从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺技术领域
本发明涉及一种湿法冶金提铜工艺,特别涉及一种从高硫含铜氧硫
混合型矿石中提铜工艺,适于高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜应用。
背景技术
随着我国经济的高速发展,铜的消耗量逐年递增,致使高品位硫化
铜矿资源逐渐减少,开发氧化铜矿特别是难选氧化铜矿的开发利用成为
研究的重点。然而品位相对较高的氧化铜矿往往位于矿体的次生氧化富
集带,其构成一般都是氧化硫化混合型铜矿。氧化硫化混合型铜矿矿样
组成为:氧化态的铜矿物主要是孔雀石,硫化态的铜矿物主要是铜蓝、
辉铜矿、黄铜矿等。这种高硫含铜氧硫混合型铜矿单纯用稀硫酸浸出铜
回收率小于65%,用浮选处理则铜回收率更低。
由于高硫含铜氧硫混合型矿石的性质复杂,分选难度高,目前处理
高硫含铜氧硫混合型矿石一般有下列几种工艺方法:(A)焙烧—稀硫酸
浸出法,该法存在焙烧过程耗能大、温度控制不好还会造成局部烧结而
影响浸出、有一定空气污染等不足;(B)氧化铜酸浸—浸渣浮选法或硫
化铜浮选—尾矿酸浸法,该法存在流程长、设备多、设备腐蚀严重、含
铜产品分散、总回收率低等不足;(C)稀硫酸浸出—铁屑置换—浮选工
艺,即所谓LPF法,在国外尤其美国应用较多,该法存在产品仅有铜精
矿、铁屑等材料消耗较高、经济上极不合算等不足;(D)先浮选硫化矿
后浮选氧化矿,对于含硫高的矿石,该法存在要求的碱度高、药剂用量
大、后续氧化铜矿浮选困难等不足。
西藏玉龙铜矿位于三江源头,铜矿储量650万吨,矿物组成较复杂,
矿物种类较多,其金属矿物主要是黄铁矿,其次是黄铜矿、铜蓝、蓝辉
铜矿、辉铜矿、斑铜矿、孔雀石、蓝铜矿、褐铁矿、磁铁矿、黄钾铁矾,
还有极少量的辉钼矿、辉鉍矿、脆硫铜铋矿、含银斜方辉铅铋矿、块铜
矾、白钨矿、黑钨矿等,其脉石矿物主要是石英、长石、云母、辉石和
粘土类矿物,另外还含有微量的绿帘石、石榴子石、方解石及含量甚微
的榍石、磷灰石、锆石、独居石等,属于氧化矿和硫化矿复杂共生铜矿,
是我国高原高寒缺氧地区铜矿资源的典型代表。若采用背景技术较为经
济的(D)法对此类矿物进行提铜,即先浮选回收硫化铜,再浮选回收氧
化铜矿物时发现:在浮选硫化铜矿物时,由于矿石中未被氧化的黄铁矿
可浮性较好,所以这部分黄铁矿很难抑制,严重影响铜精矿品位;后续
硫化浮选回收氧化铜时,由于被氧化的细粒黄铁矿可浮性差,使得硫较
难选别彻底,同时与氧化铜产生竞争吸附,所以会直接影响氧化铜硫化
浮选效果。
因此,研发一种选别效果好、适应性强、单位成本低、环境污染少
的从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺就显得尤为重要。
发明内容
本发明的目的是克服现有技术的不足,提供一种从高硫含铜氧硫混
合型矿石中提铜工艺。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的:
从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺,包括以下顺序工艺步骤和
条件:
A.水浸可溶铜,按每吨原矿石干重计,先将给入搅拌槽中经过细碎
后的原矿石按质量比1:2加入水,搅拌约10分钟,使得原矿石中水溶
铜基本溶解,其次进行固液分离,得到水浸可溶铜贵液和分离浸渣,分
别让水浸可溶铜贵液进入湿法冶金其它阶段另行提铜,对分离浸渣进行
洗涤,得到浸渣;
B.浸渣分步优先浮选铜矿,将步骤A得到的浸渣给入球磨机,加入
石灰3000~4000g先进行磨矿,至球磨机排出物料的细度为-0.074mm占
70~75%,其次向球磨机排出物料依次添加Z-200约10~20g、2#油10~
20g搅拌调浆,进行铜粗选Ⅰ,得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ,分别将
铜粗精矿Ⅰ进行铜精选Ⅰ,得到铜精矿Ⅰ和铜精选Ⅰ尾矿,再向铜粗选
尾矿Ⅰ添加Z-200约20~30g、2#油20~30g进行铜粗选Ⅱ,得到铜粗精
矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ,分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜精选Ⅲ,得
到铜精矿Ⅱ,向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z-200约10~20g、2#油10~20g进行
铜扫选Ⅰ,再添加Z-200约5~10g、2#油5~10g进行铜扫选Ⅱ,得到选
铜尾矿和铜扫选Ⅱ精矿;
C.选铜尾矿浮选硫,先对步骤B的选铜尾矿添加丁黄药100~120g、
2#油30~40g搅拌调浆进行硫粗选,得到硫粗精矿和硫粗选尾矿,分别将
硫粗精矿进行硫精选,得到硫精矿和硫精选尾矿,向硫粗选尾矿添加丁
黄药30~40g、2#油10~15g搅拌调浆进行硫扫选,分出硫扫选精矿和最
终尾矿。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1.水浸可溶铜,减少铜离子自活化的危害,先行得到的水浸铜贵液
含铜品位>2.8g/L,铜回收率>22.0%。
2.浸渣分步优先浮选,获得合格的铜精矿,铜精矿Ⅰ铜品位>40.0%,
铜回收率>47%;铜精矿Ⅱ铜品位>20.0%、铜回收率>21%;铜总回收率
>90.0%。
3.选铜尾矿浮选硫,还可获得合格的硫精矿。
4.药剂耗量少、单位成本低、综合回收率高、矿浆碱度低、对环境
友好。
附图说明
图1是依据本发明提出的一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工
艺流程图。
附图中各标示符号分别为:
1.原矿石2.水浸可溶铜贵液3.贫液4.浸渣5.铜扫选Ⅰ精矿
6.铜扫选Ⅱ精矿7.铜精选Ⅰ尾矿8.铜精选Ⅱ尾矿9.铜精选Ⅲ尾矿
10.铜精矿Ⅰ11.铜精矿Ⅱ12.选铜尾矿13.硫精选尾矿14.硫扫
选精矿15.硫精矿16.最终尾矿a.水b.石灰c.Z-200d.2#油
e.丁黄药
以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
具体实施方式
如图1所示,本发明的一种从高硫含铜氧硫混合型矿石中提铜工艺,
包括以下顺序工艺步骤和条件:
A.水浸可溶铜,按每吨原矿石干重计,先将给入搅拌槽中经过细碎
后的原矿石1按质量比1:2加入水,搅拌约10分钟,使得原矿石1中
水溶铜基本溶解,其次进行固液分离,得到水浸可溶铜贵液2和分离浸
渣,分别让水浸可溶铜贵液2进入湿法冶金其它阶段另行提铜,对分离
浸渣进行洗涤,得到浸渣4;
B.浸渣分步优先浮选铜矿,将步骤A得到的浸渣4给入球磨机,加
入石灰b3000~4000g先进行磨矿,至球磨机排出物料的细度为-0.074mm
占70~75%,其次向球磨机排出物料依次添加Z-200c约10~20g、2#油
d10~20g搅拌调浆,进行铜粗选Ⅰ,得到铜粗精矿Ⅰ和铜粗选尾矿Ⅰ,
分别将铜粗精矿Ⅰ进行铜精选Ⅰ,得到铜精矿Ⅰ10和铜精选Ⅰ尾矿7,
再向铜粗选尾矿Ⅰ添加Z-200c约20~30g、2#油d20~30g进行铜粗选Ⅱ,
得到铜粗精矿Ⅱ和铜粗选尾矿Ⅱ,分别将铜粗精矿Ⅱ进行铜精选Ⅱ和铜
精选Ⅲ,得到铜精矿Ⅱ11,向铜粗选尾矿Ⅱ添加Z-200c约10~20g、2#
油d10~20g进行铜扫选Ⅰ,再添加Z-200c约5~10g、2#油d5~10g进
行铜扫选Ⅱ,得到选铜尾矿12和铜扫选Ⅱ精矿6;
C.选铜尾矿浮选硫,先对步骤B的选铜尾矿12添加丁黄药e100~
120g、2#油d30~40g搅拌调浆进行硫粗选,得到硫粗精矿和硫粗选尾矿,
分别将硫粗精矿进行硫精选,得到硫精矿15和硫精选尾矿13,向硫粗选
尾矿添加丁黄药e30~40g、2#油d10~15g搅拌调浆进行硫扫选,分出硫
扫选精矿14和最终尾矿16。
所述的步骤A水浸可溶铜洗涤分离出的贫液3返回搅拌循环使用。
所述的步骤B浸渣分步优先浮选铜矿铜精选Ⅱ的铜精选尾矿8和铜
扫选Ⅰ的铜扫选Ⅰ精矿5返回铜粗选Ⅱ再选。
所述的步骤B铜精选Ⅲ的铜精选Ⅲ尾矿9和铜精选Ⅰ的铜精选Ⅰ尾
矿7返回或进入铜精选Ⅱ再选。
所述的步骤B铜扫选Ⅱ的铜扫选Ⅱ精矿6返回铜扫选Ⅰ再选。
所述的步骤C选铜尾矿浮选硫硫精选的硫精选尾矿13和硫扫选的硫
扫选尾矿14返回硫粗选再选。
采用玉龙铜矿不同矿段的矿石,按照本发明的工艺流程进行试验,
所涉及的百分比均为质量百分比,最佳实施例如下:
实施例1
抽取的玉龙铜矿原矿石化验为含铜2.60%,含硫18.16%,含铁15.84%
即原矿石硫化铜含量71.76%,氧化铜含量28.24%。
按每吨原矿石干重计,先将给入搅拌槽中经过细碎后的原矿石按质
量比1:2加入水,搅拌约10分钟后,进行固液分离,得到水浸铜贵液,
对固体浸渣加清水洗涤,洗涤贫液返回搅拌槽循环使用。洗涤后的固体
浸渣进入下一步浮选作业,在球磨机内添加石灰b4000g,将固体浸渣磨
矿至球磨机排出物料的磨矿细度为-0.074mm占70%,添加Z-200c20g、2#
油d20g搅拌调浆,进行第一次铜粗选作业,再添加Z-200c30g、2#油d30g
搅拌调浆后进行第二次铜粗选作业;接着添加Z-200c10g、2#油d10g搅
拌调浆后进行第一次铜扫选作业,再添加Z-200c5g、2#油用量5g搅拌调
浆后进行第二次铜扫选作业。对第一次铜粗选作业的铜粗精矿进行铜精
选,得到铜精矿Ⅰ;将铜精选作业的尾矿与第二次铜粗精矿合并进行第
二次铜精选作业及第三次铜精选作业。各作业中间产品顺序返回上一作
业,得到铜精矿Ⅱ。将第二次铜扫选后的选铜尾矿进行浮选硫作业,依
次添加丁黄药e120g、2#油d30g搅拌调浆后进行硫粗选作业。再添加丁
黄药e30g、2#油10g搅拌调浆后进行硫扫选作业。对硫粗选作业的硫粗
精矿进行硫空白精选。各作业中间产品顺序返回上一作业,得到硫精矿
及最终尾矿。
实施例2
使用的矿石化验为含铜3.01%,含硫17.65%,含铁14.84%。硫化铜
含量为68.67%,氧化铜含量为31.33%。
提铜的工艺步骤和条件完全相同。
本发明实施例1、实施例2具体结果见表1。
表1实施例检测结果
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注:标有“*”的单位为g/L。
如上所述,便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明较佳的
实施方式,但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制,其他未背离
本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化,均
应为等效的置换方式,都包含在本发明的保护范围内。