专利名称：一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿的选冶方法
技术领域：
本发明涉及一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿的选冶方法，属于选矿冶金 技术领域。
背景技术：
铜矿资源主要包括硫化铜和氧化铜两大部分，硫化铜矿占有80 %的比例，氧化铜 矿占到20%的比例。由于硫化铜矿资源量大，选矿回收相对容易，所以目前80%以上的铜 来源于硫化铜矿资源。氧化铜选矿回收难度大，选矿回收率低，在铜矿资源短缺的今天，高 效利用氧化铜资源已经提到日程上来，所以氧化铜矿的选冶回收也取得了一定的进展。但 是铜矿资源中，硫化铜矿床的表面氧化，形成了数量巨大的氧硫混合铜矿资源。这种氧硫混 合铜矿，选矿和冶金回收都遇到了一定的困难。氧化铜矿的可选性比硫化铜差，国外铜资源以硫化铜矿为主，对氧 化铜矿的研究 近年来比较少。国内铜矿资源短缺，在进行硫化铜选矿回收的同时，氧化铜矿的选矿也得 到了高度重视。对于混合铜矿，一般当成硫化铜矿来处理，即在浮选回收硫化铜矿的同时， 考虑氧化铜矿的回收，但对于高结合率、碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿，至今没有好的办法处理。氧化铜矿的浮选，主要方法有硫化浮选法、直接浮选法两种，前者得到广泛使用， 在硫化的过程中，添加硫酸铵、D2等强化硫化反应，取得了一定的效果，工业生产上硫酸铵 作为硫化促进剂得到应用。直接浮选适合于一些脉石矿物简单的氧化铜矿石，如脉石矿物 主要为石英时，羟肟酸和脂肪酸直接浮选能获得好的技术指标。高钙镁氧硫混合铜矿的处理，原矿常温常压氨浸一渣浮选技术获得了较好的效 果，即对于其中的氧化铜矿，采用原矿直接氨浸回收，对于其中的硫化铜矿，氨浸后的浸出 渣再用浮选方法回收。氨浸适应氧化铜矿，浮选适应硫化铜矿，该工艺在云南东川得到广泛 应用。但对于高结合率的氧硫混合铜矿，由于氨浸对结合铜不能浸出，故这种方法难以获得 好的技术指标。堆浸是处理氧化铜矿的有效方法，在云南、江西、安徽等省得到广泛应用。但对于 高钙镁的氧硫混合铜矿，硫酸难以浸出其中的原生硫化铜，同时钙镁碳酸盐与硫酸的反应 将消耗大量的硫酸，浸出成本高，产生的硫酸钙镁污染环境，这种方法不适用于高钙镁碳酸 盐型氧硫混合铜矿的处理。申请号为94111476. 7的一种处理混合铜矿和氧化铜矿以提取铜矿的方法，是将 矿石破碎后，加入碳酸铵、硫酸铵和氯化铵，在氨水中浸出，铜进入溶液，用沉淀剂将铜沉淀 出来，从而回收铜资源。由于氨浸不能溶出结合铜中的铜和原生硫化铜中的铜，所以该方法 不能处理含结合铜和原生硫化铜的矿石。申请号为200610136735. 2的一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法，是采用黄药和羟 肟酸混合浮选硫化铜矿和氧化铜矿，获得较高的回收率。但对于矿石中的结合铜矿，该方法 不能回收。
申请号为200510031356. 2的低品位高碱性混合铜矿、镍矿和锌矿的湿法浸出方 法，先将矿石破碎后再用铵盐浓度为0. 5 5mol/L，氨浓度为0. 1 0. 5mol/L的铵盐和氨 水配制的配合浸出剂浸出。该方法也不能处理含结合铜和原生硫化铜的矿石。所以，对于单一的氧化铜矿，浮选可以获得较好的技术指标，浮选技术得到较好的 应用。对于简单的氧硫混合铜矿，采用以硫化铜矿为主的浮选同时回收硫化铜和氧化铜矿 物，也能获得较理想的效果。对于钙镁含量低，单一的氧化铜矿，硫酸堆浸能够获得良好的 效果。对于结合率低，高钙镁氧硫混合铜矿，原矿常温常压氨浸一渔浮选技术得到应用。对 于这些铜矿的回收利用，国内都达到了较高的技术水平，推进了氧化铜矿选冶技术的进步。 对于高结合率钙镁碳酸盐型氧硫混合铜矿，选矿与冶金相结合，发挥各自的优势，是处理这 种氧硫混合铜矿的基本原则。但是，目前所采用的先选矿后冶金或者先冶金后选矿，均不能 同时解决高结合率、高钙镁含量的氧硫混合铜矿的回收利用问题，致使氧硫混合铜矿，特别 是高结合率、高碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿资源选冶问题一直没有得到突破。
发明内容
本发明的目的就是针对这种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿，提供一种高结 合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿的选冶方法，选冶联合，优势互补，实现该难处理铜矿资源 的高效利用。本发明通过以下技术方案来实现1、硫化铜矿物和游离氧化铜矿物浮选含铜0. 7 % 2 %，氧化率40 % 80 %，结合率20 % 40 %，氧化钙镁含量10 % 20%的氧硫混合铜矿，磨矿至其中硫化铜矿物和游离氧化铜矿物80%单体解离，添加 500g/t 2000g/t硫化钠硫化其中的游离氧化铜矿物，添加100g/t 1200g/t黄药作为硫 化铜矿物和硫化后的游离氧化铜矿物的捕收剂，添加松醇油起泡剂10g/t 80g/t浮选获 得铜精矿，同时留下含结合铜的碳酸盐脉石型尾矿。2、尾矿反浮选钙镁碳酸盐脉石含氧化钙镁10 % 20 %的结合铜尾矿，调整矿浆pH值为8 11，添加脂肪酸 100g/t 500g/t，浮选得到钙镁碳酸盐脉石泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽中产物作为含 钙镁碳酸盐低的结合铜中矿。3、低钙镁碳酸盐结合铜中矿硫酸浸出低钙镁碳酸盐结合铜中矿，控制液固比6 2 1，添加硫酸控制矿浆pH值在 0. 8 1，搅拌浸出15分钟 90分钟，固液分离得含铜浸出液，采用冶金方法对该浸出液进 行处理获得铜产品。本发明的技术原理1、硫化铜矿物和游离氧化铜矿物浮选的技术原理硫化铜矿黄药类浮选是通过黄药阴离子在硫化铜矿物表面吸附，形成疏水性表面 而实现的。游离氧化铜矿物的硫化浮选，是将氧化铜矿物的表面先转化为硫化铜表面，再用 黄药类为捕收剂进行浮选。游离氧化铜矿物的硫化反应如下CuCO3 · Cu (OH) 2+2Na2S = 2CuS+Na2C03+2Na0H该反应发生在矿物表面上，是一种表面吸附反应。
2、钙镁碳酸盐矿物反浮选的技术原理脂肪酸类作为捕收剂，钙镁碳酸盐矿物能有效吸附捕收剂分子，在表面形成疏水 化吸附膜，从而实现钙镁碳酸盐矿物的浮选。吸附反应如下CaC03+2Na-00C-R = R-C00_Ca-00C-R+Na2C03该反应发生在矿物表面上，是一种表面吸附反应。3、硫酸浸出结合铜矿的技术原理结合氧化铜矿是以类质同象、微细粒浸染状存在于脉石矿物中，无法用机械方法 单体解离的、氨浸无法浸出的氧化铜矿物。硫酸浸出结合铜矿物，是硫酸通过矿石间的裂隙 渗透到矿物内部，与铜矿物反应，生成可溶性的硫酸铜，在向外扩散进入矿浆溶液，从而实 现结合铜的浸出。本发明具有以下优点和积极效果
1、对于易浮选的硫化铜矿物和游离氧化铜矿物，采用成本低的浮选方法预先回 收，获得冶金上合格的铜精矿产品，避免后来脂肪酸反浮选钙镁碳酸盐矿物时，被脂肪酸浮 选进入钙镁碳酸盐脉石，成为尾矿而损失。2、采用脂肪酸类捕收剂反浮选钙镁碳酸盐脉石矿物，使进入酸浸的中矿中含较低 的钙镁碳酸盐，减少酸浸的硫酸耗量，降低浸出成本，提高效益。3、充分利用硫酸对结合铜具有良好的浸出性能的特点，浸出回收浮选和氨浸都无 法回收的结合铜资源。4、钙镁碳酸盐矿物反浮选排除后，这部分碳酸盐矿物不与硫酸反应，其中固化的 二氧化碳就不会释放出来，从而减少硫酸浸出过程中的二氧化碳排放，也大大减少钙镁硫 酸盐的排放，降低环境污染。
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施例方式实施例1 含铜0.7% 1. 1%，氧化率40% 50%，结合率20% 25%，氧化钙镁含量 10% 20%的氧硫混合铜矿。(均为质量百分含量，下同)1、硫化铜矿物和游离氧化铜矿物浮选磨矿至其中硫化铜矿物和游离氧化铜矿物80%单体解离，添加500g/t硫化钠硫 化其中的游离氧化铜矿物，添加I00g/t异戊基黄药作为硫化铜矿物和硫化后的游离氧化 铜矿物的捕收剂，添加松醇油起泡剂I0g/t浮选获得铜精矿，同时留下含结合铜的碳酸盐 脉石型尾矿。2、尾矿反浮选钙镁碳酸盐脉石含氧化钙镁10% 20%的结合铜尾矿，调整矿浆pH值为8 9，添加油酸IOOg/ t，浮选得到钙镁碳酸盐脉石泡沫产品作为尾矿，浮选槽中产物作为含钙镁碳酸盐低的结合 铜中矿。3、低钙镁碳酸盐结合铜中矿硫酸浸出
低钙镁碳酸盐结合铜中矿，控制液固比2 1，添加硫酸控制矿浆pH值在0.8 1，搅拌浸出60分钟，固液分离得含铜浸出液，采用冶金方法对该浸出液进行处理获得铜产品。获得铜精矿品位13% 16%，铜精矿和铜产品中铜的综合回收率70%。实施例2 含铜1.0% 1.5%，氧化率50% 70%，结合率20% 30%，氧化钙镁含量 10 % 20 %的氧硫混合铜矿1、硫化铜矿物和游离氧化铜矿物浮选磨矿至其中硫化铜矿物和游离氧化铜矿物80%单体解离，添加1200g/t硫化钠硫 化其中的游离氧化铜矿物，添加800g/t 丁基黄药作为硫化铜矿物和硫化后的游离氧化铜 矿物的捕收剂，添加松醇油起泡剂60g/t浮选获得铜精矿，同时留下含结合铜的碳酸盐脉 石型尾矿。2、尾矿反浮选钙镁碳酸盐脉石含氧化钙镁10% 20%的结合铜尾矿，调整矿浆pH值为9 10，添加氧化石钠 皂400g/t，浮选得到钙镁碳酸盐脉石泡沫产品作为尾矿，浮选槽中产物作为含钙镁碳酸盐 低的结合铜中矿。3、低钙镁碳酸盐结合铜中矿硫酸浸出低钙镁碳酸盐结合铜中矿，控制液固比4 1，添加硫酸控制矿浆pH值在0.8 1，搅拌浸出30分钟，固液分离得含铜浸出液，采用冶金方法对该浸出液进行处理获得铜产品。
获得铜精矿品位16% 18%，铜精矿和铜产品中铜的综合回收率73%。实施例3 含铜1.5% 2.0%，氧化率50% 80%，结合率30% 40%，氧化钙镁含量 10 % 20 %的氧硫混合铜矿1、硫化铜矿物和游离氧化铜矿物浮选磨矿至其中硫化铜矿物和游离氧化铜矿物80%单体解离，添加2000g/t硫化钠硫 化其中的游离氧化铜矿物，添加1200g/t异丙基黄药作为硫化铜矿物和硫化后的游离氧化 铜矿物的捕收剂，添加松醇油起泡剂80g/t浮选获得铜精矿，同时留下含结合铜的碳酸盐 脉石型尾矿。2、尾矿反浮选钙镁碳酸盐脉石含氧化钙镁10% 20%的结合铜尾矿，调整矿浆pH值为10 11，添加月桂酸 500g/t，浮选得到钙镁碳酸盐脉石泡沫产品作为尾矿，浮选槽中产物作为含钙镁碳酸盐低 的结合铜中矿。3、低钙镁碳酸盐结合铜中矿硫酸浸出低钙镁碳酸盐结合铜中矿，控制液固比6 1，添加硫酸控制矿浆pH值在0.8 1，搅拌浸出90分钟，固液分离得含铜浸出液，采用冶金方法对该浸出液进行处理获得铜产品。
获得铜精矿品位18% 20%，铜精矿和铜产品中铜的综合回收率75%。
权利要求
一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜的选冶方法，其特征在于按以下步骤完成(1)硫化铜矿物和游离氧化铜矿物浮选含铜0.7％～2％，氧化率40％～80％，结合率20％～40％，氧化钙镁含量10％～20％的氧硫混合铜矿，磨矿至其中硫化铜矿物和游离氧化铜矿物80％单体解离，添加500g/t～2000g/t硫化钠硫化其中的游离氧化铜矿物，添加100g/t～1200g/t黄药作为硫化铜矿物和硫化后的游离氧化铜矿物的捕收剂，添加起泡剂10g/t～80g/t浮选获得铜精矿，留下含结合铜的碳酸盐脉石型尾矿；(2)尾矿反浮选钙镁碳酸盐脉石含氧化钙镁10％～20％的结合铜尾矿，调整矿浆pH值为8～11，添加脂肪酸100g/t～500g/t，浮选得到钙镁碳酸盐脉石泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽中产物作为含钙镁碳酸盐低的结合铜中矿；(3)低钙镁碳酸盐结合铜中矿硫酸浸出低钙镁碳酸盐结合铜中矿，控制液固比6～2∶1，添加硫酸控制矿浆pH值在0.8～1，搅拌浸出15分钟～90分钟，固液分离得含铜浸出液，采用冶金方法对该浸出液进行处理获得铜产品。
2.根据权利要求1所述的高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜的选冶方法，其特征在于 所述的黄药为异戊基黄药、丁基黄药、异丙基黄药中的一种。
3.根据权利要求1所述的高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜的选冶方法，其特征在于 所述的脂肪酸为油酸、氧化石钠皂、月桂酸中的一种。
全文摘要
本发明是一种高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜的选冶方法。针对结合率高、钙镁碳酸盐脉石矿物含量高的氧硫混合铜矿，先通过浮选回收其中的硫化铜矿物和游离氧化铜矿物，浮选尾矿用脂肪酸反浮选其中的钙镁碳酸盐矿物，得到含钙镁碳酸盐矿物低，含结合铜的中矿，再添加硫酸搅拌浸出结合铜，固液分离后的含铜溶液通过冶金方法获得铜产品。该方法选冶结合，优势互补，高效回收利用目前无法处理的高结合率碳酸盐脉石型氧硫混合铜矿资源。同时减少二氧化碳、硫酸钙镁等废弃物的排放，具有良好的经济效益和环境效益。
文档编号B03D1/08GK101831559SQ20101017887
公开日2010年9月15日 申请日期2010年5月21日 优先权日2010年5月21日
发明者刘丹, 刘殿文, 文书明, 方建军, 柏少军, 熊堃 申请人:昆明理工大学