一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法 |
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| 申请号 | CN201510163371.6 | 申请日 | 2015-04-09 | 公开(公告)号 | CN104815746A | 公开(公告)日 | 2015-08-05 |
| 申请人 | 湖南有色金属研究院; | 发明人 | 胡波; 陈代雄; 薛伟; 杨建文; 董艳红; 李晓东; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种高 铁 高泥质 碱 性脉石难处理 氧 化 铜 矿的回收方法，属于矿物加工技术领域。所述氧化铜矿原矿磨矿后先经硫氧混合浮选，获得硫氧混合浮选精矿和浮选 尾矿 ，浮选尾矿再进行高梯度 磁选 得到难选氧化铜磁选粗精矿和磁选尾矿；对所述高梯度磁选得到的氧化铜磁选粗精矿进行2～3次开路精选得到氧化铜磁选精矿和磁选中矿，磁选中矿进行湿法 浸出 。所述方法比单一浮选回收率高15%～25%。解决了常规硫化浮选对高含铁氧化铜矿物回收率低，湿法浸出高泥质碱性脉石氧化铜过程中药剂消耗大，浸出率低，能耗高，易板结、生产成本高，单一磁选对铜矿物回收率低的问题。确保高铁高泥质碱性脉石难选氧化铜的高效回收。该工艺流程稳定，适应性强，生产成本低，易于工业实施。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的选矿回收方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法技术领域[0001] 本发明涉及一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法，属于矿物加工技术领域。 背景技术[0002] 铜是关系到国计民生的重要有色金属，它以导电、导热、抗张、耐磨等优良性能，被广泛地应用于电气、机械制造、能源军事等工业领域。随着国民经济的发展，我国对铜的需求不断增加。我国可供工业开采和利用的铜矿资源严重短缺，硫化铜矿和易选富矿日益减少，因此加强难选铜矿石的选别技术研究，提高其综合利用率，具有重要意义。氧化铜矿石含泥高，粒度细，药剂消耗大、生产成本高；部分氧化铜矿物或以类质同象的的方式存在于铁矿物中，或由于吸附作用或机械混入含有Fe、Mn等磁性杂质，大大降低可浮性。采用现有的常规流程，如浮选法、离析-浮选法、氨浸-硫化沉淀浮选法、化学选矿法、细菌浸出这些方法回收铜，普遍存在着工艺流程复杂、选矿成本高、回收率低、环境污染严重等特点，难以工业实施。 [0003] 申请号为CN102764701A的一种高泥质碱性脉石氧化铜矿浮选方法，采用无起泡剂-强活化-泥分散-强捕收的浮选工艺进行氧化铜的回收。该方法对结合率高含铁氧化铜回收率低。 [0004] 申请号为CN103555938A的一种高含泥氧化铜矿的选冶方法，将原矿破碎、洗矿至不含泥的粗粒矿浆和细粒矿浆，粗粒矿浆浮选，细粒矿浆浓缩后浸出。该方法对洗矿矿泥中铜没回收，同时对结合率高含铁氧化铜回收率低。 发明内容[0007] 针对含高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿含磁性杂质铜矿物可浮性差，浮选回收率低，湿法浸出生产成本高，单一磁选对铜矿物回收率低的问题，本发明提供一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法，所述方法具有成本低，回收率高，适应性强等特点。 [0008] 本发明的技术方案是，提供一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法，包括以下步骤：（1）将原矿磨细至-0.074 mm占65%～95%； （2）对磨细后的原矿进行硫氧混合浮选，得到硫氧混合浮选粗选精矿和硫氧混合浮选粗选尾矿； （3）对所述硫氧混合浮选粗选精矿进行精选得到硫氧混合精矿；对所述硫氧混合浮选粗选尾矿进行扫选，得到硫氧混合扫选尾矿； （4）对所述硫氧混合扫选尾矿进行高梯度磁选得到高梯度磁选粗精矿和磁选尾矿，磁选尾矿抛尾； （5）对所述高梯度磁选粗精矿进行磁选精选得到磁选精矿和磁选中矿； （6）对所述磁选中矿进行湿法浸出； 其中硫氧混合浮选粗选，按每吨原矿添加1000～5000g硫化钠作为硫化剂，100～ 500g戊黄药作为捕收剂，20～60gMIBC作为起泡剂；扫选按每吨原矿添加200～500g硫化钠作为硫化剂，30～100g戊黄药作为捕收剂，10～30gMIBC作为起泡剂。 [0009] 所述硫氧混合浮选粗选精矿进行1～3次精选；所述硫氧混合浮选粗选尾矿进行1～2次硫氧混合浮选扫选；所述硫氧混合扫选尾矿进行2～3次高梯度磁选，所述高梯度磁选磁场强度为：0.8～1.4T；所述高梯度磁选粗精矿进行2～3次高梯度磁选精选，所述高梯度磁选磁场强度为：0.7～1.2T；所述高梯度磁选中矿进行浸出，浸出条件为：采用搅拌浸出，浸出用酸为硫酸，矿浆中酸浓度为50～150g/L浸出温度20℃～30℃，浸出时间 1～5小时。 [0010] 本发明的优点在于：浮选方法处理高泥质氧化铜时，因矿泥极细，比表面积大，吸附在粗颗粒表面形成罩盖现象，阻碍药剂与粗矿粒之间的作用，使得药剂消耗量大幅增加；同时，矿泥易夹杂于浮选泡沫，循环于流程中难以脱除，降低精矿品位和回收率，使浮选难于进行。利用单一的浮选方法已经不能经济高效的分选高泥质碱性脉石氧化铜矿；氧化铜矿物中部分铜矿物或以类质同象的的方式存在于铁矿物中，或由于吸附作用、机械混入含有Fe、Mn等磁性杂质，或以赤铜铁矿、铜锰铁铝硅氧化结合物的形式存在，加大不同氧化铜矿物之间可浮性和比磁化系数差异。这部分铜矿物浮选回收率低。随着磁选工艺和磁选设备的进步，应用磁选工艺回收这部分含铜矿物成为可能。磁选得到磁选精矿中泥质和钙镁等碱性耗酸物质含量低，为湿法浸出提供优质原料；若采用单一湿法浸出工艺处理高泥质碱性脉石氧化铜矿，由于原矿含有大量泥质碱性脉石，一方面严重降低浸出过程中溶液渗透性及后续产品的过滤性能，另一方面药剂酸耗大，成本高，易板结、浸出率低。 [0011] 本发明充分发挥浮选、磁选和湿法各自的优势，取长补短，克服了传统氧化铜矿浮选对含磁性杂质铜矿物回收率低，湿法浸出过程中高泥质导致药剂消耗大，浸出率低，能耗高，生产成本高，单一磁选对铜矿物回收率低的问题。本发明可以使高铁高泥质碱性脉石难选氧化铜矿得到充分回收利用，不仅有利于节省资源，而且对于缓解我国矿产资源的紧张局面具有重要意义。 [0012] 用本发明提供的新方法，以西藏玉龙铜矿高铁高泥质碱性脉石难选氧化铜矿为处理对象，在系统的小型试验，扩大试验的基础上，完成了2000吨/日的工业试验。所获得的工业试验指标是：在原矿铜品位2.5%～5.5%之间，氧化率45%～95%之间，含泥量45%～60%之间时，含铁梁15%～25%在获得铜精矿含铜＞19%，铜综合回收率82%～92%之间。比单一浮选、单一磁选或者单一浸出铜的回收率提高20%个百分点以上。每年可以创利税3亿元以上。本发明无论从工艺流程本身还是由其获得的技术经济指标，都对我国同类型氧化铜矿石的加工利用具有显著的推动性和示范性。 具体实施方式[0013] 下面结合实施例对本发明作进一步说明实施例1 原矿选自西藏某高品位氧化铜矿，原矿铁含量高、矿泥含量大，该矿含铜4.40%，含铁 20.76%，铜氧化率65%左右，铜矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、赤铜铁矿、铜锰铁铝硅氧化结合物，大量铜矿物中以吸附或机械混入铁造成铜矿物尤其是氧化铜上浮难。矿石中铜的赋存状态复杂，主要赋存在自由氧化铜和次生硫化铜中，分布率分别为41.50%、34.31%；其次以结合氧化铜的形式存在，分布率为27.83%。脉石矿物主要以粘土类矿物为主。 [0014] 该矿铜矿物回收包括以下步骤：（1）磨矿：原矿磨矿至细度-0.074 mm占75%； （2）硫氧混合浮选粗选：按每吨给矿计，硫化钠用量为2000g，搅拌2分钟，戊黄药350g，聚醚醇30g，搅拌2分钟，浮选时间3分钟；得到硫氧混合浮选粗选精矿和硫氧混合浮选粗尾矿； （3）硫氧混合浮选粗尾矿经两次扫选得到硫氧混合浮选扫选尾矿，按每吨给矿计，其中扫选一过程中，硫化钠用量为500g，搅拌2分钟，戊黄药80g，聚醚醇20g，搅拌2分钟，浮选时间3分钟；扫选二过程中，硫化钠用量为200g，搅拌2分钟，戊黄药40g，聚醚醇10g，搅拌 2分钟，浮选时间3分钟，获得硫氧混合浮选扫选尾矿；硫氧混合浮选粗选精矿经过三次空白精选，获得硫氧混合浮选精矿；硫氧混合浮选经过一次粗选两次扫选三次精矿可以获得铜精矿品位29.89%，对原矿铜回收率64.20%； （4）高梯度磁选：硫氧混合浮选尾矿进行两次高梯度磁选，磁场强度分别为0.8T和1.2 T，获得高梯度磁选粗精矿和和磁选尾矿。高梯度磁选粗精矿进行三次磁选精选，获得磁选精矿和磁选中矿，磁场强度分别为1.0 T、0.8T和0.7T；高梯度磁选经过两次粗选三次精选可以获得铜精矿品位8.79%，对原矿铜回收率11.32%； （5）湿法浸出：按每吨给矿计，磁选中矿进行湿法浸出，加入硫酸用量为50kg，浸出温度30℃，浸出时间3.0小时，浸出率为84%，对原矿铜回收率14.5%。磁选中矿中CaO、MgO的含量分别为0.73%、0.59%，耗酸物质CaO、MgO的含量低，可以为湿法冶金提供良好的原料； （6）经过浮选-磁选-湿法浸出的联合工艺铜的总回收率达到90.02%。 [0015] 实施例2原矿选自西藏某铜矿，原矿铁含量高、矿泥含量大，该矿含铜2.7%，含铁17.85%，铜氧化率92%左右，铜矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、赤铜铁矿、铜铁锰铝硅氧化结合物，大量铜矿物中以吸附或机械混入铁造成铜矿物尤其是氧化铜上浮难。矿石中铜的赋存状态复杂，主要赋存在自由氧化铜和结合氧化铜中，分布率分别为60.38%、35.69%。脉石矿物主要以粘土类矿物为主。 [0016] 该矿铜矿物回收包括以下步骤：（1）磨矿：原矿磨矿至细度-0.074 mm占90%； （2）硫氧混合浮选粗选：按每吨给矿计，硫化钠用量为3500g，搅拌2分钟，戊黄药300g，聚醚醇35g，搅拌2分钟，浮选时间3分钟；得到硫氧混合浮选粗选精矿和硫氧混合浮选粗尾矿； （3）硫氧混合浮选粗尾矿经两次扫选得到硫氧混合浮选扫选尾矿，按每吨给矿计，其中扫选一过程中，硫化钠用量为1000g，搅拌2分钟，戊黄药100g，聚醚醇20g，搅拌2分钟，浮 |
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