CN115106190A - 高硫含金混合铜矿的选矿方法 - Google Patents

高硫含金混合铜矿的选矿方法 Download PDF

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Abstract

本申请提供一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，涉及选矿领域。该选矿方法包括：将高硫含金混合铜矿的原矿进行磨矿得到原矿矿浆；原矿矿浆进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；硫化铜粗精矿经过再磨和精选得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行扫选得到硫化铜扫选尾矿；硫化铜扫选尾矿进行硫粗选得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；硫粗选精矿进行精选得到硫精矿，硫粗选尾矿进行扫选，硫扫选尾矿进行氧化铜酸浸回收铜；硫精矿进行焙烧得到焙烧烟气和焙烧渣，焙烧烟气用于制备硫酸，焙烧渣采用浸出法回收金。本申请提供的高硫含金混合铜矿的选矿方法，在提高铜和金的回收率的同时降低了药剂成本，在实现资源综合利用的同时提升了经济效益。

Description

高硫含金混合铜矿的选矿方法
技术领域
本申请涉及选矿领域，尤其涉及一种高硫含金混合铜矿的选矿方法。
背景技术
混合铜矿包含硫化铜矿和氧化铜矿，原则上先回收硫化矿，再回收氧化矿。其中硫化矿回收分为以下两种工艺：(1)铜硫(硫主要指黄铁矿)混合浮选工艺(工艺流程如图1所示)；该工艺再磨作业会增加能耗，带来生产成本上升，同时该工艺存在铜硫分离难度大，部分可浮性很好的黄铁矿较难抑制，混入到硫化铜精矿，影响铜精矿品质，混浮过程中，部分可浮性差的黄铁矿没有进入铜硫混合精矿，而进入后续氧化铜浮选作业，既造成资源浪费，又影响氧化铜精矿品质；(2)铜硫顺序优先工艺；该工艺能获得高质量的铜精矿和硫精矿，但需要消耗一定量的硫酸。硫化铜中的金可以通过火法冶炼实现铜和金的综合回收，而黄铁矿中的金则较难处理。如直接湿法浸出将面临金浸出率低，浸金剂用量大的问题，同时反应析出大量硫酸钠、硫代硫酸钠晶体，结晶致密坚硬，严重影响正常生产(如图2所示，硫酸钠、硫代硫酸钠结晶)，另外，浸出渣含有氰根离子，属于危险固废，需对其投入大量成本进行处理，超细磨可以一定程度提高金的浸出率，但会增大能耗成本。由于矿山多处偏远地带，如果采用火法回收黄铁矿中的金，则副产品硫酸面临储存、运输、销售等问题，无法产生经济效益，因此含金黄铁矿的高效综合回收成为企业亟需决绝的重大难题。
氧化矿的回收目前应用的主要是硫化黄药法，该方法一般需要添加3000-10000g/t的硫化钠作为硫化剂，同时还需其他辅助活化剂以及大量高级黄药作为捕收剂，普遍面临氧化矿浮选回收率低的困扰，尤其是其中的结合氧化铜，通过浮选手段几乎无法回收。氧化铜浮选药剂用量大，药剂成本高，浮选回收率低的问题亟待解决。
发明内容
本申请的目的在于提供一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，以解决上述问题。
为实现以上目的，本申请采用以下技术方案：
一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，包括：
将高硫含金混合铜矿的原矿进行磨矿得到原矿矿浆；
将包括所述原矿矿浆、黄铁矿抑制剂、硫化铜选择性捕收剂在内的原料混合，进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；
所述硫化铜粗精矿经过再磨和第一精选得到硫化铜精矿，所述硫化铜粗选尾矿进行第一扫选得到硫化铜扫选尾矿；
将包括所述硫化铜扫选尾矿、黄铁矿活化剂和黄铁矿捕收剂在内的物料混合，进行硫粗选得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；
所述硫粗选精矿进行第二精选得到硫精矿，所述硫粗选尾矿进行第二扫选，尾矿进行氧化铜酸浸回收铜；
所述硫精矿进行焙烧得到焙烧烟气和焙烧渣，所述焙烧烟气用于制备硫酸，所述焙烧渣采用浸出法回收金，焙烧后的浸出渣作为铁精矿销售。
优选地，所述黄铁矿抑制剂包括生石灰，所述硫化铜选择性捕收剂包括BKD，所述BKD为硫逐氨基甲酸酯、二乙基氨基二硫代甲酸钠、煤油按3:2:1的质量比混合而成。
优选地，所述生石灰的添加量为500-3000g每吨所述原矿矿浆，所述BKD的添加量为15-60g每吨所述原矿矿浆。
优选地，在所述磨矿的过程中预先加入部分或者全部所述黄铁矿抑制剂；
优选地，所述原矿矿浆的pH不小于10。
优选地，所述黄铁矿活化剂包括硫酸，所述黄铁矿捕收剂包括丁基黄药。
优选地，所述硫粗选的体系pH为5-6.5，所述丁基黄药的加入量为15-70g/t。
优选地，所述硫化铜粗选和所述硫粗选的过程中，还加入起泡剂；
优选地，所述起泡剂包括松醇油；
优选地，所述硫化铜粗选的过程中，所述松醇油的加入量为15-30g/t；所述硫粗选的过程中，所述松醇油的加入量为4-20g/t。
优选地，所述硫酸用于所述氧化铜酸浸和/或用作所述黄铁矿活化剂；
优选地，所述氧化铜酸浸过程中，硫酸的用量为10-65kg/t，浸出时间为2-8h。
优选地，所述浸出法回收金的过程中使用的浸金剂包括氰化钠、氰化钾和金蝉黄金选矿剂中的一种或多种；
所述浸金剂的用量为1-3kg/t，浸出时间为8-24h。
优选地，所述原矿矿浆的细度为小于等于0.074mm粒级占55％-80％。
与现有技术相比，本申请的有益效果包括：
本申请提供的高硫含金混合铜矿的选矿方法，首先对高硫含金混合铜矿的硫化矿部分进行铜硫顺序优先浮选，采用黄铁矿抑制剂抑制黄铁矿、用硫化铜选择性捕收剂进行硫化铜粗选和精选，得到高品质硫化铜精矿；然后采用黄铁矿活化剂活化黄铁矿，使可浮性较差的黄铁矿一并进入硫精矿，降低对后续氧化矿浮选作业的影响；对硫精矿进行焙烧制酸得到硫酸和焙烧渣，硫精矿经过氧化焙烧后增大了金的暴露面，金的浸出率明显高于焙烧前，同时由于硫元素已经变成硫酸，浸金过程中硫酸钠、硫代硫酸钠析出结晶的问题也得到了解决，同时大大降低了浸金剂的消耗量。另外，浸出渣主要成分为Fe2O3，作为铁精矿销售，实现“变废为宝”，可产生新的经济效益。所制硫酸应用于黄铁矿的活化以及氧化铜矿的浸出，在解决困扰企业的硫酸销售问题的同时，节约了选矿药剂成本，给企业带来更多经济效益。由于结合氧化铜能够有效浸出，氧化铜的浸出率明显高于浮选回收率，且无需再添加其他任何浮选药剂。
本申请提供的高硫含金混合铜矿的选矿方法，在提高铜和金的回收率的同时降低了药剂成本，在实现资源综合利用的同时提升了企业的经济效益。
附图说明
为了更清楚地说明本申请实施例的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍，应当理解，以下附图仅示出了本申请的某些实施例，因此不应被看作是对本申请范围的限定。
图1为现有技术工艺流程图；
图2为现有技术存在的硫酸钠、硫代硫酸钠结晶问题的示意图；
图3为本申请实施例提供的高硫含金混合铜矿的选矿方法的工艺流程示意图。
具体实施方式
如本文所用之术语：
“由……制备”与“包含”同义。本文中所用的术语“包含”、“包括”、“具有”、“含有”或其任何其它变形，意在覆盖非排它性的包括。例如，包含所列要素的组合物、步骤、方法、制品或装置不必仅限于那些要素，而是可以包括未明确列出的其它要素或此种组合物、步骤、方法、制品或装置所固有的要素。
连接词“由……组成”排除任何未指出的要素、步骤或组分。如果用于权利要求中，此短语将使权利要求为封闭式，使其不包含除那些描述的材料以外的材料，但与其相关的常规杂质除外。当短语“由……组成”出现在权利要求主体的子句中而不是紧接在主题之后时，其仅限定在该子句中描述的要素；其它要素并不被排除在作为整体的所述权利要求之外。
当量、浓度、或者其它值或参数以范围、优选范围、或一系列上限优选值和下限优选值限定的范围表示时，这应当被理解为具体公开了由任何范围上限或优选值与任何范围下限或优选值的任一配对所形成的所有范围，而不论该范围是否单独公开了。例如，当公开了范围“1～5”时，所描述的范围应被解释为包括范围“1～4”、“1～3”、“1～2”、“1～2和4～5”、“1～3和5”等。当数值范围在本文中被描述时，除非另外说明，否则该范围意图包括其端值和在该范围内的所有整数和分数。
在这些实施例中，除非另有指明，所述的份和百分比均按质量计。
“质量份”指表示多个组分的质量比例关系的基本计量单位，1份可表示任意的单位质量，如可以表示为1g，也可表示2.689g等。假如我们说A组分的质量份为a份，B组分的质量份为b份，则表示A组分的质量和B组分的质量之比a：b。或者，表示A组分的质量为aK，B组分的质量为bK(K为任意数，表示倍数因子)。不可误解的是，与质量份数不同的是，所有组分的质量份之和并不受限于100份之限制。
“和/或”用于表示所说明的情况的一者或两者均可能发生，例如，A和/或B包括(A和B)和(A或B)。
一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，包括：
将高硫含金混合铜矿的原矿进行磨矿得到原矿矿浆；
将包括所述原矿矿浆、黄铁矿抑制剂、硫化铜选择性捕收剂在内的原料混合，进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；
所述硫化铜粗精矿经过再磨和第一精选得到硫化铜精矿，所述硫化铜粗选尾矿进行第一扫选得到硫化铜扫选尾矿；
将包括所述硫化铜扫选尾矿、黄铁矿活化剂和黄铁矿捕收剂在内的物料混合，进行硫粗选得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；
所述硫粗选精矿进行第二精选得到硫精矿，所述硫粗选尾矿进行第二扫选，尾矿进行氧化铜酸浸回收铜；
所述硫精矿进行焙烧得到焙烧烟气和焙烧渣，所述焙烧烟气用于制备硫酸，所述焙烧渣采用浸出法回收金，焙烧后的浸出渣作为铁精矿销售。
焙烧制酸的过程，反应式如下：
4FeS2+11O2＝2Fe2 O3+8SO2；
2SO2+O2＝2SO3；
SO3+H2O＝H2SO4；
通过焙烧后的硫精矿中黄铁矿已转化为氧化铁，解决了黄铁矿浸金过程中带来的硫化钠、硫代硫酸钠大量结晶析出的问题，黄铁矿焙烧所制硫酸可用于浮选时黄铁矿的活化剂以及氧化铜的酸浸剂，成功解决了困扰企业的硫酸储存和销售问题，同时节约了选矿药剂成本，提高了氧化铜的回收率，创造了新的经济效益。
黄铁矿经过焙烧转化为氧化矿，减少了浸金剂的消耗，同时焙烧使矿样内部产生裂隙，使更多的金暴露出来，有利于提高金的浸出率，且浸出渣作为铁精矿销售，实现“变废为宝”成为新的经济增长点。
在一个可选的实施方式中，所述黄铁矿抑制剂包括生石灰，所述硫化铜选择性捕收剂包括BKD，所述BKD为硫逐氨基甲酸酯、二乙基氨基二硫代甲酸钠、煤油按3:2:1的质量比混合而成。
将生石灰加入磨机中，以便生石灰与磨蚀暴露出来的新鲜黄铁矿表面发生作用，达到更好的抑制效果。
BKD在高效回收硫化铜矿的同时对受到石灰抑制的黄铁矿几乎没有捕收作用，有利于获得高品质的硫化铜精矿。
在一个可选的实施方式中，所述生石灰的添加量为500-3000g每吨所述原矿矿浆，所述BKD的添加量为15-60g每吨所述原矿矿浆。
可选的，所述生石灰的添加量可以为500g、1000g、1500g、2000g、2500g、3000g或者500-3000g每吨所述原矿矿浆之间的任一值，所述BKD的添加量可以为15g、20g、25g、30g、35g、40g、45g、50g、55g、60g或者15-60g每吨所述原矿矿浆之间的任一值。
在一个可选的实施方式中，在所述磨矿的过程中预先加入部分或者全部所述黄铁矿抑制剂；
在一个可选的实施方式中，所述原矿矿浆的pH不小于10。
该pH条件下，黄铁矿得到充分抑制。
在一个可选的实施方式中，所述黄铁矿活化剂包括硫酸，所述黄铁矿捕收剂包括丁基黄药。
在一个可选的实施方式中，所述硫粗选的体系pH为5-6.5，所述丁基黄药的加入量为15-70g/t。
可选的，所述硫粗选的体系pH可以为5、6、6.5或者5-6.5之间的任一值，所述丁基黄药的加入量可以为15g/t、20g/t、25g/t、30g/t、35g/t、40g/t、45g/t、50g/t、55g/t、60g/t、65g/t、70g/t或者15-70g/t之间的任一值。
在一个可选的实施方式中，所述硫化铜粗选和所述硫粗选的过程中，还加入起泡剂；
在一个可选的实施方式中，所述起泡剂包括松醇油；
在一个可选的实施方式中，所述硫化铜粗选的过程中，所述松醇油的加入量为15-30g/t；所述硫粗选的过程中，所述松醇油的加入量为4-20g/t。
可选的，所述硫化铜粗选的过程中，所述松醇油的加入量可以为15g/t、20g/t、25g/t、30g/t或者15-30g/t之间的任一值；所述硫粗选的过程中，所述松醇油的加入量可以为4g/t、5g/t、10g/t、15g/t、20g/t或者4-20g/t之间的任一值。
在一个可选的实施方式中，所述硫酸用于所述氧化铜酸浸和/或用作所述黄铁矿活化剂；
在一个可选的实施方式中，所述氧化铜酸浸过程中，硫酸的用量为10-65kg/t，浸出时间为2-8h。
可选的，所述氧化铜酸浸过程中，硫酸的用量可以为15g/t、20g/t、25g/t、30g/t、35g/t、40g/t、45g/t、50g/t、55g/t、60g/t、65g/t或者10-65kg/t之间的任一值，浸出时间可以为2h、3h、4h、5h、6h、7h、8h或者2-8h之间的任一值。
在一个可选的实施方式中，所述浸出法回收金的过程中使用的浸金剂包括氰化钠、氰化钾和金蝉黄金选矿剂中的一种或多种；
所述浸金剂的用量为1-3kg/t，浸出时间为8-24h。
可选的，所述浸金剂的用量可以为1kg/t、2kg/t、3kg/t或者1-3kg/t之间的任一值，浸出时间可以为8h、10h、12h、14h、16h、18h、20h、22h、24h或者8-24h之间的任一值。
在一个可选的实施方式中，所述原矿矿浆的细度为小于等于0.074mm粒级占55％-80％。
可选的，所述原矿矿浆的细度为小于等于0.074mm粒级占55％、60％、65％、70％、75％、80％或者55％-80％之间的任一值。
该磨矿细度下，可以使铜矿物和金矿物充分解离又不至于过磨，以免造成能源及资源浪费。
下面将结合具体实施例对本申请的实施方案进行详细描述，但是本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本申请，而不应视为限制本申请的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
实施例1
如图3所示，本实施例提供一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，具体工艺步骤如下：
原矿矿石来源于安徽某氧化率为50％的氧化铜矿。
工序A1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占55％。
工序A2、硫化矿浮选，在磨机矿浆中加入500g/t生石灰作为黄铁矿抑制剂，添加BKD15g/t，起泡剂松醇油15g/t，进行1次硫化铜粗选，添加BKD8g/t，起泡剂松醇油8g/t，进行2次硫化铜粗选，两次粗选精矿合并得到硫化铜粗精矿，将硫化铜粗精矿添加200g/t生石灰再磨至小于等于0.038mm占80％，进行两次精选，得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行2次扫选，扫选尾矿添加工序A3所制硫酸作为黄铁矿活化剂，调整pH至5，添加丁基黄药15g/t作为捕收剂，松醇油4g/t作为起泡剂，经过1次硫粗选得到硫粗精矿，硫粗精矿经过2次精选得到硫精矿，硫粗选尾矿经过2次扫选的尾矿进入氧化铜酸浸作业。
工序A3、焙烧制酸，采用沸腾炉焙烧硫精矿，采用接触法制备硫酸。
工序A4、将焙烧渣采用浸出法回收金，氰化钾用量为1kg/t，浸出时间8小时，矿浆pH值为11.5，金的浸出率为92.26％。
工序A5、将工序A3所制硫酸作为氧化铜酸浸剂，硫酸用量为10kg/t，浸出时间2小时。
对比例1
采用图1所示的传统工艺流程处理与实施例1相同的矿石，具体如下：
工序a1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占55％。
工序a2、硫化矿混合浮选，加入丁基黄药30g/t，松醇油15g/t进行铜硫混浮一次粗选，加入丁基黄药10g/t，松醇油4g/t，进行铜硫混浮二次粗选，铜硫混浮二次粗选尾矿经两次扫选后进入氧化铜浮选作业，将两次粗选精矿合并进行一次空白精选，产生铜硫混合精矿和一个中矿，中矿返回铜硫混浮一次粗选，铜硫混合精矿加入1000g/t石灰再磨至小于等于0.038mm粒级占80％，进行铜硫分离作业，铜硫分离精矿经过两次精选得到硫化铜精矿，铜硫分离尾矿经过两次扫选得到硫精矿，其余中矿顺序返回至上一作业。
工序a3、硫精矿浸金作业，浸金剂5kg/t，浸出时间16小时，矿浆pH值11.5，金的浸出率为65.17％。
工序a4、氧化铜浮选，加入3000g/t硫化钠作为硫化剂，加入1000g/t硫酸铵作为辅助活化剂，加入100g/t戊基黄药和30g/t苯甲羟肟酸作为捕收剂，加入20g/t松醇油作为起泡剂进行氧化铜一次粗选。加入1000g/t硫化钠作为硫化剂，加入500g/t硫酸铵作为辅助活化剂，加入50g/t戊基黄药和10g/t苯甲羟肟酸作为捕收剂，加入10g/t松醇油作为起泡剂进行氧化铜二次粗选。两次氧化铜粗选精矿合并进行两次精选得到氧化铜精矿，氧化铜二次选尾矿进行两次扫选得到最终尾矿。
实施例1与对比例1试验结果见表1。
表1实施例1与对比例1试验指标对比
Figure BDA0003764216890000101
Figure BDA0003764216890000111
实施例2
本实施例提供一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，具体工艺步骤如下：
原矿矿石来源于四川某氧化率为60％的混合铜矿。
工序B1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，在磨矿过程中添加3000g/t石灰作为黄铁矿抑制剂，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占80％。
工序B2、硫化矿浮选，添加BKD60g/t，起泡剂松醇油30g/t，进行1次硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿，将硫化铜粗精矿添加100g/t石灰进行一次精选，一次精选精矿添加50g/t石灰进行二次精选，得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行2次扫选，扫选尾矿添加工序B3所制硫酸作为黄铁矿活化剂，调整pH至6.5，添加丁基黄药70g/t作为捕收剂，松醇油20g/t作为起泡剂，经过1次硫粗选得到硫粗精矿，硫粗精矿经过2次精选得到硫精矿，硫粗选尾矿经过2次扫选的尾矿进入氧化铜酸浸作业。
工序B3、焙烧制酸，采用沸腾炉焙烧硫精矿，采用接触法制备硫酸。
工序B4、将焙烧渣采用浸出法回收金，氰化钠用量为3kg/t，浸出时间24小时，矿浆pH值为12，硫精矿中金的浸出率为89.71％。
工序B5、将工序B3所制硫酸作为氧化铜酸浸剂，硫酸用量为65kg/t，浸出时间8小时。
对比例2
采用图1所示的传统工艺流程处理与实施例2相同的矿石。
具体如下：
工序b1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占80％。
工序b2、硫化矿混合浮选，加入丁基黄药70g/t，松醇油30g/t进行铜硫混浮一次粗选，加入丁基黄药60g/t，松醇油20g/t，进行铜硫混浮二次粗选，铜硫混浮二次粗选尾矿经两次扫选后进入氧化铜浮选作业，将两次粗选精矿合并进行一次空白精选，产生铜硫混合精矿和一个中矿，中矿返回铜硫混浮一次粗选，铜硫混合精矿加入800g/t石灰再磨至小于等于0.038mm粒级占85％，进行铜硫分离作业，铜硫分离精矿经过两次精选得到硫化铜精矿，铜硫分离尾矿经过两次扫选得到硫精矿，其余中矿顺序返回至上一作业。
工序b3、硫精矿浸金作业，浸金剂8kg/t，浸出时间16小时，矿浆pH值11.5，金的浸出率为63.38％。
工序b、氧化铜浮选，加入2000g/t硫化钠作为硫化剂，加入1000g/t硫酸铵作为辅助活化剂，加入80g/t戊基黄药和20g/t苯甲羟肟酸作为捕收剂，加入20g/t松醇油作为起泡剂进行氧化铜一次粗选。加入1000g/t硫化钠作为硫化剂，加入500g/t硫酸铵作为辅助活化剂，加入60g/t戊基黄药和20g/t苯甲羟肟酸作为捕收剂，加入10g/t松醇油作为起泡剂进行氧化铜二次粗选。加入500g/t硫化钠作为硫化剂，加入200g/t硫酸铵作为辅助活化剂，加入30g/t戊基黄药和10g/t苯甲羟肟酸作为捕收剂，加入40g/t松醇油作为起泡剂进行氧化铜三次粗选。三次氧化铜粗选精矿合并进行两次精选得到氧化铜精矿，氧化铜三次选尾矿进行两次扫选得到最终尾矿。
实施例2和对比例2试验结果见表2。
表2实施例2与对比例2试验指标对比
Figure BDA0003764216890000131
实施例3
原矿矿石来源于云南某氧化率为65％的混合铜矿。
工序C1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，在磨矿过程中添加2000g/t石灰作为黄铁矿抑制剂，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占75％。
工序C2、硫化矿浮选，添加BKD30g/t，起泡剂松醇油20g/t，进行1次硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿，将硫化铜粗精矿添加300g/t石灰进行一次精选，一次精选精矿添加100g/t石灰进行二次精选，得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行2次扫选，扫选尾矿添加工序B3所制硫酸作为黄铁矿活化剂，调整pH至6，添加丁基黄药30g/t作为捕收剂，松醇油10g/t作为起泡剂，经过1次硫粗选得到硫粗精矿，硫粗精矿经过2次精选得到硫精矿，硫粗选尾矿经过2次扫选的尾矿进入氧化铜酸浸作业。
工序C3、焙烧制酸，采用沸腾炉焙烧硫精矿，采用接触法制备硫酸。
工序C4、将焙烧渣采用浸出法回收金，氰化钠用量为2kg/t，浸出时间12小时，矿浆pH值为12，硫精矿中金的浸出率为90.58％。
工序C5、将工序C3所制硫酸作为氧化铜酸浸剂，硫酸用量为67kg/t，浸出时间8小时。
表3实施例3试验指标
Figure BDA0003764216890000141
从试验过程和结果可以看出：(1)实施例获得了更高品位及回收率的硫化铜精矿；(2)对比例铜硫混合精矿再磨量更大，能耗更高；(3)氧化铜酸浸含铜贵液的铜回收率明显高于氧化铜浮选回收率；(4)氧化铜浮选过程中添加了大量浮选药剂，药剂成本较高，而氧化铜酸浸采用自制硫酸，成本较低；(5)硫精矿焙烧后金的浸出率得到了极大提高；(6)硫精矿经过焙烧后浸金，可以降低浸金剂的用量。
对比例3
采用实施例1所用相同矿样进行不添加石灰试验，具体如下：
工序c1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占55％。
工序c2、硫化矿浮选，添加BKD15g/t，起泡剂松醇油15g/t，进行1次硫化铜粗选，添加BKD8g/t，起泡剂松醇油8g/t，进行2次硫化铜粗选，两次粗选精矿合并得到硫化铜粗精矿，将硫化铜粗精矿再磨至小于等于0.038mm占80％，进行两次精选，得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行2次扫选，扫选尾矿添加工序c3所制硫酸作为黄铁矿活化剂，调整pH至5，添加丁基黄药15g/t作为捕收剂，松醇油4g/t作为起泡剂，经过1次硫粗选得到硫粗精矿，硫粗精矿经过2次精选得到硫精矿，硫粗选尾矿经过2次扫选的尾矿进入氧化铜酸浸作业。
工序c3、焙烧制酸，采用沸腾炉焙烧硫精矿，采用接触法制备硫酸。
工序c4、将焙烧渣采用浸出法回收金，氰化钾用量为1kg/t，浸出时间8小时，矿浆pH值为11.5，金的浸出率为92.26％。
工序c5、将工序A3所制硫酸作为氧化铜酸浸剂，硫酸用量为10kg/t，浸出时间2小时。
表4对比例3试验指标
Figure BDA0003764216890000151
从试验过程和结果可以看出：(1)不添加石灰导致黄铁矿混入硫化铜中，硫化铜产率从2.51％增加至4.31％，铜精矿品位从22.31％降低为12.38％，严重影响铜精矿的计价系数，硫化铜回收率从43％降低至41.07％；(2)不添加石灰导致黄铁矿与硫化铜产生竞争吸附，导致部分黄铜矿没有得到有效回收，从而进入后续作业中的硫浮选，进入硫精矿，造成铜资源的浪费。
对比例4
采用实施例1所用相同矿样进行单一硫逐氨基甲酸酯作为硫化铜捕收剂的选矿对比试验，具体如下：
工序d1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占55％。
工序d2、硫化矿浮选，在磨机矿浆中加入500g/t生石灰作为黄铁矿抑制剂，添加硫逐氨基甲酸酯15g/t，起泡剂松醇油15g/t，进行1次硫化铜粗选，添加硫逐氨基甲酸酯8g/t，起泡剂松醇油8g/t，进行2次硫化铜粗选，两次粗选精矿合并得到硫化铜粗精矿，将硫化铜粗精矿添加200g/t生石灰再磨至小于等于0.038mm占80％，进行两次精选，得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行2次扫选，扫选尾矿添加工序d3所制硫酸作为黄铁矿活化剂，调整pH至5，添加丁基黄药15g/t作为捕收剂，松醇油4g/t作为起泡剂，经过1次硫粗选得到硫粗精矿，硫粗精矿经过2次精选得到硫精矿，硫粗选尾矿经过2次扫选的尾矿进入氧化铜酸浸作业。
工序d3、焙烧制酸，采用沸腾炉焙烧硫精矿，采用接触法制备硫酸。
工序d4、将焙烧渣采用浸出法回收金，氰化钾用量为1kg/t，浸出时间8小时，矿浆pH值为11.5，金的浸出率为92.26％。
工序d5、将工序A3所制硫酸作为氧化铜酸浸剂，硫酸用量为10kg/t，浸出时间2小时。
表5对比例4试验指标
Figure BDA0003764216890000161
从试验过程和结果可以看出：使用单一硫逐氨基甲酸酯作为硫化铜捕收剂，因其对硫化铜的针对性捕收能力不如BKD，导致铜精矿品位从22.31％降低为17.62％，铜的回收率从43％降低至40.19％。
对比例5
采用实施例1所用相同矿样进行不添加硫酸活化黄铁矿的选矿对比试验，具体如下：
工序e1、磨矿，将高硫含金混合铜矿进行磨矿，磨矿细度为小于等于0.074mm粒级占55％。
工序e2、硫化矿浮选，在磨机矿浆中加入500g/t生石灰作为黄铁矿抑制剂，添加硫逐氨基甲酸酯15g/t，起泡剂松醇油15g/t，进行1次硫化铜粗选，添加硫逐氨基甲酸酯8g/t，起泡剂松醇油8g/t，进行2次硫化铜粗选，两次粗选精矿合并得到硫化铜粗精矿，将硫化铜粗精矿添加200g/t生石灰再磨至小于等于0.038mm占80％，进行两次精选，得到硫化铜精矿，硫化铜粗选尾矿进行2次扫选，扫选尾矿添加丁基黄药15g/t作为捕收剂，松醇油4g/t作为起泡剂，经过1次硫粗选得到硫粗精矿，硫粗精矿经过2次精选得到硫精矿，硫粗选尾矿经过2次扫选的尾矿进入氧化铜酸浸作业。
工序e3、焙烧制酸，采用沸腾炉焙烧硫精矿，采用接触法制备硫酸。
工序e4、将焙烧渣采用浸出法回收金，氰化钾用量为1kg/t，浸出时间8小时，矿浆pH值为11.5，金的浸出率为92.26％。
工序e5、将工序A3所制硫酸作为氧化铜酸浸剂，硫酸用量为10kg/t，浸出时间2小时。
表5对比例4试验指标
Figure BDA0003764216890000171
从试验过程和结果可以看出：被石灰抑制后的黄铁矿，如果不添加硫酸进行活化，会导致硫精矿产率从4.17％降低至1.65％，从而造成黄铁矿中金回收率的损失、硫酸产量降低以及作为铁精矿销售的浸出渣产量降低，严重影响企业经济效益。
本申请实施例所提供的高硫含金混合铜矿综合回收方法通过对硫化矿采用顺序优先工艺以及高选择性捕收剂BKD可获得高品质铜精矿和硫精矿，通过对硫精矿焙烧制酸实现一举多得：a.焙烧提高了硫精矿中金的浸出率；b.焙烧降低了浸出过程中浸金剂的消耗；c.焙烧后浸出解决了硫化钠、硫代硫酸钠大量结晶析出的问题；d.焙烧所制硫酸用于黄铁矿浮选时的活化和氧化铜的浸出，解决了困扰企业的硫酸储存和销售问题，降低了药剂成本；e.氧化铜酸浸工艺相对浮选工艺铜回收率更高，由于采用自制硫酸，药剂成本更低；f.浸出渣主要成分为Fe2O3，作为铁精矿销售，将原先的危险固废转变为可销售产品，实现“变废为宝”，产生新的经济增长点。
最后应说明的是：以上各实施例仅用以说明本申请的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本申请进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本申请各实施例技术方案的范围。
此外，本领域的技术人员能够理解，尽管在此的一些实施例包括其它实施例中所包括的某些特征而不是其它特征，但是不同实施例的特征的组合意味着处于本申请的范围之内并且形成不同的实施例。例如，在上面的权利要求书中，所要求保护的实施例的任意之一都可以以任意的组合方式来使用。公开于该背景技术部分的信息仅仅旨在加深对本申请的总体背景技术的理解，而不应当被视为承认或以任何形式暗示该信息构成已为本领域技术人员所公知的现有技术。

Claims (10)

1.一种高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，包括：
将高硫含金混合铜矿的原矿进行磨矿得到原矿矿浆；
将包括所述原矿矿浆、黄铁矿抑制剂、硫化铜选择性捕收剂在内的原料混合，进行硫化铜粗选，得到硫化铜粗精矿和硫化铜粗选尾矿；
所述硫化铜粗精矿经过再磨和第一精选得到硫化铜精矿，所述硫化铜粗选尾矿进行第一扫选得到硫化铜扫选尾矿；
将包括所述硫化铜扫选尾矿、黄铁矿活化剂和黄铁矿捕收剂在内的物料混合，进行硫粗选得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；
所述硫粗选精矿进行第二精选得到硫精矿，所述硫粗选尾矿进行第二扫选，第二扫选尾矿进行氧化铜酸浸回收铜；
所述硫精矿进行焙烧得到焙烧烟气和焙烧渣，所述焙烧烟气用于制备硫酸，所述焙烧渣采用浸出法回收金，焙烧后的浸出渣作为铁精矿销售。
2.根据权利要求1所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述黄铁矿抑制剂包括生石灰，所述硫化铜选择性捕收剂包括BKD，所述BKD为硫逐氨基甲酸酯、二乙基氨基二硫代甲酸钠、煤油按3:2:1的质量比混合而成。
3.根据权利要求2所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述生石灰的添加量为500-3000g每吨所述原矿矿浆，所述BKD的添加量为15-60g每吨所述原矿矿浆。
4.根据权利要求1所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，在所述磨矿的过程中预先加入部分或者全部所述黄铁矿抑制剂；
优选地，所述原矿矿浆的pH不小于10。
5.根据权利要求1所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述黄铁矿活化剂包括硫酸，所述黄铁矿捕收剂包括丁基黄药。
6.根据权利要求5所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述硫粗选的体系pH为5-6.5，所述丁基黄药的加入量为15-70g/t。
7.根据权利要求1所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述硫化铜粗选和所述硫粗选的过程中，还加入起泡剂；
优选地，所述起泡剂包括松醇油；
优选地，所述硫化铜粗选的过程中，所述松醇油的加入量为15-30g/t；所述硫粗选的过程中，所述松醇油的加入量为4-20g/t。
8.根据权利要求1所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述硫酸用于所述氧化铜酸浸和/或用作所述黄铁矿活化剂；
优选地，所述氧化铜酸浸过程中，硫酸的用量为10-65kg/t，浸出时间为2-8h。
9.根据权利要求1所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述焙烧的温度为860-940℃；
优选地，所述浸出法回收金的过程中使用的浸金剂包括氰化钠、氰化钾和金蝉黄金选矿剂中的一种或多种；
所述浸金剂的用量为1-3kg/t，浸出时间为8-24h。
10.根据权利要求1-9任一项所述的高硫含金混合铜矿的选矿方法，其特征在于，所述原矿矿浆的细度为小于等于0.074mm粒级占55％-80％。
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