一种铜钴矿的选矿方法与流程

本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种铜钴矿的选矿方法。

背景技术：

我国是一个钴资源严重匮乏的国家，随着近些年经济的快速发展，尤其是锂电池行业的飞速发展，对钴的需求日益增大。钴绝大多数情况下都与其他元素伴生，铜钴矿是钴的主要来源，硫化矿中铜矿物主要有黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿等，钴矿物为硫化铜钴矿。

现有技术中铜钴矿的选矿富集方法主要有：1)洗矿——主要方式为机械化洗矿和手工淘洗，通过洗涤去除矿石中的部分淤泥，达到提高矿石品位的目的，该工艺操作简单，但是金属回收率低，已基本接近淘汰；2)重介质(HMS)选矿——以密度大于水的重介质作为分选介质的选矿方法，但是该工艺金属回收率低，通常在60％以下，造成了资源的极大浪费；3)浮选——是处理硫化铜钴矿最常用的方法，主要工艺包括铜钴依次优先浮选以及铜钴混合浮选，再采用其他方法进行分离，但是受现有技术的限制，采用浮选方法很难使铜钴矿有效分离，在追求单一元素精矿的同时，会降低其他有价金属的回收率，增加生产成本。

技术实现要素：

本发明的目的是提供一种铜钴矿的选矿方法，该方法可有效分离铜钴矿，获得高品位的铜、钴精矿，提高了铜钴分选效率。

一种铜钴矿的选矿方法，所述方法包括：

步骤1、首先将铜钴原矿进行磨矿处理，在磨矿过程中添加一定量的调整剂，调整矿浆的pH值至9-10范围内；

步骤2、在磨矿处理后的矿浆中依次加入捕收剂和起泡剂，进行铜钴混合浮选粗选，并在两次扫选后得到尾矿；

步骤3、在混合浮选泡沫中加入抑制剂，进行三次精选后得到铜钴混合精矿；

步骤4、以所述铜钴混合精矿作为给矿进行再磨处理，并在再磨处理过程中加入一定量的调整剂，调整矿浆的pH值至12-13范围内；

步骤5、在再磨处理后的矿浆中依次加入抑制剂和捕收剂，进行铜钴分离浮选，并经一次粗选、一次扫选后得到钴精矿；

步骤6、对铜钴分离浮选后的泡沫进行两次精选后得到铜精矿。

在所述步骤1中，所添加的调整剂为石灰，其用量为0-1000g/t_原矿。

在所述步骤2中，所添加的捕收剂为丁基黄药、丁铵黑药之一或二者的混合物，其总用量为10-100g/t_原矿；

所添加的起泡剂为松醇油，其用量为5-30g/t_原矿。

在所述步骤3中，所加入的抑制剂为羧甲基纤维素，或羧甲基纤维素和水玻璃的混合物；

其中，所述羧甲基纤维素的用量为100-1000g/t_原矿，所述水玻璃的用量为100-500g/t_原矿。

在所述步骤4中，所加入的调整剂为石灰，其用量为0-2000g/t_原矿。

在所述步骤5中，所加入的抑制剂包括腐植酸钠、六偏磷酸钠和硫化钠中的一种或两种的混合物；

其中，腐植酸钠的用量为50-500g/t_原矿，六偏磷酸钠的用量为0-100g/t_原矿，硫化钠的用量为0-200g/t_原矿。

在所述步骤5中，所加入的捕收剂为硫胺酯，其总用量为0-20g/t_原矿。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，上述方法可有效分离铜钴矿，获得高品味的铜、钴精矿，提高了铜钴分选效率；同时操作简单，可控性强，对矿石适应性也较强。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。

图1为本发明实施例所提供铜钴矿的选矿方法流程示意图。

具体实施方式

下面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，都属于本发明的保护范围。

下面将结合附图对本发明实施例作进一步地详细描述，如图1所示为本发明实施例所提供铜钴矿的选矿方法流程示意图，所述方法包括：

步骤1、首先将铜钴原矿进行磨矿处理，在磨矿过程中添加一定量的调整剂，调整矿浆的pH值至9-10范围内；

在该步骤1中，所添加的调整剂为石灰，其用量为0-1000g/t_原矿，即每吨原矿所使用药剂用量为0-1000g。

步骤2、在磨矿处理后的矿浆中依次加入捕收剂和起泡剂，进行铜钴混合浮选粗选，并在两次扫选后得到尾矿；

在该步骤2中，所添加的捕收剂为丁基黄药、丁铵黑药之一或二者的混合物，其总用量为10-100g/t_原矿；

所添加的起泡剂为松醇油，其用量为5-30g/t_原矿。

步骤3、在混合浮选泡沫中加入抑制剂，进行三次精选后得到铜钴混合精矿；

在该步骤3中，所加入的抑制剂为羧甲基纤维素，或羧甲基纤维素和水玻璃的混合物；

其中，所述羧甲基纤维素的用量为100-1000g/t_原矿，所述水玻璃的用量为100-500g/t_原矿。

步骤4、以所述铜钴混合精矿作为给矿进行再磨处理，并在再磨处理过程中加入一定量的调整剂，调整矿浆的pH值至12-13范围内；

在该步骤4中，所加入的调整剂为石灰，其用量为0-2000g/t_原矿。

步骤5、在再磨处理后的矿浆中依次加入抑制剂和捕收剂，进行铜钴分离浮选，并经一次粗选、一次扫选后得到钴精矿；

在该步骤5中，所加入的抑制剂包括腐植酸钠、六偏磷酸钠和硫化钠中的一种或两种的混合物；其中，腐植酸钠的用量为50-500g/t_原矿，六偏磷酸钠的用量为0-100g/t_原矿，硫化钠的用量为0-200g/t_原矿。

所加入的捕收剂为硫胺酯，其总用量为0-20g/t_原矿。

步骤6、对铜钴分离浮选后的泡沫进行两次精选后得到铜精矿。

上述工艺步骤无需对铜钴混合精矿进行脱药处理，对混合精矿再磨擦洗后，配合使用组合抑制剂即可实现铜、钴矿物的分离，提高了铜钴分选效率，分别可以获得合格的单一元素产品铜精矿和钴精矿，采用本实施例方法所得的铜精矿铜品位一般在28％以上，铜回收率高于88％；钴精矿钴品位在10％以上，钴回收率高于60％。

下面结合具体实例对本申请技术方案进行详细陈述：

实施例1、某铜钴矿原矿铜品位1.56％，钴品位0.12％，工艺矿物学研究表明该矿石中含铜矿物主要为黄铜矿及斑铜矿，含钴矿物主要为硫铜钴矿及黄铁矿含钴。

将该矿石采用湿式球磨机进行磨矿，磨矿产品粒度为-0.074mm占65％，磨矿过程中添加石灰，调整矿浆pH值为9.6，采用丁基黄药和丁铵黑药组合作为捕收剂，松醇油作为起泡剂进行铜钴混合浮选，混合浮选包括一次粗选，两次扫选和三次精选，粗选捕收剂用量80g/t，起泡剂用量为20g/t，扫选药剂用量依次递减至粗选的三分之一；

混合精选一作业添加抑制剂羧甲基纤维素和水玻璃，用量分别为200g/t和400g/t，精选二、三作业空白精选，得到铜钴混合精矿；

以铜钴混合精矿作为给矿，采用湿式球磨进行再磨，磨矿产品粒度为-0.0385mm占80％，磨矿过程中添加石灰，调整矿浆pH值为12.5，在分离粗选时首先加入抑制剂腐殖酸钠和六偏磷酸钠，用量分别为100g/t和60g/t，然后添加捕收剂硫胺酯，用量为8g/t，进行一次分离粗选一次分离扫选，两次分离精选，分别得到铜精矿和钴精矿。

实验室闭路结果为铜精矿含铜31.49％，铜回收率92.34％；钴精矿钴品位4.84％，钴回收率80.61％。

实施例2、某铜钴矿原矿铜品位1.62％，钴品位0.13％，工艺矿物学研究表明该矿石中含铜矿物主要为黄铜矿，伴有少量斑铜矿、辉铜矿等，含钴矿物主要为硫铜钴矿。

将该矿石采用湿式球磨机进行磨矿，磨矿产品粒度为-0.074mm占65％，磨矿过程中添加石灰，调整矿浆pH值为9.5，采用丁基黄药和丁铵黑药组合作为捕收剂，松醇油作为起泡剂进行铜钴混合浮选，混合浮选包括一次粗选，两次扫选和三次精选，粗选捕收剂用量80g/t，起泡剂用量为20g/t，扫选药剂用量依次递减至粗选的三分之一；

混合精选一作业添加抑制剂羧甲基纤维素和水玻璃，用量为100g/t和500g/t，精选二、三作业空白精选，得到铜钴混合精矿；

以铜钴混合精矿作为给矿，采用湿式球磨进行再磨，磨矿产品粒度为-0.0385mm占80％，磨矿过程中添加石灰，调整矿浆pH值为12.5，在分离粗选时添加抑制剂腐植酸钠、六偏磷酸钠和硫化钠组合使用，用量分别为200g/t、50g/t和100g/t，然后加入捕收剂硫胺酯，用量为8g/t，进行一次分离粗选一次分离扫选，两次分离精选，分别得到铜精矿和钴精矿。

实验室闭路结果为铜精矿含铜30.17％，铜回收率92.32％；钴精矿钴品位5.11％，钴回收率81.04％。

综上所述，本发明实施例所提供的方法具有以下优点：

1)分选指标高且稳定，安全可靠，可有效进行工业化生产。

2)工艺适应性强，不仅可回收低品位、嵌布复杂的细粒铜、钴矿物，同时降低了铜、钴矿物分离难度，显著提高了铜、钴精矿的质量与回收率；且操作简单，可控性强，对矿石适应性也较强。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。