專利名稱：一種高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦的選冶方法
技術領域：
本發明涉及一種高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦的選冶方法，屬于選礦冶金 技術領域。
背景技術：
銅礦資源主要包括硫化銅和氧化銅兩大部分，硫化銅礦占有80 %的比例，氧化銅 礦占到20%的比例。由于硫化銅礦資源量大，選礦回收相對容易，所以目前80%以上的銅 來源于硫化銅礦資源。氧化銅選礦回收難度大，選礦回收率低，在銅礦資源短缺的今天，高 效利用氧化銅資源已經提到日程上來，所以氧化銅礦的選冶回收也取得了一定的進展。但 是銅礦資源中，硫化銅礦床的表面氧化，形成了數量巨大的氧硫混合銅礦資源。這種氧硫混 合銅礦，選礦和冶金回收都遇到了一定的困難。氧化銅礦的可選性比硫化銅差，國外銅資源以硫化銅礦為主，對氧 化銅礦的研究 近年來比較少。國內銅礦資源短缺，在進行硫化銅選礦回收的同時，氧化銅礦的選礦也得 到了高度重視。對于混合銅礦，一般當成硫化銅礦來處理，即在浮選回收硫化銅礦的同時， 考慮氧化銅礦的回收，但對于高結合率、碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦，至今沒有好的辦法處理。氧化銅礦的浮選，主要方法有硫化浮選法、直接浮選法兩種，前者得到廣泛使用， 在硫化的過程中，添加硫酸銨、D2等強化硫化反應，取得了一定的效果，工業生產上硫酸銨 作為硫化促進劑得到應用。直接浮選適合于一些脈石礦物簡單的氧化銅礦石，如脈石礦物 主要為石英時，羥肟酸和脂肪酸直接浮選能獲得好的技術指標。高鈣鎂氧硫混合銅礦的處理，原礦常溫常壓氨浸一渣浮選技術獲得了較好的效 果，即對于其中的氧化銅礦，采用原礦直接氨浸回收，對于其中的硫化銅礦，氨浸后的浸出 渣再用浮選方法回收。氨浸適應氧化銅礦，浮選適應硫化銅礦，該工藝在云南東川得到廣泛 應用。但對于高結合率的氧硫混合銅礦，由于氨浸對結合銅不能浸出，故這種方法難以獲得 好的技術指標。堆浸是處理氧化銅礦的有效方法，在云南、江西、安徽等省得到廣泛應用。但對于 高鈣鎂的氧硫混合銅礦，硫酸難以浸出其中的原生硫化銅，同時鈣鎂碳酸鹽與硫酸的反應 將消耗大量的硫酸，浸出成本高，產生的硫酸鈣鎂污染環境，這種方法不適用于高鈣鎂碳酸 鹽型氧硫混合銅礦的處理。申請號為94111476. 7的一種處理混合銅礦和氧化銅礦以提取銅礦的方法，是將 礦石破碎后，加入碳酸銨、硫酸銨和氯化銨，在氨水中浸出，銅進入溶液，用沉淀劑將銅沉淀 出來，從而回收銅資源。由于氨浸不能溶出結合銅中的銅和原生硫化銅中的銅，所以該方法 不能處理含結合銅和原生硫化銅的礦石。申請號為200610136735. 2的一種硫化-氧化混合銅礦浮選方法，是采用黃藥和羥 肟酸混合浮選硫化銅礦和氧化銅礦，獲得較高的回收率。但對于礦石中的結合銅礦，該方法 不能回收。
申請號為200510031356. 2的低品位高堿性混合銅礦、鎳礦和鋅礦的濕法浸出方 法，先將礦石破碎后再用銨鹽濃度為0. 5 5mol/L，氨濃度為0. 1 0. 5mol/L的銨鹽和氨 水配制的配合浸出劑浸出。該方法也不能處理含結合銅和原生硫化銅的礦石。所以，對于單一的氧化銅礦，浮選可以獲得較好的技術指標，浮選技術得到較好的 應用。對于簡單的氧硫混合銅礦，采用以硫化銅礦為主的浮選同時回收硫化銅和氧化銅礦 物，也能獲得較理想的效果。對于鈣鎂含量低，單一的氧化銅礦，硫酸堆浸能夠獲得良好的 效果。對于結合率低，高鈣鎂氧硫混合銅礦，原礦常溫常壓氨浸一漁浮選技術得到應用。對 于這些銅礦的回收利用，國內都達到了較高的技術水平，推進了氧化銅礦選冶技術的進步。 對于高結合率鈣鎂碳酸鹽型氧硫混合銅礦，選礦與冶金相結合，發揮各自的優勢，是處理這 種氧硫混合銅礦的基本原則。但是，目前所采用的先選礦后冶金或者先冶金后選礦，均不能 同時解決高結合率、高鈣鎂含量的氧硫混合銅礦的回收利用問題，致使氧硫混合銅礦，特別 是高結合率、高碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦資源選冶問題一直沒有得到突破。
發明內容
本發明的目的就是針對這種高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦，提供一種高結 合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦的選冶方法，選冶聯合，優勢互補，實現該難處理銅礦資源 的高效利用。本發明通過以下技術方案來實現1、硫化銅礦物和游離氧化銅礦物浮選含銅0. 7 % 2 %，氧化率40 % 80 %，結合率20 % 40 %，氧化鈣鎂含量10 % 20%的氧硫混合銅礦，磨礦至其中硫化銅礦物和游離氧化銅礦物80%單體解離，添加 500g/t 2000g/t硫化鈉硫化其中的游離氧化銅礦物，添加100g/t 1200g/t黃藥作為硫 化銅礦物和硫化后的游離氧化銅礦物的捕收劑，添加松醇油起泡劑10g/t 80g/t浮選獲 得銅精礦，同時留下含結合銅的碳酸鹽脈石型尾礦。2、尾礦反浮選鈣鎂碳酸鹽脈石含氧化鈣鎂10 % 20 %的結合銅尾礦，調整礦漿pH值為8 11，添加脂肪酸 100g/t 500g/t，浮選得到鈣鎂碳酸鹽脈石泡沫產品作為最終尾礦，浮選槽中產物作為含 鈣鎂碳酸鹽低的結合銅中礦。3、低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦硫酸浸出低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦，控制液固比6 2 1，添加硫酸控制礦漿pH值在 0. 8 1，攪拌浸出15分鐘 90分鐘，固液分離得含銅浸出液，采用冶金方法對該浸出液進 行處理獲得銅產品。本發明的技術原理1、硫化銅礦物和游離氧化銅礦物浮選的技術原理硫化銅礦黃藥類浮選是通過黃藥陰離子在硫化銅礦物表面吸附，形成疏水性表面 而實現的。游離氧化銅礦物的硫化浮選，是將氧化銅礦物的表面先轉化為硫化銅表面，再用 黃藥類為捕收劑進行浮選。游離氧化銅礦物的硫化反應如下CuCO3 · Cu (OH) 2+2Na2S = 2CuS+Na2C03+2Na0H該反應發生在礦物表面上，是一種表面吸附反應。
2、鈣鎂碳酸鹽礦物反浮選的技術原理脂肪酸類作為捕收劑，鈣鎂碳酸鹽礦物能有效吸附捕收劑分子，在表面形成疏水 化吸附膜，從而實現鈣鎂碳酸鹽礦物的浮選。吸附反應如下CaC03+2Na-00C-R = R-C00_Ca-00C-R+Na2C03該反應發生在礦物表面上，是一種表面吸附反應。3、硫酸浸出結合銅礦的技術原理結合氧化銅礦是以類質同象、微細粒浸染狀存在于脈石礦物中，無法用機械方法 單體解離的、氨浸無法浸出的氧化銅礦物。硫酸浸出結合銅礦物，是硫酸通過礦石間的裂隙 滲透到礦物內部，與銅礦物反應，生成可溶性的硫酸銅，在向外擴散進入礦漿溶液，從而實 現結合銅的浸出。本發明具有以下優點和積極效果
1、對于易浮選的硫化銅礦物和游離氧化銅礦物，采用成本低的浮選方法預先回 收，獲得冶金上合格的銅精礦產品，避免后來脂肪酸反浮選鈣鎂碳酸鹽礦物時，被脂肪酸浮 選進入鈣鎂碳酸鹽脈石，成為尾礦而損失。2、采用脂肪酸類捕收劑反浮選鈣鎂碳酸鹽脈石礦物，使進入酸浸的中礦中含較低 的鈣鎂碳酸鹽，減少酸浸的硫酸耗量，降低浸出成本，提高效益。3、充分利用硫酸對結合銅具有良好的浸出性能的特點，浸出回收浮選和氨浸都無 法回收的結合銅資源。4、鈣鎂碳酸鹽礦物反浮選排除后，這部分碳酸鹽礦物不與硫酸反應，其中固化的 二氧化碳就不會釋放出來，從而減少硫酸浸出過程中的二氧化碳排放，也大大減少鈣鎂硫 酸鹽的排放，降低環境污染。
圖1為本發明的工藝流程圖。
具體實施例方式實施例1 含銅0.7% 1. 1%，氧化率40% 50%，結合率20% 25%，氧化鈣鎂含量 10% 20%的氧硫混合銅礦。(均為質量百分含量，下同)1、硫化銅礦物和游離氧化銅礦物浮選磨礦至其中硫化銅礦物和游離氧化銅礦物80%單體解離，添加500g/t硫化鈉硫 化其中的游離氧化銅礦物，添加I00g/t異戊基黃藥作為硫化銅礦物和硫化后的游離氧化 銅礦物的捕收劑，添加松醇油起泡劑I0g/t浮選獲得銅精礦，同時留下含結合銅的碳酸鹽 脈石型尾礦。2、尾礦反浮選鈣鎂碳酸鹽脈石含氧化鈣鎂10% 20%的結合銅尾礦，調整礦漿pH值為8 9，添加油酸IOOg/ t，浮選得到鈣鎂碳酸鹽脈石泡沫產品作為尾礦，浮選槽中產物作為含鈣鎂碳酸鹽低的結合 銅中礦。3、低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦硫酸浸出
低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦，控制液固比2 1，添加硫酸控制礦漿pH值在0.8 1，攪拌浸出60分鐘，固液分離得含銅浸出液，采用冶金方法對該浸出液進行處理獲得銅產品。獲得銅精礦品位13% 16%，銅精礦和銅產品中銅的綜合回收率70%。實施例2 含銅1.0% 1.5%，氧化率50% 70%，結合率20% 30%，氧化鈣鎂含量 10 % 20 %的氧硫混合銅礦1、硫化銅礦物和游離氧化銅礦物浮選磨礦至其中硫化銅礦物和游離氧化銅礦物80%單體解離，添加1200g/t硫化鈉硫 化其中的游離氧化銅礦物，添加800g/t 丁基黃藥作為硫化銅礦物和硫化后的游離氧化銅 礦物的捕收劑，添加松醇油起泡劑60g/t浮選獲得銅精礦，同時留下含結合銅的碳酸鹽脈 石型尾礦。2、尾礦反浮選鈣鎂碳酸鹽脈石含氧化鈣鎂10% 20%的結合銅尾礦，調整礦漿pH值為9 10，添加氧化石鈉 皂400g/t，浮選得到鈣鎂碳酸鹽脈石泡沫產品作為尾礦，浮選槽中產物作為含鈣鎂碳酸鹽 低的結合銅中礦。3、低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦硫酸浸出低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦，控制液固比4 1，添加硫酸控制礦漿pH值在0.8 1，攪拌浸出30分鐘，固液分離得含銅浸出液，采用冶金方法對該浸出液進行處理獲得銅產品。
獲得銅精礦品位16% 18%，銅精礦和銅產品中銅的綜合回收率73%。實施例3 含銅1.5% 2.0%，氧化率50% 80%，結合率30% 40%，氧化鈣鎂含量 10 % 20 %的氧硫混合銅礦1、硫化銅礦物和游離氧化銅礦物浮選磨礦至其中硫化銅礦物和游離氧化銅礦物80%單體解離，添加2000g/t硫化鈉硫 化其中的游離氧化銅礦物，添加1200g/t異丙基黃藥作為硫化銅礦物和硫化后的游離氧化 銅礦物的捕收劑，添加松醇油起泡劑80g/t浮選獲得銅精礦，同時留下含結合銅的碳酸鹽 脈石型尾礦。2、尾礦反浮選鈣鎂碳酸鹽脈石含氧化鈣鎂10% 20%的結合銅尾礦，調整礦漿pH值為10 11，添加月桂酸 500g/t，浮選得到鈣鎂碳酸鹽脈石泡沫產品作為尾礦，浮選槽中產物作為含鈣鎂碳酸鹽低 的結合銅中礦。3、低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦硫酸浸出低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦，控制液固比6 1，添加硫酸控制礦漿pH值在0.8 1，攪拌浸出90分鐘，固液分離得含銅浸出液，采用冶金方法對該浸出液進行處理獲得銅產品。
獲得銅精礦品位18% 20%，銅精礦和銅產品中銅的綜合回收率75%。
權利要求
一種高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅的選冶方法，其特征在于按以下步驟完成(1)硫化銅礦物和游離氧化銅礦物浮選含銅0.7％～2％，氧化率40％～80％，結合率20％～40％，氧化鈣鎂含量10％～20％的氧硫混合銅礦，磨礦至其中硫化銅礦物和游離氧化銅礦物80％單體解離，添加500g/t～2000g/t硫化鈉硫化其中的游離氧化銅礦物，添加100g/t～1200g/t黃藥作為硫化銅礦物和硫化后的游離氧化銅礦物的捕收劑，添加起泡劑10g/t～80g/t浮選獲得銅精礦，留下含結合銅的碳酸鹽脈石型尾礦；(2)尾礦反浮選鈣鎂碳酸鹽脈石含氧化鈣鎂10％～20％的結合銅尾礦，調整礦漿pH值為8～11，添加脂肪酸100g/t～500g/t，浮選得到鈣鎂碳酸鹽脈石泡沫產品作為最終尾礦，浮選槽中產物作為含鈣鎂碳酸鹽低的結合銅中礦；(3)低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦硫酸浸出低鈣鎂碳酸鹽結合銅中礦，控制液固比6～2∶1，添加硫酸控制礦漿pH值在0.8～1，攪拌浸出15分鐘～90分鐘，固液分離得含銅浸出液，采用冶金方法對該浸出液進行處理獲得銅產品。
2.根據權利要求1所述的高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅的選冶方法，其特征在于 所述的黃藥為異戊基黃藥、丁基黃藥、異丙基黃藥中的一種。
3.根據權利要求1所述的高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅的選冶方法，其特征在于 所述的脂肪酸為油酸、氧化石鈉皂、月桂酸中的一種。
全文摘要
本發明是一種高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅的選冶方法。針對結合率高、鈣鎂碳酸鹽脈石礦物含量高的氧硫混合銅礦，先通過浮選回收其中的硫化銅礦物和游離氧化銅礦物，浮選尾礦用脂肪酸反浮選其中的鈣鎂碳酸鹽礦物，得到含鈣鎂碳酸鹽礦物低，含結合銅的中礦，再添加硫酸攪拌浸出結合銅，固液分離后的含銅溶液通過冶金方法獲得銅產品。該方法選冶結合，優勢互補，高效回收利用目前無法處理的高結合率碳酸鹽脈石型氧硫混合銅礦資源。同時減少二氧化碳、硫酸鈣鎂等廢棄物的排放，具有良好的經濟效益和環境效益。
文檔編號B03D1/08GK101831559SQ20101017887
公開日2010年9月15日 申請日期2010年5月21日 優先權日2010年5月21日
發明者劉丹, 劉殿文, 文書明, 方建軍, 柏少軍, 熊堃 申請人:昆明理工大學