一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法 |
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| 申请号 | CN202311461570.6 | 申请日 | 2023-11-06 | 公开(公告)号 | CN117282546A | 公开(公告)日 | 2023-12-26 |
| 申请人 | 西安建筑科技大学; | 发明人 | 肖巍; 夏小超; 杨娟; 万昕洋; 高碧荷; 张哲; 夏维; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种高 钙 低品位 氧 化 铜 矿石 钙铜综合回收的方法，包括以下方法：步骤S1：将矿石碎磨至一定细度，加 水 调浆到 质量 浓度为25‑35％；步骤S2：加入pH调整剂，将矿浆pH值调至8.5‑9.5，加入用量为500g/t‑1500g/t的捕收剂1，加入用量为10g/t‑30g/t的起泡剂，在浮选机中进行浮选，得到的 泡沫 产品为铜精矿一。本发明采用 破碎 、磨矿、优先浮选易浮铜矿物、槽底产品继续浮选方解石等方法，通过不同矿物性质分部分选形式，可以得到高品位铜精矿一、合格的 浸出 原料铜精矿二以及高品质的钙精矿，有效提高了高钙低品位氧化铜矿的铜回收率以及高品质方解石，极大限度降低浸出酸耗，整体选冶成本较低，回收副产物方解石，具有较高的技术、经济推广价值。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法，其特征在于；包括以下方法： |
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| 说明书全文 | 一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法技术领域背景技术[0002] 国外一般直接浸出的氧化铜矿石资源含铜较高，且含钙较低，铜的物相以易浸出的孔雀石为主，一般含量在5％以上，属于优质氧化铜矿资源。采用直接酸浸‑电解的方法就可以经济的得到高品质的阴极铜。此类资源开发和应用的主要地区是非洲，该地区很多国家处理含铜5％的氧化铜矿石所采用的流程主要是破碎‑磨矿后，直接采用酸浸‑电解的回收工艺流程，浸出率可达到90％以上。 [0003] 我国氧化铜矿的特点是贫、细、杂，优质氧化铜矿少，矿石结构复杂，嵌布粒度细，绝大多数氧化铜矿床属细粒或微细粒嵌布，氧化铜矿物和其他脉石矿物呈细粒嵌布，且含铜矿物组成复杂，必须对此类氧化铜矿石的利用前进行预处理。 [0004] 特别针对方解石含量高于50％的氧化铜资源，直接浸出酸耗大，由于浸出产生大量的气体，导致现场环境较差。为了解决这些问题，必须对此类高钙低品位氧化铜矿石在浸出前进行预处理，开展新型高效浮选技术的研究与开发，在提高氧化铜精矿品位的基础上，综合回收方解石，将对实现高钙低品位氧化铜矿资源的高效利用、提高我国铜资源的保障程度、促进我国铜工业整体技术升级。 [0005] 因此我们提出了一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法来解决上述问题。 发明内容[0006] 为了克服现有技术的上述缺陷，本发明的实施例提供一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法，本发明采用优选浮选硫化铜和孔雀石，浮选尾矿再浮选方解石的综合回收工艺流程，采用合理的浮选工艺流程和药剂制度，可分别获得品位达到21％的铜精矿、品位达到95％的钙精矿以及选钙槽底产品含铜为8％的铜精矿铜，从而实现高钙低品位氧化铜矿的综合回收利用，其中铜的综合回收率达到90％以上，方解石的综合回收率达到94％以上，为高钙低品位氧化铜矿的综合回收利用提供了一种有效、经济的方法以解决上述背景技术中提出的问题。 [0007] 为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法，包括以下方法： [0009] 步骤S2：加入pH调整剂，将矿浆pH值调至8.5‑9.5，加入用量为500g/t‑1500g/t的捕收剂1，加入用量为10g/t‑30g/t的起泡剂，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜精矿一； [0010] 步骤S3：在步骤S2的浮选槽内产品中，加入用量为1000g/t‑2000g/t的捕收剂2，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为钙精矿以及槽底产品为铜精矿二。 [0011] 本发明采用破碎、磨矿、优先浮选易浮铜矿物、槽底产品继续浮选方解石等方法，通过不同矿物性质分部分选形式，可以得到高品位铜精矿一、合格的浸出原料铜精矿二以及高品质的钙精矿，有效提高了高钙低品位氧化铜矿的铜回收率以及高品质方解石，极大限度降低浸出酸耗，整体选冶成本较低，回收副产物方解石，具有较高的技术、经济推广价值，尤其用于方解石高于60％的低品位氧化铜矿石资源的综合回收利用。 [0012] 在一个优选地实施方式中，步骤S1中，将矿石碎磨细度为‑0.074mm，且占比30％‑80％。 [0014] 在一个优选地实施方式中，步骤S2中，加入的捕收剂1为黄药类捕收剂丁黄药和乙硫氮的一种或两种混合物。 [0015] 在一个优选地实施方式中，步骤S2中，加入的起泡剂为松醇油或甲基异丁基醇(MIBC)的一种或两种混合物。 [0016] 在一个优选地实施方式中，步骤S2中，进行的浮选为一次粗选和一次空白精选,步骤S2中，获得的铜精矿1达到品位21％以上。 [0018] 在一个优选地实施方式中，步骤S3中，进行的浮选为一次粗选、一次扫选和两次空白精选，其中扫选捕收剂用量为粗选的1/2。 [0019] 在一个优选地实施方式中，步骤S3中，获得钙精矿中氧化钙品位达到55％以上。 [0020] 在一个优选地实施方式中，步骤S3中，获得铜精矿2中铜品位达到8％以上。 [0021] 本发明的技术效果和优点： [0022] 本发明采用破碎、磨矿、优先浮选易浮铜矿物、槽底产品继续浮选方解石等方法，通过不同矿物性质分部分选形式，可以得到高品位铜精矿一、合格的浸出原料铜精矿二以及高品质的钙精矿，有效提高了高钙低品位氧化铜矿的铜回收率以及高品质方解石，极大限度降低浸出酸耗，整体选冶成本较低，回收副产物方解石，具有较高的技术、经济推广价值，尤其用于方解石高于60％的低品位氧化铜矿石资源的综合回收利用。附图说明 [0023] 图1为本发明的浮选工艺流程图。 具体实施方式[0024] 下面将结合本发明实施例中的附图，对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。 [0025] 参照图1，一种高钙低品位氧化铜矿石钙铜综合回收的方法，包括以下方法： [0026] 步骤S1：将矿石碎磨至一定细度，加水调浆到质量浓度为25‑35％；步骤S1中，将矿石碎磨细度为‑0.074mm，且占比30％‑80％。 [0027] 步骤S2：加入pH调整剂，将矿浆pH值调至8.5‑9.5，加入用量为500g/t‑1500g/t的捕收剂1，加入用量为10g/t‑30g/t的起泡剂，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为铜精矿一；步骤S2中，加入的pH调整剂为碳酸钠，步骤S2中，加入的捕收剂1为黄药类捕收剂丁黄药和乙硫氮的一种或两种混合物，步骤S2中，加入的起泡剂为松醇油或甲基异丁基醇(MIBC)的一种或两种混合物，步骤S2中，进行的浮选为一次粗选和一次空白精选,步骤S2中，获得的铜精矿1达到品位21％以上。 [0028] 步骤S3：在步骤S2的浮选槽内产品中，加入用量为1000g/t‑2000g/t的捕收剂2，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为钙精矿以及槽底产品为铜精矿二，步骤S3中，加入的捕收剂2为脂肪酸类捕收剂油酸、十二烷基磺酸钠、月桂酸、羟肟酸两种或几种的混合，步骤S3中，进行的浮选为一次粗选、一次扫选和两次空白精选，其中扫选捕收剂用量为粗选的1/2，步骤S3中，获得钙精矿中氧化钙品位达到55％以上，步骤S3中，获得铜精矿2中铜品位达到8％以上。 [0029] 实施例1： [0030] 采用本方法对西藏某高钙低品位混合铜矿石进行浮选试验。该矿物中铜含量为0.98％，氧化率为85％，脉石矿物主要为方解石，占85％。 [0031] 参见图1，将原矿石碎磨至‑0.074mm占60％后进入浮选。 [0032] 浮选过程中，加入的pH调整剂为碳酸钠，将pH调至9.3。 [0033] 加入的捕收剂1为丁黄药，用量为800g/t，起泡剂为甲基异丁基醇(MIBC)，用量为40g/t，经过一次粗选、一次精选得到铜精矿一，铜品位为20.25％。 [0034] 本次浮选的尾矿加入油酸、十二烷基磺酸钠、月桂酸的混合物，用量为1600g/t。 [0035] 经过两次精选和一次扫选，最终得到CaO含量为50.62％的钙精矿和铜品位为7.93％的铜精矿二。 [0036] 闭路流程中，铜总回收率达到89.40％，氧化钙回收率超过99％。 [0037] 实施例1试验结果 [0038] [0039] 实施例2： [0040] 采用本方法对西藏某高钙低品位混合铜矿石进行浮选试验。 [0041] 该矿物中铜含量为1.27％，氧化率为80％，脉石矿物主要为方解石，占80％。 [0042] 参见图1，将原矿石碎磨至‑0.074mm占50％后进入浮选。 [0043] 浮选过程中，加入的pH调整剂为碳酸钠，将pH调至9.5。加入的捕收剂1为丁黄药和乙硫氮的混合物，用量为1000g/t，起泡剂为松醇油，用量为35g/t，经过一次粗选、一次精选得到铜精矿一，铜品位21.65％。 [0044] 本次浮选的尾矿加入油酸、十二烷基磺酸钠、月桂酸，苯甲羟肟酸的混合物，用量为1600g/t。 [0045] 经过两次精选和一次扫选，最终得到CaO含量为52.68％的钙精矿和铜品位为8.34％的铜精矿二。 [0046] 闭路流程中，铜总回收率超过91％，氧化钙回收率超过97％。 [0047] 实施例2试验结果 [0048] [0049] 实施例3: [0050] 采用本方法对西藏某高钙低品位混合铜矿石进行浮选试验。 [0051] 该矿物中铜含量为1.47％，氧化率为83％，脉石矿物主要为方解石，占83％。 [0052] 参见图1，将原矿石碎磨至‑0.074mm占46％后进入浮选。 [0053] 浮选过程中，加入的pH调整剂为碳酸钠，将pH调至9.3。 [0054] 加入的捕收剂1为丁黄药和乙硫氮的混合物，用量为1000g/t，起泡剂为松醇油和MIBC的混合物，用量为40g/t，经过一次粗选、一次精选得到铜精矿1，铜品位21.03％。 [0055] 本次浮选的尾矿加入油酸、月桂酸，苯甲羟肟酸的混合物，用量为1600g/t。 [0056] 经过两次精选和一次扫选，最终得到CaO含量为54.16％的钙精矿和铜品位为8.61％的铜精矿二。 [0057] 闭路流程中，铜总回收率超过93％，氧化钙回收率超过98％。 [0058] 实施例3试验结果 [0059] |
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