CN114054211A - 一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，可应用于高钙镁铜钴氧化矿。该方法是将矿石破碎、湿法磨矿后得到矿浆；所得矿浆进入浮选粗选，先加入硫氢化钠对矿物表面进行硫化，通过控制反应条件达到最佳硫化效果；之后在戊钠黄药和苯甲羟肟酸的协同捕收作用下，进行铜钴氧化矿粗选；采用延长浮选反应时间的手段，连续五次粗选、粗精矿不再精选的流程，在保证大量脱除钙镁盐耗酸脉石的前提条件下，最大限度提升铜钴氧化粗精矿的回收率；获得的铜钴氧化粗精矿进行硫酸搅拌浸出。本发明对高钙镁铜钴氧化矿中的铜钴综合回收率可分别达到86％、80％以上，大幅降低浸出硫酸消耗，降低综合药剂成本，显著提高了高钙镁铜钴氧化矿资源的利用率和经济性。

Description

一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法

技术领域

本发明属于选矿技术及湿法冶炼技术领域，具体涉及一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法。

背景技术

对于分别在铜矿带上的铜钴矿，以砂页岩型层控矿床为主，其中部分受地层及构造控制、外加热液作用和风化作用影响，一方面导致氧化程度较高，有价矿物主要以孔雀石和水钴矿形式存在；另一方面催生出大量围岩蚀变，以硅化、碳酸盐化、滑石化为主，属于高钙镁铜钴氧化矿。

目前，选冶联合工艺在铜钴矿中应用较多的领域是针对硫-氧混合型矿石，由于硫化矿无法被直接浸出，通过浮选法将硫化矿、氧化矿分别富集回收，在针对氧化矿进行湿法浸出，以达到提升综合回收率的目的。

但是，由于高钙镁铜钴氧化矿中伴生的脉石主要形式通常为白云石、滑石等类型的高钙镁碳酸盐、硅酸盐。若采用直接酸浸工艺处理该种矿石，势必会造成以下后果：1)硫酸消耗量大幅上升，增加生产运营成本，降低经济性；2)碳酸钙镁盐型矿物与酸反应产生大量泡沫，浮于浸出设备上部，严重时甚至出现冒槽现象，影响酸浸正常的工艺控制；3)碳酸钙镁盐型矿物硬度小，碎磨过程中容易泥化，影响矿浆整体沉降性能，降低浸后固液分离效率。若采用传统氧化矿浮选工艺处理，由于高钙镁脉石的泥化作用以及表面硫化作用的不稳定性，会严重影响浮选药剂对铜钴氧化矿的选择性，从而造成浮选回收率较低，且损失的铜钴金属大部分均是能被直接酸浸回收的氧化矿，降低选冶综合回收率，影响工艺整体经济性。

发明内容

本发明提供一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，要解决的技术问题是：解决高钙镁铜钴氧化矿直接浸出工艺存在的酸耗高、运行成本高的问题，以及高钙镁杂质对后段浸出、固液分离产生的不良影响等问题。

为了解决以上技术问题，本发明提供了铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，具体包括以下步骤：

第一步：将矿石破碎、湿法磨矿后得到矿浆；

第二步：将所得矿浆进行多次粗选，每次粗选时，先加入硫氢化钠对矿物表面进行硫化，之后再加入戊钠黄药和苯甲羟肟酸形成的组合捕收剂以及起泡剂，最终获得铜钴氧化矿粗精矿；铜钴氧化矿粗选作业总时间控制在20-25分钟；

第三步：对获得的铜钴氧化粗精矿进行硫酸搅拌浸出。

有益效果：本发明通过浮选法将钙镁盐型耗酸脉石进行高效抛尾，同时对铜钴氧化矿进行有限程度的富集，获得较低产率、高回收率的铜钴氧化粗精矿；铜钴氧化粗精矿再进入后段湿法搅拌浸出过程，可以大幅降低硫酸消耗和综合药剂成本，提升整体工艺的经济性与高钙镁铜钴氧化矿的利用价值。该方法同时解决了高钙镁盐进入后段硫酸浸出工艺产生大量泡沫干扰正常工艺控制以及钙镁盐泥化所造成的湿冶工艺过程中固液分离效率低下等问题。通过采取手段提升浮选法处理高钙镁、高泥化铜钴氧化矿石的回收率，从而提高选冶综合回收率，降低浮选抛尾所连带的铜钴金属损失，从而最大限度地提升整体工艺的经济性和高钙镁铜钴氧化矿石的利用价值。具体如下：

1、本发明的技术方案采用选冶联合的手段处理高钙镁铜钴氧化矿石，相较于传统的直接浸出工艺，在综合回收率相当或仅略微降低的条件下，大幅降低硫酸消耗以及生产运营成本，优化了整体工艺的经济性，提升了高钙镁铜钴氧化矿这一类型矿石的利用价值。高钙镁铜钴氧化矿的酸耗越高，则该方法的成本竞争力就越强。

2、本发明的技术方案通过对硫化活化作用条件的优化控制、利用戊钠黄药和苯甲羟肟酸的协同作用强化捕收能力、采用五次粗选、粗精矿不再精选的开路流程以尽量延长浮选反应时间等手段，在保证大量脱除钙镁盐耗酸脉石的前提条件下，最大限度提升铜钴氧化矿浮选粗选作业回收率，从而提升选冶联合处理方法的综合回收率，降低浮选抛尾所连带的铜钴金属损失，提升整体工艺的经济性。

3、本发明的技术方案采用浮选过程去除大部分钙镁盐型的脉石矿物，避免了其进入后段硫酸搅拌浸出工序与酸反应产生大量泡沫浮于浸出槽体设备上部，减小了生产实际过程中的冒槽风险，优化了对搅拌浸出工艺过程的控制。

4、本发明的技术方案采用浮选过程去除大部分钙镁盐型的脉石矿物，有效降低了矿浆中的细泥含量，优化了矿浆整体沉降性能，提升了搅拌浸出之后固液分离效率，进一步提升湿法炼铜全过程的生产运行质量。

5、本发明的技术方案通过浮选获得铜钴氧化矿粗精矿进入后段搅拌浸出工艺，由于浮选的富集作用，铜钴氧化矿粗精矿的产率仅占原矿的25-30％，有效释放了湿法炼铜工序设备的产能，变相提升了生产工艺的经济价值。

6、该选冶联合处理方法对高钙镁铜钴氧化矿中的铜钴综合回收率可分别达到86％、80％以上，相较传统直接硫酸浸出工艺，大幅降低浸出硫酸消耗，降低综合药剂成本，显著提高了高钙镁铜钴氧化矿资源的利用率和经济性。

附图说明

图1本发明工艺流程。

具体实施方式

为使本发明的目的、内容和优点更加清楚，下面对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。

本发明提出的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，具体包括以下步骤：

第一步：破碎、磨矿

矿石经破碎、磨矿后，粒度满足-200目粒级质量百分含量70％-75％。

第二步：加药调浆浮选获得铜钴氧化矿粗精矿

矿浆的质量百分比浓度为25-33％。铜钴氧化矿浮选粗选作业总时间控制在20-25分钟，共分5次粗选作业进行，单次浮选作业时间4-5分钟。各次浮选作业的精矿合并作为铜钴氧化粗精矿，产率约为25-30％，进入硫酸搅拌浸出工艺；第五次粗选作业的尾矿作为最终尾矿直接抛除。

五次粗选作业的调浆过程中，加入硫氢化钠作为硫化活化剂进行活化，活化时间控制在2分钟以内；加入戊钠黄药+苯甲羟肟酸的组合捕收剂，戊钠黄药与苯甲羟肟酸配备控制在2-2.5:1；加入2号油作为起泡剂；以上药剂全部加完后，控制药剂活化作用时间在1.5-2分钟。五次粗选作业各种药剂的添加量依次递减。

第三步：铜钴氧化粗精矿进行硫酸搅拌浸出

产率只占原矿25-30％的铜钴氧化粗精矿进入硫酸搅拌浸出工艺，矿浆浓密控制在25％-33％，终点pH值控制范围为1.5-2.0，反应时间为pH稳定后1-2小时，反应在常温下进行。

优选的方案，铜钴氧化矿粗选浮选作业之前，需要经过破碎及湿式磨矿，磨矿细度的最佳区间为-200目含量占70-75％。

优选的方案，铜钴氧化浮选粗选五次作业，浮选矿浆浓度控制在25-33％。

优选的方案，铜钴氧化矿粗选浮选作业的总时间控制在20-25分钟，共分五次粗选作业进行，单次浮选作业时间为4-5分钟。各次浮选作业的精矿合并作为铜钴氧化粗精矿，产率约为25-30％，进入硫酸搅拌浸出工艺；第五次粗选作业的尾矿作为最终尾矿直接抛除。

优选的方案，铜钴氧化矿浮选粗选五次作业，硫化活化剂采用硫氢化钠，加入量分别为粗I：2000-2500g/t，粗II：400-500g/t，粗III：160-200g/t，粗IV：160-200g/t，粗V：80-100g/t。

优选的方案，铜钴氧化矿浮选粗选五次作业，捕收剂采用戊钠黄药与苯甲羟肟酸组合捕收剂，加入量分别为粗I：戊钠黄药800-1000g/t+苯甲羟肟酸400-500g/t，粗II：戊钠黄药400-500g/t+苯甲羟肟酸160-200g/t，粗III：戊钠黄药160-200g/t+苯甲羟肟酸80-100g/t，粗IV：戊钠黄药160-200g/t+苯甲羟肟酸80-100g/t，粗V：戊钠黄药80-100g/t+苯甲羟肟酸40-50g/t。

优选的方案，铜钴氧化矿浮选粗选五次作业，起泡剂采用2号油，加入量分别为粗I：16-20g/t，粗II：3-4g/t，粗III：3-4g/t，粗IV：3-4g/t，粗V：3-4g/t。

优选的方案，铜钴氧化矿浮选粗选五次作业，各次作业的硫氢化钠、戊钠黄药+苯甲羟肟酸、2#油依次全部加完后，待矿浆搅拌1.5-2分钟，作为药剂活化反应作用的时间，随后再开始浮选作业。

本发明涉及的搅拌浸出过程采用本领域常规的硫酸浸出工艺，矿浆浓密控制在25％-33％，终点pH值控制范围为1.5-2.0，反应时间为pH稳定后1-2小时，反应在常温下进行。

本发明涉及的硫氢化钠、戊钠黄药、苯甲羟肟酸、2号油等都属于市售常规药剂。

本发明选用硫氢化钠作为氧化矿浮选硫化活化剂，通过严格控制硫化剂添加量以及硫化反应时间，使得铜钴氧化矿石获得最佳的硫化活化效果。本方案采用戊钠黄药和苯甲羟肟酸作为联合捕收剂，利用戊钠黄药与苯甲羟肟酸的协同效应强化捕收能力，通过调整配比获得最佳铜钴回收率。由于本选冶联合处理方法的优先目的是对钙镁盐耗酸脉石进行抛尾，已屏蔽其对后段湿法酸浸流程的不良影响，而对浮选作业富集分离效率本身并未有很高要求，因此本技术方案通过采用复数次铜钴氧化矿粗选合并为粗精矿、粗精矿不再精选的开路流程，以延长反应时间，提升铜钴氧化矿金属回收率，以尽量减少浮选抛尾所连带的铜钴金属损失，提升整体选冶联合处理方法的综合回收率。

实例1：

某高钙镁铜钴矿正处于铜矿带上，是一种典型的高氧化率、高钙镁含量的难处理铜钴矿，采用传统直接浸出工艺效果不佳。经工艺矿物学分析，有价矿物主要以孔雀石和水钴矿形式存在；围岩蚀变严重，以硅化、碳酸盐化为主，脉石主要形式为白云石，白云石含量高达44.63％。通过检测分析，原矿铜品位为1.87％、钴品位为0.28％。

利用本选冶联合方法处理该高钙镁铜钴氧化矿，典型的试验结果获得铜钴氧化粗精矿产率为26.27％，铜、钴精矿品位分别为6.45％、0.96％，铜、钴精矿回收率分别为90.61％、89.07％，具体工艺试验结果如表1所示。

表1刚果(金)某高钙镁铜钴氧化矿浮选试验结果

通过将获得的铜钴氧化矿粗精矿以及原矿分别进行硫酸搅拌浸出试验，分别对直接浸出工艺和选冶联合工艺的技术和经济价值两方面开展了简要对比，结果如表2所示。典型的试验结果表明，直接浸出工艺的铜、钴综合回收率分别为91.26％、84.09％，但由于高钙镁矿石中含有大量耗酸脉石，浸出硫酸消耗达到282kg/t矿，相应的药剂成本为78.96$/t矿；而采用选冶联合工艺，铜、钴综合回收率分别为86.55％、80.08％，较直接浸出指标仅下降4.71％、4.01％，但浸出硫酸消耗下降至54.6kg/t矿，相应的药剂成本下降至33.04$/t矿，分别相较直接浸出工艺下降了80.64％、58.16％，大幅降低了生产成本，提升了工艺的经济性。

表2直接浸出及选冶联合综合指标对比

以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明技术原理的前提下，还可以做出若干改进和变形，这些改进和变形也应视为本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，具体包括以下步骤：

第一步：将矿石破碎、湿法磨矿后得到矿浆；

第二步：将所得矿浆进行多次粗选，每次粗选时，先加入硫氢化钠对矿物表面进行硫化，之后再加入戊钠黄药和苯甲羟肟酸形成的组合捕收剂以及起泡剂，最终获得铜钴氧化矿粗精矿；铜钴氧化矿粗选作业总时间控制在20-25分钟；

第三步：对获得的铜钴氧化粗精矿进行硫酸搅拌浸出。

2.根据权利要求1所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，第一步中，矿石经破碎、磨矿后，粒度满足-200目粒级质量百分含量70％-75％。

3.根据权利要求1所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，第二步中，浮选矿浆的质量百分比浓度为25-33％。

4.根据权利要求1所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，第三步中，矿浆浓密控制在25％-33％，终点pH值控制范围为1.5-2.0，反应时间为pH稳定后1-2小时，反应在常温下进行。

5.根据权利要求1所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，第二步中，共分5次粗选作业进行，单次粗选作业时间4-5分钟，各次粗选作业的精矿合并作为铜钴氧化粗精矿，进入第三步的硫酸搅拌浸出工艺；第五次粗选作业的尾矿作为最终尾矿直接抛除。

6.根据权利要求5所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，五次粗选作业的调浆过程中，加入硫氢化钠作为硫化活化剂进行活化,各次作业的硫氢化钠、戊钠黄药+苯甲羟肟酸、2#油依次全部加完后，矿浆搅拌1.5-2分钟作为药剂活化反应作用的时间，随后再开始浮选作业。

7.根据权利要求5所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，组合捕收剂中，戊钠黄药与苯甲羟肟酸配备质量控制在2-2.5:1，加入2号油为起泡剂，五次粗选作业各种药剂的添加量依次递减。

8.根据权利要求5所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，铜钴氧化矿粗选五次作业，硫化活化剂加入量分别为粗I：2000-2500g/t，粗II：400-500g/t，粗III：160-200g/t，粗IV：160-200g/t，粗V：80-100g/t。

9.根据权利要求5所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，铜钴氧化矿浮选粗选五次作业，捕收剂加入量分别为粗I：戊钠黄药800-1000g/t+苯甲羟肟酸400-500g/t，粗II：戊钠黄药400-500g/t+苯甲羟肟酸160-200g/t，粗III：戊钠黄药160-200g/t+苯甲羟肟酸80-100g/t，粗IV：戊钠黄药160-200g/t+苯甲羟肟酸80-100g/t，粗V：戊钠黄药80-100g/t+苯甲羟肟酸40-50g/t。

10.根据权利要求8所述的一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，其特征在于，铜钴氧化矿浮选粗选五次作业，起泡剂加入量分别为粗I：16-20g/t，粗II：3-4g/t，粗III：3-4g/t，粗IV：3-4g/t，粗V：3-4g/t。

Images