铜精矿，两次扫选得到硫精矿，其中中矿按顺序返回上一级作业。
进一步的，所述的铜硫矿石主要指矿石中有硫化铜矿、黄铁矿，所述的次生硫化铜矿为斑铜矿、辉铜矿、铜蓝、砷黝铜矿中的至少一种，同时铜在次生硫化铜矿中的金属分布率大于50%，且铜在次生硫化铜矿中的金属分布率大于其在原生硫化铜矿中的金属分布率。
进一步的，步骤A中所述的矿石磨矿细度为-74μm占60~70%。
进一步的，步骤B所述的选矿工艺为四次粗选，其中粗选一、粗选二回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿，调整剂使用石灰，调浆后pH控制在6-7。捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中一种，用量为20～100g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为10～50g/t原矿。粗选三、粗选四回收可浮性差的硫化铜矿和黄铁矿，硫化钠用量为500～1000g/t原矿，捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中一种，用量为10～60g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为10～50g/t原矿。
进一步的，步骤C中，石灰用量为1000～2000g/t原矿，磨矿细度为-20μm占60~80%。
进一步的，步骤D中，铜-硫分离阶段石灰用量为100～300g/t原矿，捕收剂为硫氨酯（5%～40%）、二硫醇类（30%～60%）、二硫代磷酸酯类（5%～10%）的混合物，用量为5～30g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为0～30g/t原矿；铜精选一和精选二石灰用量为100～500g/t原矿，捕收剂与铜-硫分离作用相同，用量为5～20g/t原矿；铜扫选一和扫选二捕收剂与铜-硫分离作用相同用量为2～20g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为0～10g/t原矿。
下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：
实施例1
国外某铜硫矿石，该矿石中主要硫化矿为黄铜矿、黄铁矿，另有部分辉铜矿、铜蓝、砷黝铜矿等。其中物相结果显示，铜在次生硫化铜中的分布率为59.45%，铜在原生硫化铜中的分布率为27.44%。具体分析结果见表1。
表1 铜物相分析结果
将上述矿石按照以下步骤进行处理：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿，矿石磨矿细度为-74μm占70%。
B、铜硫混合浮选：粗选一、粗选二调整剂使用石灰，调浆后pH控制在6-7。捕收剂为丁基黄药，用量为20～100g/t原矿，起泡剂为24K，用量为10～50g/t原矿。粗选三、粗选四硫化钠用量为500～1000g/t原矿，捕收剂为丁基黄药，用量为10～60g/t原矿，起泡剂为24K，用量为10～50g/t原矿。调整剂、捕收剂作用时间为3min，起泡剂作用时间为1min，粗选一、粗选三浮选（刮泡）时间4min，粗选二、粗选4浮选（刮泡）时间3min。
C、铜硫混合粗精矿再磨：石灰用量为1000～3000g/t原矿，磨矿细度为-20μm占75%。
D、铜硫分离：铜-硫分离阶段石灰用量为100～500g/t原矿，高效捕收剂为硫氨酯（30%）、二硫醇类（60%）、二硫代磷酸酯类（10%）混合，用量为5～30g/t原矿，起泡剂为24K，用量为0～30g/t原矿；铜精选一和精选二石灰用量为100～500g/t原矿，高效捕收剂用量为5～20g/t原矿；铜扫选一和扫选二高效捕收剂用量为2～20g/t原矿，起泡剂为24K，用量为0～10g/t原矿。中矿顺序返回。调整剂、捕收剂作用时间为3min，起泡剂作用时间为1min，铜-硫分离作业浮选（刮泡）时间4min，铜精选一、铜精选二、铜扫选一、通三选二浮选（刮泡）时间3min。
采用以上工艺流程处理该矿石，可获得铜精矿Cu品位21.36%，Cu回收率80.35%；硫精矿S品位40.17%，S回收率90.09%的技术指标。提高了矿石资源综合回收利用率。
实施例2
云南某铜硫矿石，该矿石中主要硫化矿为黄铜矿、黄铁矿，另有部分辉铜矿、铜蓝、斑铜矿等。其中物相结果显示，铜在次生硫化铜中的分布率为73.12%，铜在原生硫化铜中的分布率为18.04%。具体分析结果见表2。
表2 铜物相分析结果
将上述矿石按照以下步骤进行处理：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿，矿石磨矿细度为-74μm占65%。
B、铜硫混合浮选：粗选一、粗选二调整剂使用石灰，调浆后pH控制在6-7。捕收剂为异戊基黄药，用量为20～100g/t原矿，起泡剂为24K，用量为10～50g/t原矿。粗选三、粗选四硫化钠用量为500～1000g/t原矿，捕收剂为异戊基黄药，用量为10～60g/t原矿，起泡剂为24K，用量为10～50g/t原矿。调整剂、捕收剂作用时间为3min，起泡剂作用时间为1min，粗选一、粗选三浮选（刮泡）时间4min，粗选二、粗选4浮选（刮泡）时间3min。
C、铜硫混合粗精矿再磨：石灰用量为1000～3000g/t原矿，磨矿细度为-20μm占70%。
D、铜硫分离：铜-硫分离阶段石灰用量为100～500g/t原矿，高效捕收剂为硫氨酯（35%）、二硫醇类（60%）、二硫代磷酸酯类（5%）混合，用量为5～30g/t原矿，起泡剂为24K，用量为0～30g/t原矿；铜精选一和精选二石灰用量为100～500g/t原矿，高效捕收剂用量为5～20g/t原矿；铜扫选一和扫选二高效捕收剂用量为2～20g/t原矿，起泡剂为24K，用量为0～10g/t原矿。中矿顺序返回。调整剂、捕收剂作用时间为3min，起泡剂作用时间为1min，铜-硫分离作业浮选（刮泡）时间4min，铜精选一、铜精选二、铜扫选一、通三选二浮选（刮泡）时间3min。
采用以上工艺流程处理该矿石，可获得铜精矿Cu品位30.54%，Cu回收率91.25%；硫精矿S品位39.78%，S回收率91.29%的技术指标。提高了矿石资源综合回收利用率。
Claims (9)
1.一种从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺包括磨矿、铜硫混合浮选、铜硫混合粗精矿再磨和铜硫分离步骤，具体包括：
A、磨矿：将含次生硫化铜矿的铜硫矿石进行一段磨矿得到矿浆产品a，磨矿细度为-74µm占60~70%；
B、铜硫混合浮选：在矿浆产品a中加入石灰、硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后经四次粗选得到铜硫混合粗精矿b和尾矿c；
C、铜硫混合粗精矿再磨：将铜硫混合粗精矿b中加入石灰进行磨矿后得到铜硫分离入选矿样d；
D、铜硫分离：将铜硫分离入选矿样中加入石灰、捕收剂、起泡剂进行调浆后，经过一次粗选两次精选两次扫选得到铜精矿e和硫精矿f，中矿按顺序返回上一级作业。
2.根据权利要求1所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，所述的次生硫化铜矿为斑铜矿、辉铜矿、铜蓝和砷黝铜矿中的至少一种；所述的铜硫矿石为有硫化铜矿、黄铁矿的矿石。
3.根据权利要求1所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，B步骤中所述四次粗选中的粗选一和粗选二加入石灰、捕收剂、起泡剂调浆后回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿，粗选三和粗选四加入硫化钠、捕收剂、起泡剂调浆后回收克夫相较差的硫化铜矿和黄铁矿，四次粗选得到的产品合并得到铜硫混合粗精矿b。
4.根据权利要求3所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，粗选一、粗选二回收可浮性较好的硫化铜矿和黄铁矿时，浮选药剂使用情况如下，石灰用作调整剂，调浆后pH控制在6-7，捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中一种，用量为20～100g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为10～50g/t原矿。
5.根据权利要求3所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，粗选三、粗选四回收可浮性差的硫化铜矿和黄铁矿时，浮选药剂使用情况如下，硫化钠用量为500～1000g/t原矿，捕收剂为丁基黄药、异戊基黄药中一种，用量为10～60g/t原矿，起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为10～50g/t原矿。
6.根据权利要求1所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，C步骤中石灰用量为1000～2000g/t原矿，磨矿细度为-20μm占60~80%。
7.根据权利要求1所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，D步骤中石灰用量为100~500g/t原矿。
8.根据权利要求1所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，D步骤中起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为0～30g/t原矿；铜精选一和精选二石灰用量为100～300g/t原矿，铜扫选一和扫选二起泡剂为MIBC、24K、HCCL中一种，用量为0～10g/t原矿。
9.根据权利要求1所述的从含次生硫化铜矿的铜硫矿石中回收铜的选矿工艺，其特征在于，D步骤中捕收剂为硫氨酯（5%～40%）、二硫醇类（30%～60%）、二硫代磷酸酯类（5%～10%）的混合物，用量为5～30g/t原矿，铜精选一和精选二用量为5～20g/t原矿；铜扫选一和扫选二用量为2～20g/t原矿。
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