难选铜钴混合矿的选矿分离方法

236 编辑：中冶有色技术网来源：金川集团镍钴有限公司

2024-12-24 15:10:26

权利要求

1.一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：

(1)采用半自磨对混合原矿进行破碎磨矿，产品给入直线振动筛筛分，筛上物料返回半自磨，筛下物料进入泵池泵送至水力旋流器分级;水力旋流器分级溢流作为合格物料给入浮选作业，分级沉砂作为不合格物料给入球磨机再磨;球磨机排矿经圆筒筛筛分，圆筒筛筛上物料返回球磨机，圆筒筛筛下物料与直线振动筛筛下物料合并进入同一泵池;

(2)磨矿分级溢流作为合格物料给入浮选，先进行硫化矿粗选，得到硫化矿粗选精矿和粗选尾矿;

(3)将硫化矿粗选精矿进行一次精选作业，获得硫化矿一次精选精矿(即硫化精矿Ⅰ)和硫化矿一次精选尾矿;将粗选尾矿进行一次扫选作业，得到硫化矿一次扫选精矿和硫化矿一次扫选尾矿，硫化矿一次扫选尾矿进行二次扫选作业，获得硫化矿二次扫选精矿和硫化矿二次扫选尾矿;

(4)将硫化矿二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业，得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿;将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业，获得氧化矿扫选精矿和最终尾矿;

(5)将硫化矿一次精选尾矿、硫化矿一次扫选精矿、硫化矿二次扫选精矿合并作为中矿送至水力旋流器进行分级，得到中矿分级沉砂和中矿分级溢流;将中矿分级沉砂进行再磨后返回分级作业形成闭路流程，将中矿分级溢流送至中矿精选段进行中矿一次精选，获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿;

(6)将中矿一次精选精矿进行中矿二次精选，得到中矿二次精选精矿(即硫化精矿Ⅱ)和中矿二次精选尾矿;将中矿一次精选尾矿送至硫化矿粗选段进行选别，将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别;

(7)将硫化精矿Ⅰ和硫化精矿Ⅱ合并作为最终硫化精矿或保留两产品;将氧化矿粗选精矿和氧化矿扫选精矿合并作为最终氧化矿精矿;最终硫化精矿经过浓缩、压滤处理后直接给入火法冶金工艺焙烧;氧化矿精矿则经浓缩后直接给入湿法冶金工艺处理。

2.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(1)中：将难选铜钴混合矿采用半自磨机进行破碎后再采用直线筛进行筛分，得到筛上物料和筛下物料;将筛上物料返回半自磨机再次进行破碎，将筛下物料送至磨矿水力旋流器进行分级，得到磨矿分级沉砂和分级溢流产品;将分级沉砂作为不合格物料给入球磨机再磨，球磨机排矿经圆筒筛筛分，圆筒筛筛上物料返回球磨机，圆筒筛筛下物料与直线振动筛筛下物料合并进入同一泵池进而泵送至水力旋流器分级;其中，半自磨机型号为φ6.40m×3.50m的湿式自磨机，破碎后的矿石中-2mm物料含量≥80%，直线振动筛筛孔尺寸6×12mm;磨矿分级水力旋流器为φ660mm-8型旋流器组，分级溢流产品中细度为-0.074mm的物料≥65%、矿浆浓度为30±2%，分级沉砂矿浆浓度为68±3%;球磨机型号为φ4.80m×7.00m，排矿端圆筒筛筛孔尺寸8×24mm。

3.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(2)中：硫化矿粗选的工艺条件为：捕收剂乙基黄药用量为35±5g/t、起泡剂三丙二醇甲基醚用量为55±10g/t、浮选浓度为30±3%、浮选时间为10min;浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

4.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(3)中：硫化矿粗选精矿进行一次精选的工艺条件为：浮选浓度为28±3%，浮选时间为20min，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机;粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为：捕收剂异戊基黄药用量为120±20g/t、矿浆浓度为28±2%;二次扫选矿浆浓度为27±2%，浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

5.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(4)中：氧化矿粗选作业的工艺条件为：捕收剂戊基黄原酸钾用量为50±10g/t、起泡剂三丙二醇甲基醚用量为25±5g/t、硫化剂NaHS用量为600±200g/t、抑制剂氟硅酸钠用量为500±100g/t、浮选浓度为25±2%，浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

6.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(5)中：所用中矿再磨设备为MLL355kW型立式螺旋搅拌磨机，所用中矿分级设备为φ250mm-10旋流器组，溢流产品细度为-0.074mm≥90%，溢流矿浆浓度为20±2%，沉砂矿浆浓度为50±2%;中矿一次精选工艺条件为：起泡剂三丙二醇甲基醚用量为20±5g/t，浮选浓度为20±2%，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

7.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(6)中：中矿二次精选浮选浓度为18±2%，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

8.根据权利要求1所述的一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，其特征在于，步骤(7)中：根据混合铜钴矿氧化率差异，硫化精矿Ⅰ的产品产率控制在6±2%，硫化精矿Ⅱ的产品产率控制在4±1%，氧化精矿的产品产率控制在6±2%。

说明书

技术领域

[0001]本发明属于选矿技术领域，涉及一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法。

背景技术

[0002]铜和钴是非常重要的战略资源，是工业生产中的重要材料。近年来随着开采深度不断加深，单一的氧化铜钴矿越来越少，更多的是氧化矿和硫化矿交错分布的多金属复杂共生难选铜钴矿，此类矿石很难在采矿和选矿备料过程中人为彻底区分开。因此，在使用过去常规的选矿工艺时，混合矿铜和钴的回收越来越困难，技术经济指标难以有效提升，急需探索新工艺以适应不断变化的生产条件。

[0003]针对复杂难选铜钴混合矿的回收，由于不同金属矿物存在大量的连生共生，造成氧化矿和硫化矿混合给入磨浮流程，单一选别硫化矿或者氧化矿的选矿工艺进行铜钴回收普遍存在回收率较低、生产运行成本偏高等问题。

[0004]针对原矿中铜和钴既存在硫化矿也存在氧化矿的情况，使用常规的单一浮选流程难以实现两类矿物的综合回收，此种现象仅仅通过调整药剂制度并不能有效地提高选矿指标，且如果混合精矿不经过硫氧分离，不管是给入后续硫化矿焙烧或氧化矿浸出工艺，都会造成铜钴金属极大的浪费。

[0005]本发明针对以上复杂难选铜钴混合矿选矿过程中存在的问题，结合原矿性质及选矿产品后续处置方案，创造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程，选别流程采用“硫化矿与氧化矿分步浮选-硫化粗精矿再磨+硫氧分离、多产品方案”的工艺流程。硫化精矿经过浓缩、压滤等处理后，可直接给入焙烧炉等火法冶金工艺处理;氧化精矿则经浓缩后，可直接给入浸出等湿法冶金工艺处理;上述工艺提升选矿技术指标的同时，有效减少了浮选精矿在冶炼过程中的铜钴金属损失，降低了矿石加工成本，实现复杂难选铜钴混合矿的高效回收。

发明内容

[0006]本发明针对现有浮选工艺流程不完善，导致混合铜钴矿、尤其是氧化矿难以浮选，铜钴金属回收率低、铜钴混合精矿后续处理成本高的问题，创造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程，选别流程采用“硫化矿与氧化矿分步浮选-硫化粗精矿再磨+硫氧分离、多产品方案”的工艺流程。该工艺流程实现了混合矿分步浮选、硫化精矿与氧化精矿分离、多产品方案的目标，硫化精矿经过浓缩、压滤等处理后可直接给入焙烧炉等火法冶金工艺处理，氧化精矿则经浓缩后可直接给入浸出等湿法冶金工艺处理。上述工艺提升选矿技术指标的同时，有效杜绝了浮选混合精矿在冶炼过程中的损失，降低了矿石加工成本，实现复杂难选铜钴混合矿的高效回收。

[0007]本发明的目的是通过以下方案来实现的。

[0008]一种难选铜钴混合矿的选矿分离方法，包括以下步骤：

[0009]其中，半自磨机型号为φ6.40m×3.50m的湿式自磨机，破碎后的矿石中-2mm物料含量≥80%，直线振动筛筛孔尺寸6×12mm;磨矿分级水力旋流器为φ660mm-8型(4工4备)旋流器组，分级溢流产品中细度为-0.074mm的物料≥65%、矿浆浓度为30±2%，分级沉砂矿浆浓度为68±3%;球磨机型号为φ4.80m×7.00m，排矿端圆筒筛筛孔尺寸8×24mm。

[0010](2)磨矿分级溢流作为合格物料给入浮选，先进行硫化矿粗选，得到硫化矿粗选精矿和粗选尾矿。

[0011]硫化矿粗选的工艺条件为：捕收剂乙基黄药用量为35±5g/t、起泡剂三丙二醇甲基醚用量为55±10g/t、浮选浓度为30±3%、浮选时间为10min;浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

[0012](3)将硫化矿粗选精矿进行一次精选作业，获得硫化矿一次精选精矿(即硫化精矿Ⅰ)和硫化矿一次精选尾矿;将粗选尾矿进行一次扫选作业，得到硫化矿一次扫选精矿和硫化矿一次扫选尾矿，硫化矿一次扫选尾矿进行二次扫选作业，获得硫化矿二次扫选精矿和硫化矿二次扫选尾矿。

[0013]硫化矿粗选精矿进行一次精选的工艺条件为：浮选浓度为28±3%，浮选时间为20min，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机;粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为：捕收剂异戊基黄药用量为120±20g/t、矿浆浓度为28±2%;二次扫选矿浆浓度为27±2%，浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

[0014](4)将硫化矿二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业，得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿;将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业，获得氧化矿扫选精矿和最终尾矿。

[0015]氧化矿粗选作业的工艺条件为：捕收剂戊基黄原酸钾用量为50±10g/t、起泡剂三丙二醇甲基醚用量为25±5g/t、硫化剂NaHS用量为600±200g/t、抑制剂氟硅酸钠用量为500±100g/t、浮选浓度为25±2%，浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

[0016](5)将硫化矿一次精选尾矿、硫化矿一次扫选精矿、硫化矿二次扫选精矿合并作为中矿送至水力旋流器进行分级，得到中矿分级沉砂和中矿分级溢流;将中矿分级沉砂进行再磨后返回分级作业形成闭路流程，将中矿分级溢流送至中矿精选段进行中矿一次精选，获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿。

[0017]所用中矿再磨设备为MLL355kW型立式螺旋搅拌磨机，所用中矿分级设备为φ250mm-10(5工5备)旋流器组，溢流产品细度为-0.074mm≥90%，溢流矿浆浓度为20±2%，沉砂矿浆浓度为50±2%;中矿一次精选工艺条件为：起泡剂三丙二醇甲基醚用量为20±5g/t，浮选浓度为20±2%，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

[0018](6)将中矿一次精选精矿进行中矿二次精选，得到中矿二次精选精矿(即硫化精矿Ⅱ)和中矿二次精选尾矿;将中矿一次精选尾矿送至硫化矿粗选段进行选别，将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别。

[0019]中矿二次精选浮选浓度为18±2%，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

[0020](7)将硫化精矿Ⅰ和硫化精矿Ⅱ合并作为最终硫化精矿或保留两产品;将氧化矿粗选精矿和氧化矿扫选精矿合并作为最终氧化矿精矿;最终硫化精矿经过浓缩、压滤处理后直接给入火法冶金工艺焙烧;氧化矿精矿则经浓缩后直接给入湿法冶金工艺处理。

[0021]根据混合铜钴矿氧化率差异，硫化精矿Ⅰ的产品产率控制在6±2%，硫化精矿Ⅱ的产品产率控制在4±1%，氧化精矿的产品产率控制在6±2%。

[0022]本发明可在选矿阶段实现铜钴混合矿中硫化精矿和氧化矿精矿分离富集，实现了混合矿分步浮选、硫化精矿与氧化精矿分离、多产品方案的目标;硫化精矿经过浓缩、压滤等处理后可直接给入焙烧炉等火法冶金工艺处理，氧化精矿则经浓缩后可直接给入浸出等湿法冶金工艺处理。上述工艺提升选矿技术指标的同时，有效杜绝了浮选混合精矿在冶炼过程中的损失，降低了矿石加工成本，显著提高了复杂难选铜钴混合矿高效回收经济效益。

[0023]本发明的有益效果：本发明针对现有浮选工艺流程不完善，导致混合铜钴矿、尤其是氧化矿难以浮选，铜钴金属回收率低、铜钴混合精矿后续处理成本高的问题，创造性地提出了碎磨工序采用“半自磨+球磨”工艺流程，选别流程采用“硫化矿与氧化矿分步浮选-硫化粗精矿再磨+硫氧分离、多产品方案”的工艺流程。该工艺流程实现了混合矿分步浮选、硫化精矿与氧化精矿分离、多产品方案的目标，硫化精矿经过浓缩、压滤等处理后可直接给入焙烧炉等火法冶金工艺处理，氧化精矿则经浓缩后可直接给入浸出等湿法冶金工艺处理。上述工艺提升选矿技术指标的同时，有效杜绝了浮选混合精矿在冶炼过程中铜钴金属的损失，降低了矿石加工成本，实现复杂难选铜钴混合矿的高效回收。

附图说明

[0024]图1为本发明的难选铜钴混合矿的选矿分离方法工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图通过实施例进一步说明本发明方法和效果，但不以任何方式限制本发明。

[0026]实施例1

矿石样品为刚果(金)某铜钴混合矿矿样，氧化率15%，原矿中含铜2.97%，含钴0.80%。

[0027]铜钴矿的选别工艺流程见图1：

(1)使用半自磨机对原矿进行磨碎筛分，产品中-2mm含量占80%，筛上产品返回半自磨机再磨，筛下产品泵送至水力旋流器分级，分级沉沉砂送至球磨机磨矿后经圆筒筛筛分后排至泵池，泵送至水力旋流器分级，分级溢流中-200目含量占65%，送至浮选硫化矿粗选段进行选别。

[0028]半自磨机型号为φ6.40m×3.50m的湿式自磨机，直线振动筛筛孔尺寸6×12mm;磨矿分级水力旋流器为φ660mm-8型(4工4备)旋流器组，矿浆浓度为30±2%，分级沉砂矿浆浓度为68±3%;球磨机型号为φ4.80m×7.00m，排矿端圆筒筛筛孔尺寸8×24mm。

[0029](2)进行硫化矿粗选，得到硫化矿粗选精矿和粗选尾矿，硫化矿粗选的工艺条件为：硫化矿粗选捕收剂乙基黄药用量为35g/t，起泡剂三丙二醇甲基醚用量为55g/t;浮选浓度为30±3%、浮选时间为10min;浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

[0030](3)将硫化矿粗选精矿进行一次精选作业，获得硫化矿一次精选精矿(即硫化精矿Ⅰ)和硫化矿一次精选尾矿;将粗选尾矿进行一次扫选作业，得到硫化矿一次扫选精矿和硫化矿一次扫选尾矿，硫化矿一次扫选尾矿进行二次扫选作业，获得硫化矿二次扫选精矿和硫化矿二次扫选尾矿。

[0031]硫化矿粗选精矿进行一次精选的工艺条件为：浮选浓度为28±3%，浮选时间为20min，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

[0032]粗选尾矿进行一次扫选作业的工艺条件为：硫化矿一次扫选捕收剂异戊基黄药用量为120g/t，矿浆浓度为28±2%;二次扫选矿浆浓度为27±2%，浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

[0033](4)将硫化矿二次扫选尾矿进行氧化矿粗选作业，得到氧化矿粗选精矿和氧化矿粗选尾矿;将氧化矿粗选尾矿进行氧化矿扫选作业，获得氧化矿扫选精矿和最终尾矿。

[0034]氧化矿粗选作业的工艺条件为：氧化矿扫选捕收剂异戊基黄药用量为50g/t，起泡剂三丙二醇甲基醚用量为25g/t，硫化剂NaHS用量为600g/t，抑制剂氟硅酸钠用量为500g/t;浮选浓度为25±2%，浮选机使用充气搅拌式KYF型浮选机。

[0035](5)将硫化矿一次精选尾矿、硫化矿一次扫选精矿、硫化矿二次扫选精矿合并作为中矿送至水力旋流器进行分级，得到中矿分级沉砂和中矿分级溢流;将中矿分级沉砂进行再磨后返回分级作业形成闭路流程，将中矿分级溢流送至中矿精选段进行中矿一次精选，获得中矿一次精选精矿和中矿一次精选尾矿。

[0036]所用中矿再磨设备为MLL355kW型立式螺旋搅拌磨机，所用中矿分级设备为φ250mm-10(5工5备)旋流器组，溢流产品细度为-0.074mm≥90%，溢流矿浆浓度为20±2%，沉砂矿浆浓度为50±2%;中矿一次精选工艺条件为：中矿一次精选起泡剂三丙二醇甲基醚用量为20g/t，浮选浓度为20±2%，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

[0037](6)将中矿一次精选精矿进行中矿二次精选，得到中矿二次精选精矿(即硫化精矿Ⅱ)和中矿二次精选尾矿;将中矿一次精选尾矿送至硫化矿粗选段进行选别，将中矿二次精选尾矿送至中矿一次精选段进行选别;中矿二次精选浮选浓度为18±2%，浮选机使用充气自吸式的XCF型搭配充气搅拌式KYF型浮选机。

[0038](7)将硫化精矿Ⅰ和硫化精矿Ⅱ合并作为最终硫化精矿或保留两产品;将氧化矿粗选精矿和氧化矿扫选精矿合并作为最终氧化矿精矿;最终硫化精矿经过浓缩、压滤处理后直接给入火法冶金工艺焙烧;氧化矿精矿则经浓缩后直接给入湿法冶金工艺处理。根据混合铜钴矿氧化率差异，硫化精矿Ⅰ的产品产率控制在6±2%，硫化精矿Ⅱ的产品产率控制在4±1%，氧化精矿的产品产率控制在6±2%。试验结果见表1。

[0039]以上实施例表明，采用该工艺流程处理难选铜钴混合矿，硫化精矿Ⅰ中铜回收率可达到72%，钴回收率达到67%，铜品位32.00%，钴品位8.05%，硫品位20.05%;硫化精矿Ⅱ中铜回收率可达到16%，钴回收率达到18%，铜品位15.90%，钴品位4.72%，硫品位8.60%;将硫化精矿Ⅰ与硫化精矿Ⅱ合并后的硫化混合精矿中铜回收率可达到88%，钴回收率达到85%，铜品位27.00%，钴品位7.02%，硫品位16.50%;氧化精矿中铜回收率可达到5%，钴回收率达到4%，铜品位2.50%，钴品位0.54%，硫品位0.89%。混合矿浮选综合技术指标铜回收率可达到93%，钴回收率达到89%，显著优于当地其他选矿厂生产指标。另外，当混合矿氧化率继续升高时(≥20%)，相比传统单一混选工艺，本发明工艺流程对硫化精矿和氧化精矿的分离效果和浮选指标优势和效果将更为突出。

说明书附图(1)